从选铜尾矿中回收铜、铁、石榴子石的工艺

摘要

本发明涉及从选铜尾矿中回收铜、铁、石榴子石的工艺，采用重选与枱浮选作业回收铁和石榴子石，枱浮选作业中加入捕收剂降低铁精矿和石榴子石精矿中的硫含量，再经磨矿—弱磁选作业，分别得到铁精矿和石榴子石精矿；采用分级—磨矿作业提高铜矿物的单体解离度；再采用铜浮选作业回收铜矿物，在铜浮选作业中加入组合抑制剂和组合捕收剂，经一次铜粗选、一次铜扫选、三次铜精选的铜浮选作业得到铜精矿。回收的铁精矿Fe品位>61％，S品位≤0.3％，Fe回收率>51％；石榴子石精矿含石榴子石>97％，石榴子石回收率>65％；铜精矿Cu品位>22％，Cu回收率>83％，本发明提高了选铜尾矿的资源利用率，有较好的社会效益和经济效益。

说明书

技术领域

本发明涉及尾矿回收利用的选矿工艺，具体说是从选铜尾矿中回收铜、铁、石榴子石的 工艺。

背景技术

随着矿山资源的开采和利用，资源日渐枯竭，采出的原矿普遍存在贫细杂等现象，因此， 从选矿产生的尾矿中综合回收有用矿物受到更多的重视。排放的选矿尾矿不仅占地面积大， 同时给环境造成污染，更可惜的是浪费了大量的有价矿物。从尾矿中回收有用组分既有利于 提高矿山资源利用效率，又可为工业发展提供更多的原材料。选铜尾矿具有数量大、成分复 杂、矿物类型多等特点。矽卡岩铜硫多金属矿床选铜尾矿中通常具有石英、石榴子石、磁铁 矿、赤褐铁矿、黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、辉钼矿、钛铁矿、白钨矿、云母、方解石、透辉 石、长石等矿物。其中石榴子石、辉钼矿、磁铁矿、黄铜矿、白钨矿不但存量巨大，且具有 高附加价值的潜在特性，如果这些有用组分能有效回收，会给企业带来巨大的经济效益。常 规的回收方法不仅回收有用矿物的种类少，且得到的铁精矿中S含量经常超标。例如詹健等人 (2003)研究了从选铜尾矿中回收石榴子石的工艺，采用重选摇床方案得到含石榴子石95.40％ 的精矿，石榴子石回收率60.59％；常宝乾等人(2011)采用重选(摇床)的钙铁石榴子石精 矿再进行弱磁选铁工艺，钙铁石榴子石纯度达到98.00％，铁精矿Fe品位达到68.00％，但铁精 矿中的S品位为2.28％，严重超标。因此，研究出技术可靠、经济可行、工艺稳定的回收工艺 既能提高选铜尾矿的资源二次利用效率，又能提高企业的经济效益，同时为环境保护作出贡 献。

发明内容

本发明的目的是提供一种从选铜尾矿中回收铜、铁、石榴子石的工艺，充分回收有用组 分，提高资源利用效率。

为了达到以上目的，本发明采用的技术方案是根据选铜尾矿中各类矿物的重度不同，首 先采用螺旋溜槽重选与枱浮选作业先回收铁和石榴子石矿物，再经磨矿使铁和石榴子石连生 体矿物深度解离，经弱磁选分离，分别得到铁和石榴子石精矿。枱浮选作业中加入组合捕收 剂让硫矿物更多的进入后续的铜浮选作业，达到降低铁精矿与石榴子石精矿中硫的作用，保 障铁精矿中硫的含量不超标。其次将螺旋溜槽重选与枱浮选的尾矿经分级与磨矿，提高铜矿 物的单体解离度，再在高碱度条件下通过使用组合抑制剂、组合捕收剂和起泡剂进行铜浮选 作业，经过三次精选提铜降杂，最终获得合格铜精矿。

