从含铜尾矿中回收铜和金的方法与流程

677 编辑：中冶有色技术网来源：长沙有色冶金设计研究院有限公司

2023-09-13 17:10:57

本发明属于多金属矿选矿技术领域，具体涉及一种从含铜尾矿中回收铜和金的方法。

背景技术：

随着我国经济快速发展，国内有色金属产量和对产品的需求量日趋增大，尤其是铜资源短缺形势日益严峻，铜产品的供需矛盾非常突出，对国外原料的依赖程度越来越大。我国已成为世界上最大的铜消费国，国内铜资源供应不足的状况将长期持续下去，每年需进口约75％的铜金属以满足国内需求。

目前近地表矿石资源日益枯竭，但是早期铜选厂却有大量的浸出尾渣堆积在尾矿库中，该部分的矿石中品位高，有未浸完的氧化铜矿和难浸的硫化铜矿以及伴生的金矿，为了拓宽铜资源渠道以及其伴生金属的利用范围，开发该部分资源，目前可以通过直接酸浸浸出回收氧化铜，而硫化矿铜其它伴生金属难以回收，被丢弃在尾矿中。因此，开发新型的选矿工艺流程，合理高效回收含铜氧化矿和硫化矿以及其伴生金属金成为迫在眉睫的问题。目前回收尾矿中含铜资源和其伴生金属的主要问题如下：

1)硫化铜和氧化铜可以采用先选硫化矿再浸出选氧化矿工艺，但是在分选硫化矿时，添加在硫化矿的浮选药剂会影响浸出氧化铜矿的萃取。目前开发该类型的矿石一般采用酸浸氧化铜，但伴生的硫化铜丢弃在尾矿中。其主要原因是酸浸渣的ph在2-3左右，和常规碱性环境回收硫化矿差异大，但是如果为了回收硫化铜，要提高浮选矿浆的ph至碱性，生产成本较高，经济不合理。因此，如何在酸性环境中分选硫化矿成为工艺的关键。而伴生的硫化矿在因分布在酸浸渣中，其ph在2-3左右，和常规碱性环境回收硫化矿差异较大，但是如果提高浮选矿浆ph，生产成本较高，经济上很不合理。因此，如何在酸性环境中分选硫化矿成为工艺的关键。

2)尾矿库中的浸出尾渣铜矿资源会自然结晶结块，其粒径约为1～20cm，再加上有时会有矿山产出的大块度的原生矿石，如果采用直接浸出氧化铜，不仅氧化铜浸出率低，而且耗酸大。且尾矿库中细粒级物料会沉积吸附在该部分大块粒矿石中，如何采用有效手段将细粒级矿石和粗粒级矿石分开也成为工艺的关键。

3)矿石经过酸浸后，硫化矿石会形成一层氧化膜，且细粒级含量多，有时甚至达到了-500目占80％，极不利于捕收剂、分散剂等与硫化矿物发生作用，如何将加强用药在酸性条件下回收超细粒硫化矿也成为工艺的关键。

4)在铜矿尾渣中常常伴生金，在尾矿中含量一般在0.5g/t，由于金的比重较大，可以采用重选的方法回收一部分金，但是由于金矿品位低，且矿石属于超细粒范畴，如果采用摇床分选，厂房占地面积大，投资费用高，如果采用单一的尼尔森选矿机分选，细度超出了该设备的分选范畴，金回收率极低，如何高效地在尼尔森选矿机中对矿石进行预富集，成为伴生金的关键。

技术实现要素：

本发明的目的是提供一种回收效率高，工艺更简单，成本低的从含铜尾矿中回收铜和金的方法。

本发明这种从含铜尾矿中回收铜和金的方法，包括以下步骤：

1)将尾矿库开采出来的矿石经圆筒洗矿机进行造浆，有效分散粗颗粒矿石和细颗粒矿石，得到矿浆；

2)将步骤1)中的矿浆采用直线振动筛进行筛分，得到筛上物料和筛下物料；筛上物料进一步采用齿辊破碎机进行破碎，破碎后的产物进行球磨分级，分级溢流与步骤3)中产生的溢流合并，进入后续步骤；底流返回磨矿；

