间得到含高浓度铜的浸出液，与浸出尾渣。
[0024]实施例1
[0025]采用刚果复杂低品位氧化铜矿原矿，该原矿含Cu 1.2960%, Si 25.5600%, Ca0.4160%^ Mg 13.1200%^ Al 7.5100%^ Fe 3.0030%。XRD 分析结果表明该铜矿所含主要脉石矿物为石英、绿泥石、白云石和滑石，另外还含有云母和三水铝石，XRD未检出含铜的单独矿物。将该氧化铜矿原矿破碎筛分至给矿粒度3mm，将破碎后的氧化铜矿原矿颗粒再用球磨机磨至-200目占80%，此时含铜矿物单体充分解离；将磨好的矿浆配置成浓度30%的矿楽进行浮选作业，加入九水合硫化钠7000g/t，戊基黄药1000g/t，2#油30g/t，调楽后进行硫化浮选粗选。粗选后进行I次扫选，加入九水合硫化钠2000g/t，戊基黄药300g/t，2#油14g/t0中矿与粗精矿合并，得到氧化铜矿精矿；浮选出的氧化铜矿精矿含Cu 2.3420%、回收率78.03%。将氧化铜矿精矿和入磨4min的原矿分别加水配成浓度20%的矿浆，加入浓硫酸使得浸出体系硫酸浓度达到50g/L，搅拌器速度调整为400rpm快速搅拌浸出55min ;之后将搅拌器搅拌速度调整为约30rpm，放置10min得到含有高浓度铜的浸出液和尾渣。最终氧化铜精矿浸出液的铜浸出率达到90%，流程总回收率达到70% ;原矿浸出液的铜浸出率达到78%。而联合工艺所得到的每克铜浸出所耗酸为3.38g，而原矿直接浸出所得到的每克铜浸出所耗酸为7.65g，联合工艺的酸耗比直接浸出的酸耗降低55.8%。
[0026]实施例2
[0027]采用马本德复杂低品位氧化铜矿原矿，该原矿含Cu 1.0856%, Si 26.2309%, Ca
1.8421 %、Mg 12.4872%、Al 5.3285%、Fe 2.8046%。XRD 分析结果表明该铜矿所含主要脉石矿物为石英、绿泥石、白云石、方解石、滑石、云母和三水铝石。将该氧化铜矿原矿破碎筛分至给矿粒度3_，将破碎后的氧化铜矿原矿颗粒再用球磨机磨至-200目占80%，此时含铜矿物单体充分解离；将磨好的矿浆配置成浓度30%的矿浆进行浮选作业，加入九水合硫化钠7000g/t，戊基黄药1500g/t，2#油30g/t，调楽后进行硫化浮选粗选。粗选后进行I次扫选，加入九水合硫化钠1800g/t，戊基黄药350g/t，2#油12g/t。中矿与粗精矿合并，得到氧化铜矿精矿；浮选出的氧化铜矿精矿含Cu 1.6656%、回收率81.9%。将氧化铜矿精矿和入磨4min的原矿分别加水配成浓度25%的矿浆，加入浓硫酸使得浸出体系硫酸浓度达到70g/L，搅拌器速度调整为650rpm快速搅拌浸出80min ;之后将搅拌器搅拌速度调整为约45rpm，放置IlOmin得到含有高浓度铜的浸出液和尾渣。最终氧化铜精矿浸出液的铜浸出率达到100%，流程总回收率达到84.4%;原矿浸出液的铜浸出率达到89%。而联合工艺所得到的每克铜浸出所耗酸为3.04g，而原矿直接浸出所得到的每克铜浸出所耗酸为8.40g，联合工艺的酸耗比直接浸出的酸耗降低63.8%。
[0028]实施例3
[0029]采用刚果复杂低品位氧化铜矿原矿，该原矿含Cu 1.4136%, Si 23.0805%, Ca
0.5619%^ Mg 12.6310%^ Al 7.1889%^ Fe 3.1521%。XRD 分析结果表明该铜矿所含主要脉石矿物为石英、方解石、绿泥石、白云石、滑石、云母和三水铝石。将该氧化铜矿原矿破碎筛分至给矿粒度3_，将破碎后的氧化铜矿原矿颗粒再用球磨机磨至-200目占85%，此时含铜矿物单体充分解离；将磨好的矿浆配置成浓度40%的矿浆进行浮选作业，加入九水合硫化钠8000g/t，戊基黄药1200g/t，2#油25g/t，调楽后进行硫化浮选粗选，粗选后进行I次扫选，加入九水合硫化钠1500g/t，戊基黄药400g/t，2#油9g/t。中矿与粗精矿合并，得到氧化铜矿精矿；浮选出的氧化铜矿精矿含Cu 2.4568%、回收率81.9%。将氧化铜矿精矿和入磨4min的原矿分别加水配成浓度20%的矿浆，加入浓硫酸使得浸出体系硫酸浓度达到60g/L，搅拌器速度调整为500rpm快速搅拌浸出50min ;之后将搅拌器搅拌速度调整为约20rpm，放置70min得到含有高浓度铜的浸出液和尾渣。最终氧化铜精矿浸出液的铜浸出率达到91%，流程总回收率达到74.5% ;原矿浸出液的铜浸出率达到78%。而联合工艺所得到的每克铜浸出所耗酸为6.29g，而原矿直接浸出所得到的每克铜浸出所耗酸为12.46g，联合工艺的酸耗比直接浸出的酸耗降低49.5%。