本发明的技术方案：从选铜尾矿中回收铜、铁、石榴子石的工艺，按以下步骤和条件进 行：

A步骤：重选与枱浮选作业，选铜尾矿1经螺旋溜槽重选2，得到螺旋溜槽重选的精矿5、 螺旋溜槽重选的中矿6和螺旋溜槽重选的尾矿7；螺旋溜槽重选的中矿6经第一次枱浮选3，得 到第一次枱浮选的精矿8、第一次枱浮选的中矿9和第一次枱浮选的尾矿10；第一次枱浮选的 中矿9经第二次枱浮选4，得到第二次枱浮选的精矿11和第二次枱浮选的尾矿12；第一次枱浮 选3中加入捕收剂(异戊基黄药：30～40g/t、丁铵黑药：10～20g/t)，第二次枱浮选4中加入捕 收剂(异戊基黄药：15～20g/t、丁铵黑药：5～10g/t)。第一次枱浮选3和第二次枱浮选4的床面 的冲程为15.50mm，冲次为294次/min，给矿浓度为质量百分比12～15％(即在螺旋溜槽重选的 中矿6和第一次枱浮选的中矿9中加入补加水控制矿浆的质量百分比浓度为12～15％)。

B步骤：磨矿-弱磁选作业，A步骤获得螺旋溜槽重选的精矿5、第一次枱浮选的精矿8和 第二次枱浮选的精矿11合并进入第一次磨矿13，第一次磨矿的排矿产品14细度为-0.043mm占 85.22～88.29％，第一次磨矿的排矿产品14经弱磁选15作业，弱磁选15作业的磁场强度为 13.23～18.65kA/m，得到铁精矿16和石榴子石精矿17。

C步骤：分级-磨矿作业，A步骤获得螺旋溜槽重选的尾矿7、第一次枱浮选的尾矿10和第 二次枱浮选的尾矿12合并进入分级18作业，分级18使用0.043mm孔径的标准泰勒筛筛分，得 到筛下产品22和筛上产品19，筛上产品19经第二次磨矿20，第二次磨矿的排矿产品21返回分 级18作业，筛下产品22的细度为-0.038mm占92.15～95.26％。

D步骤：铜浮选作业，C步骤获得的筛下产品22经依次加入组合抑制剂(氧化钙：800～900 g/t调pH值至10～11、硫酸锌：600～800g/t、亚硫酸钠：300～400g/t)、组合捕收剂(异戊基黄 药：40～50g/t、丁铵黑药：20～30g/t、乙硫氮10～20g/t)、起泡剂(松醇油：30～40g/t)，经铜 粗选23、第一次铜精选24、第二次铜精选25、第三次铜精选26和铜扫选27组成的浮选回路， 第一次铜精选24加入组合抑制剂(氧化钙：600～700g/t、硫酸锌：300～400g/t、亚硫酸钠： 150～200g/t)，第二次铜精选25不加药剂，第三次铜精选26加入组合抑制剂(氧化钙：200g/t、 硫酸锌：100g/t、亚硫酸钠：100g/t)，铜扫选27依次加入组合捕收剂(异戊基黄药：20～25g/t、 丁铵黑药：10～15g/t、乙硫氮5～10g/t)、起泡剂(松醇油：15～20g/t)，第一次铜精选的中矿 28、铜扫选的中矿32合并返回到铜粗选23，第二次铜精选的中矿29返回第一次铜精选24，第 三次铜精选的中矿31返回第二次铜精选25，经第三次铜精选26得到铜精矿30；铜扫选的底流 33为最终尾矿。

本发明采用由重选与枱浮选作业、磨矿-弱磁选作业、分级-磨矿作业、铜浮选作业组成 的选矿工艺，枱浮选作业中加入捕收剂脱硫，回收的铁精矿Fe品位>61％，S品位≤0.3％，Fe 回收率>51％；石榴子石精矿含石榴子石>97％，石榴子石回收率>65％；铜浮选作业中加入组 合抑制剂和强力的组合捕收剂，铜精矿Cu品位>22％，Cu回收率>83％，本发明工艺先进，操 作稳定，提高了选铜尾矿的资源利用率，具有较好的社会效益和经济效益。