3)步骤2)中筛下物料通过渣浆泵扬送至旋流器进行强化分级，分级后的底流采用尼尔森+摇床选矿回收伴生金金属(由于金金属的比重大，主要存在于底流产品中)；分级后的溢流与步骤2)中产生溢流合并，进入浓密+浸出+洗涤工艺，得到洗涤后的矿浆和洗涤水；

4)步骤3)中的洗涤后的矿浆采用磨机进行擦洗(暴露硫化矿的新鲜表面)，擦下完毕后，加入浮选药剂，进行强化搅拌(促进药剂和矿浆结合)，得到浮选矿浆；

5)将步骤4)中的浮选矿浆进行浮选，得到铜精矿和尾矿。

所述步骤1)中，圆筒洗矿机为专利号cn200810096781.3中的洗矿机。

所述步骤2)中，直线振动筛筛分筛孔1～5mm；筛下物料采用齿辊破碎机破碎后，然后球磨分级至-325目占80％～-400目占90％。

所述步骤3)中，旋流器给料压力≥0.15mpa，旋流器底流的浓度45～60％，底流的粒度控制在10μm以上，溢流粒度控制在10μm以下；尼尔森重选工艺参数为：给料浓度45％～60％，给料压力0～0.1mpa，给料粒度≥10μm；摇床工艺的给料浓度10％～20％；浸出液固比为(1～3):1，浓密洗涤采用5到6逆流洗涤。

所述步骤4)中，浮选药剂制度为：捕收剂z200的量为50～200g/t，丁黄药量为20～100g/t，黄腐酸量为10～200g/t，抑制剂水玻璃的量为50～400g/t，起泡剂2#油的量为20～50g/t；强化搅拌包括1次高速搅拌(搅拌1)和2次常规搅拌(搅拌2和3)，强化搅拌的总时间为20～40min；高速搅拌的搅拌速度为110-150r/min，常规搅拌的搅拌速度为90～105r/min。

所述步骤5)中，浮选采用二粗二扫二精流程，浮选矿浆细度在-325目占80％～-400目占90％。

优选的，所述的浮选采用专利号为ccf浮选柱(气泡发生器)采用专利号zl20042006928.2中的浮选柱；浮选在酸性环境下进行浮选，浮选ph为3～4。

本发明的有益效果：1)本发明的工艺流程包括制浆筛分+旋流强化分级+重选选金+浸出选氧化铜+擦洗+搅拌调浆+浮选分选硫化铜，在尾矿氧化铜浸出作业中作业回收率超过85％。2)本发明对矿石进行擦洗，可以打散粗颗粒矿石和细粒矿石，起到调浆作用，便于矿石的粗细分离。3)本发明采用强化旋流器分级工艺，对进入尼尔森的矿浆进行金预先富集和粒度预先分级，可以使矿浆粒度满足尼尔森选矿工艺技术的要求，可降低细粒级矿物对尼尔森选矿机的干扰，提高选矿回收率，该工艺为无氰工艺，属于环保友好型工艺。4)本发明采用擦洗工艺可以增加硫化矿的新鲜面，促进药剂在矿石表面的吸附。5)本发明的专利中采用ccf浮选柱分选超细粒硫化矿石，在采用常规的分选药剂条件下，实现了在酸性环境中回收氧化铜浸渣中的硫化铜矿，且可以获得较好分选指标。本工艺可以为类似矿山的生产提供指导作用。