附图说明

附图是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

本发明主要工艺流程结合附图说明如下：选铜尾矿1经螺旋溜槽重选2，得到螺旋溜槽重 选的精矿5、螺旋溜槽重选的中矿6和螺旋溜槽重选的尾矿7；螺旋溜槽重选的中矿6经第一次 枱浮选3，得到第一次枱浮选的精矿8、第一次枱浮选的中矿9和第一次枱浮选的尾矿10；第一 次枱浮选的中矿9经第二次枱浮选4，得到第二次枱浮选的精矿11和第二次枱浮选的尾矿12； 螺旋溜槽重选的精矿5、第一次枱浮选的精矿8和第二次枱浮选的精矿11合并进入第一次磨矿 13，第一次磨矿的排矿产品14经弱磁选15，得到铁精矿16和石榴子石精矿17；螺旋溜槽重选 的尾矿7、第一次枱浮选的尾矿10和第二次枱浮选的尾矿12合并进入分级18作业，得到筛下产 品22和筛上产品19，筛上产品19经第二次磨矿20，第二次磨矿的排矿产品21返回分级18作业； 筛下产品22经铜粗选23、第一次铜精选24、第二次铜精选25、第三次铜精选26和铜扫选27组 成的浮选回路，第一次铜精选的中矿28、铜扫选的中矿32合并返回到铜粗选23，第二次铜精 选的中矿29返回第一次铜精选24，第三次铜精选的中矿31返回第二次铜精选25，经第三次铜 精选26得到铜精矿30；铜扫选的底流33为最终尾矿。

下面结合具体实施例对本发明作进一步说明，所涉及百分比均为质量百分比。所用的选 铜尾矿化学组成为：SiO₂ 57.12％、Cu 0.12％、Fe 15.26％、Zn 0.035％、S 1.05％、石榴子石含 量28.97％(其中钙铁石榴子石含量24.62％，钙铝石榴子石含量4.35％)。

实施例1：

A步骤：重选与枱浮选作业，选铜尾矿1经螺旋溜槽重选2得到螺旋溜槽重选的精矿5、螺 旋溜槽重选的中矿6和螺旋溜槽重选的尾矿7；螺旋溜槽重选的中矿6经第一次枱浮选3得到第 一次枱浮选的精矿8、第一次枱浮选的中矿9和第一次枱浮选的尾矿10；第一次枱浮选的中矿9 经第二次枱浮选4得到第二次枱浮选的精矿11和第二次枱浮选的尾矿12；第一次枱浮选3加入 捕收剂(异戊基黄药：30g/t、丁铵黑药：10g/t)，第二次枱浮选4加入捕收剂(异戊基黄药： 15g/t、丁铵黑药：5g/t)。第一次枱浮选3和第二次枱浮选4的床面的冲程为15.50mm，冲次为 294次/min，给矿质量百分比浓度为12％。

B步骤：磨矿—弱磁选作业，A步骤获得螺旋溜槽重选的精矿5、第一次枱浮选的精矿8和 第二次枱浮选的精矿11合并进入第一次磨矿13，第一次磨矿的排矿产品14细度为-0.043mm占 85.22％。第一次磨矿的排矿产品14经弱磁选15作业，弱磁选15作业的磁场强度为13.23kA/m， 得到铁精矿16和石榴子石精矿17。

C步骤：分级—磨矿作业，A步骤获得螺旋溜槽重选的尾矿7、第一次枱浮选的尾矿10和 第二次枱浮选的尾矿12合并进入分级18作业，分级18使用0.043mm孔径的标准泰勒筛筛分， 得到筛下产品22和筛上产品19，筛上产品19经第二次磨矿20，第二次磨矿的排矿产品21返回 分级18作业，筛下产品22的细度为-0.038mm占95.26％。

D步骤：铜浮选作业，筛下产品22依次加入组合抑制剂(氧化钙：800g/t调pH值至10、 硫酸锌：600g/t、亚硫酸钠：300g/t)、组合捕收剂(异戊基黄药：40g/t、丁铵黑药：20g/t、 乙硫氮10g/t)、起泡剂(松醇油：30g/t)，经铜粗选23、第一次铜精选24、第二次铜精选25、 第三次铜精选26和铜扫选27组成的浮选回路，第一次铜精选24加入组合抑制剂(氧化钙：600 g/t、硫酸锌：300g/t、亚硫酸钠：150g/t)，第二次铜精选25不加药剂，第三次铜精选26加入 组合抑制剂(氧化钙：200g/t、硫酸锌：100g/t、亚硫酸钠：100g/t)，铜扫选27依次加入组 合捕收剂(异戊基黄药：20g/t、丁铵黑药：10g/t、乙硫氮5g/t))、起泡剂(松醇油：15g/t)， 第一次铜精选的中矿28、铜扫选的中矿32合并返回到铜粗选23，第二次铜精选的中矿29返回 第一次铜精选24，第三次铜精选的中矿31返回第二次铜精选25，得到铜精矿30；铜扫选的底 流33为最终尾矿。

实施例1获得的工艺指标见表1：

实施例2：

A步骤：重选与枱浮选作业，选铜尾矿1经螺旋溜槽重选2得到螺旋溜槽重选的精矿5、螺 旋溜槽重选的中矿6和螺旋溜槽重选的尾矿7；螺旋溜槽重选的中矿6经第一次枱浮选3得到第 一次枱浮选的精矿8、第一次枱浮选的中矿9和第一次枱浮选的尾矿10；第一次枱浮选的中矿9 经第二次枱浮选4得到第二次枱浮选的精矿11和第二次枱浮选的尾矿12；第一次枱浮选3加入 捕收剂(异戊基黄药：40g/t、丁铵黑药：20g/t)，第二次枱浮选4加入捕收剂(异戊基黄药： 20g/t、丁铵黑药：10g/t)。第一次枱浮选3和第二次枱浮选4的床面的冲程为15.50mm，冲次 为294次/min，给矿质量百分比浓度为15％。

B步骤：磨矿-弱磁选作业，A步骤获得螺旋溜槽重选的精矿5、第一次枱浮选的精矿8和 第二次枱浮选的精矿11合并进入第一次磨矿13，第一次磨矿的排矿产品14细度为-0.043mm占 88.29％。第一次磨矿的排矿产品14经弱磁选15作业，弱磁选15的磁场强度为18.65kA/m，得 到铁精矿16和石榴子石精矿17。

C步骤：分级-磨矿作业，A步骤获得螺旋溜槽重选的尾矿7、第一次枱浮选的尾矿10和第 二次枱浮选的尾矿12合并进入分级18作业，分级18使用0.043mm孔径的标准泰勒筛筛分，得 到筛下产品22和筛上产品19，筛上产品19经第二次磨矿20，第二次磨矿的排矿产品21返回分 级18作业，筛下产品22的细度为-0.038mm占92.15％。

D步骤：铜浮选作业，筛下产品22依次加入组合抑制剂(氧化钙：900g/t调pH值至11、 硫酸锌：800g/t、亚硫酸钠：400g/t)、组合捕收剂(异戊基黄药：50g/t、丁铵黑药：30g/t、 乙硫氮20g/t))、起泡剂(松醇油：40g/t)，经铜粗选23、第一次铜精选24、第二次铜精选25、 第三次铜精选26和铜扫选27组成的浮选回路，第一次铜精选24加入组合抑制剂(氧化钙：700 g/t、硫酸锌：400g/t、亚硫酸钠：200g/t)，第二次铜精选25不加药剂，第三次铜精选26加入 组合抑制剂(氧化钙：200g/t、硫酸锌：100g/t、亚硫酸钠：100g/t)，铜扫选27依次加入组 合捕收剂(异戊基黄药：25g/t、丁铵黑药：15g/t、乙硫氮10g/t)、起泡剂(松醇油：20g/t)， 第一次铜精选的中矿28、铜扫选的中矿32合并返回到铜粗选23，第二次铜精选的中矿29返回 第一次铜精选24，第三次铜精选的中矿31返回第二次铜精选25，得到铜精矿30；铜扫选的底 流33为最终尾矿。

实施例2获得的工艺指标见表2：

以上两个实施例的实施情况表明，本发明工艺先进，操作稳定，充分回收了选铜尾矿中 的铜、铁、石榴子石，提高了资源利用效率。