附图说明

图1本发明的工艺流程图。

具体实施方式

实施例中采用的浮选柱为专利zl20042006928.2中的气泡反生器。

实施例1

以刚果某地的铜尾矿为例，尾矿含铜为1.81％，金的品位为0.55g/t，尾矿细度为-400目占76.00％。

将铜尾矿经圆筒洗矿机(专利号cn200810096781.3中的洗矿机)进行造浆，得到矿浆；矿浆采用直线振动筛进行筛分(筛孔的孔径为2mm)，得到筛上物料和筛下物料。筛上物料进一步采用齿辊破碎机破碎，接着球磨分级至-325目占80％以上，球磨分级的底流返回到磨矿，球磨分级的溢流与筛下物料的溢流进行合并。筛下物料进入旋流器中进行分级，控制分级压力≥0.15mpa，从而实现底流浓度为50％，底流粒度控制≥10μm，实现了金精矿的品位预富集和粗颗粒物料富集。底流进入尼尔森+摇床选矿(尼尔森重选的给料浓度为50％，给料压力为0.05mpa，给料粒度≥10um；摇床的给料浓度为15％)，最终获得的金品位为20g/t，回收率为50％；筛上物料球磨分级后的溢流与筛下物料的溢流，合并进入到浓密工艺，然后经过浸出(液固比为2:1l/g)和洗涤工艺(5次逆流洗涤)后，得到洗涤后的矿浆，浸出铜的回收率为32.00％。

洗涤后的矿浆采用磨机进行擦洗，然后加入浮选药剂后，在130r/min转速下搅拌10min，105r/min转速下搅拌10min，95r/min转速下搅拌10min；搅拌后的矿浆进入浮选系统二粗二扫二精，粗扫选时间为35min，精选采用ccf浮选柱分选；浮选的药剂制度为z200的量为100g/t，丁黄药量为80g/t，黄腐酸量为50g/t,抑制剂水玻璃的量为250g/t，起泡剂2#油的量为20g/t；最终获得浮选铜品位为13％，浮选铜回收率为28.00％，浸出铜回收率为32.00％，铜总回收率为60.00％，矿山效益型良好。

实施例2

以云南某地的铜尾矿为例，尾矿含铜为1.52％，金含量为0.42g/t。将铜尾矿经圆筒洗矿机(专利号cn200810096781.3中的洗矿机)进行造浆，得到矿浆；矿浆采用直线振动筛进行筛分(筛孔的孔径为1mm)，得到筛上物料和筛下物料。筛上物料进一步采用齿辊破碎机破碎，接着球磨分级至-400目占90％，然后进行分级，球磨分级后底流返回到磨矿，球磨分级的溢流与筛下物料的溢流进行合并。筛上物料进入旋流器中进行分级，控制旋流器分级压力为0.16mpa，实现底流浓度为50.00％，底流粒度控制≥10μm，实现了金精矿的品位预富集和粗颗粒物料富集，底流进入尼尔森+摇床选矿(尼尔森重选的给料浓度为60％，给料压力为0.08mpa，给料粒度≥10um；摇床的给料浓度为20％)，最终获得的金品位为15g/t，回收率为50％；筛上物料的溢流与筛下物料的溢流(溢流粒度小于10μm)，合并进入到浓密工艺，然后经过浸出(液固比为3:1l/g)和洗涤工艺(6次逆流洗涤)后得到洗涤矿浆，浸出铜的回收率为35.00％。

洗涤后的矿浆采用磨机进行擦洗，然后加入浮选药剂后，在150r/min转速下搅拌15min，100r/min转速下搅拌15min，90r/min转速下搅拌10min；搅拌后的矿浆进入浮选系统二粗二扫二精，粗扫选时间为38min，精选采用ccf浮选柱分选；浮选的药剂制度为z200的量为125g/t，丁黄药量为100g/t，黄腐酸量为60g/t，抑制剂水玻璃的量为300g/t，起泡剂2#油的量为15g/t；最终获得浮选铜品位为14％，浮选铜回收率为27％，浸出铜回收率为35.00％，铜总回收率为62.00％，矿山效益型良好。

技术特征：

1.一种从含铜尾矿中回收铜和金的方法，包括以下步骤：

1)将尾矿库开采出来的矿石经圆筒洗矿机进行造浆，有效分散粗颗粒矿石和细颗粒矿石，得到矿浆；

2)将步骤1)中的矿浆采用直线振动筛进行筛分，得到筛上物料和筛下物料；筛上物料进一步采用齿辊破碎机进行破碎，破碎后的产物进行球磨分级，分级溢流与步骤3)中产生的溢流合并，进入后续步骤；底流返回磨矿；

3)步骤2)中筛下物料通过渣浆泵扬送至旋流器进行强化分级，分级后的底流采用尼尔森+摇床选矿回收伴生金金属；分级后的溢流与步骤2)中产生溢流合并，进入浓密+浸出+洗涤工艺，得到洗涤后的矿浆和洗涤水；

4)步骤3)中的洗涤后的矿浆采用磨机进行擦洗，擦下完毕后，加入浮选药剂，进行强化搅拌，得到浮选矿浆；

5)将步骤4)中的浮选矿浆进行浮选，得到铜精矿和尾矿。

2.根据权利要求1所述的从含铜尾矿中回收铜和金的方法，其特征在于，所述步骤1)中，圆筒洗矿机为专利号cn200810096781.3中的洗矿机。

3.根据权利要求1所述的从含铜尾矿中回收铜和金的方法，其特征在于，所述步骤2)中，直线振动筛筛分筛孔1～5mm；筛下物料采用齿辊破碎机破碎后，然后球磨分级至-325目占80％～-400目占90％。

4.根据权利要求1所述的从含铜尾矿中回收铜和金的方法，其特征在于，所述步骤3)中，旋流器给料压力≥0.15mpa，旋流器底流的浓度45～60％，底流的粒度控制在10μm以上，溢流粒度控制在10μm以下。

5.根据权利要求1所述的从含铜尾矿中回收铜和金的方法，其特征在于，所述步骤3)中，尼尔森重选工艺参数为：给料浓度45％～60％，给料压力0～0.1mpa，给料粒度≥10μm；摇床工艺的给料浓度10％～20％；浸出液固比为(1～3):1，浓密洗涤采用5到6逆流洗涤。

6.根据权利要求1所述的从含铜尾矿中回收铜和金的方法，其特征在于，所述步骤4)中，浮选药剂制度为：捕收剂z200的量为50～200g/t，丁黄药量为20～100g/t，黄腐酸量为10～200g/t，抑制剂水玻璃的量为50～400g/t，起泡剂2#油的量为20～50g/t；强化搅拌包括1次高速搅拌和2次常规搅拌，强化搅拌的总时间为20～40min；高速搅拌的搅拌速度为110～150r/min，常规搅拌的搅拌速度为90～105r/min。

7.根据权利要求1所述的从含铜尾矿中回收铜和金的方法，其特征在于，所述步骤5)中，浮选采用二粗二扫二精流程，浮选矿浆细度在-325目占80％～-400目占90％。

8.根据权利要求7所述的从含铜尾矿中回收铜和金的方法，其特征在于，所述的浮选采用专利号为ccf浮选柱采用专利号zl20042006928.2中的浮选柱；浮选在酸性环境下进行浮选，浮选ph为3～4。

技术总结

本发明公开了一种从含铜尾矿中回收铜和金的方法，包括以下步骤：将尾矿库开采出来的矿石经圆筒洗矿机进行造浆，有效分散粗颗粒矿石和细颗粒矿石，得到矿浆；将矿浆采用直线振动筛进行筛分，得到筛上物料和筛下物料；筛上物料采用齿辊破碎机进行破碎，破碎后的产物进行球磨分级，进入后续步骤；底流返回磨矿；筛下物料通过渣浆泵扬送至旋流器进行强化分级，分级后的底流采用尼尔森+摇床选矿回收伴生金；球磨分级后的溢流与筛下物料产生溢流合并，进入浓密+浸出+洗涤工艺，得到洗涤后的矿浆和洗涤水；洗涤后的矿浆采用磨机进行擦洗，擦下完毕后，加入浮选药剂，进行强化搅拌，得到浮选矿浆；将浮选矿浆进行浮选，得到铜精矿和尾矿。

技术研发人员：卿林江;陈典助;张建刚;彭镜泊;杨金山

受保护的技术使用者：长沙有色冶金设计研究院有限公司

技术研发日：2020.07.02

技术公布日：2020.08.28

声明：

“从含铜尾矿中回收铜和金的方法与流程” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。

我是此专利(论文)的发明人(作者)