[0030]以上显示和描述了本发明的基本原理和主要特征及本发明的优点，本行业的技术人员应该了解，本发明不受上述实施例的限制，上述实施例和说明书中描述的只是说明本发明的原理，在不脱离本发明精神和范围的前提下，本发明还会有各种变化和改进，这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内。
【主权项】
1.一种复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，其特征在于，包括以下步骤: (1)低品位氧化铜矿原矿经破碎、磨矿后，配成矿浆； (2)在所述矿浆中添加硫化剂、捕收剂和起泡剂，进行一次粗选和一次扫选后，得到氧化铜矿精矿和尾矿； (3)所得氧化铜矿精矿配成矿浆后，加入浓硫酸在搅拌条件下浸出，固液分离，得到含铜浸出液和浸出尾渣。2.根据权利要求1所述的复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，其特征在于，所述的氧化铜矿原矿中包括石英、绿泥石、白云石、方解石、滑石、云母和三水铝石中的至少一种脉石矿物；所述的氧化铜矿原矿中铜品位为0.5?1.5%。3.根据权利要求1所述的复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，其特征在于，所述的低品位氧化铜矿原矿经破碎至粒度为3_以下。4.根据权利要求1所述的复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，其特征在于，所述的低品位氧化铜矿原矿经破碎、磨矿至粒度为-200目占80%以上。5.根据权利要求1所述的复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，其特征在于，(I)中的所述的矿浆浓度为25?45wt%。6.根据权利要求1所述的复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，其特征在于，所述的粗选过程中硫化剂的加入量为4000?8000g/t原矿，捕收剂的加入量为600?1500g/t原矿，起泡剂的加入量为20?35g/t原矿；所述的扫选过程中硫化剂的加入量为1000?2000g/t原矿，捕收剂的加入量为200?500g/t原矿，起泡剂的加入量为8?15g/t原矿；所述的硫化剂为九水合硫化钠；所述的捕收剂为戊基黄药；所述的起泡剂为2#油。7.根据权利要求1所述的复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，其特征在于，(3)中的矿浆浓度为15?30wt%。8.根据权利要求1所述的复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，其特征在于，所述的搅拌是先在300?650rpm的搅拌速率下搅拌50?120min，再在20?50rpm的搅拌速率下揽摔60?120min。9.根据权利要求1所述的复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，其特征在于，浓硫酸的加入量使所述矿浆中硫酸浓度达到30?70g/L。
【专利摘要】本发明公开了一种复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，包括以下步骤：(1)低品位氧化铜矿原矿经破碎、磨矿后，配成矿浆；(2)在所述矿浆中添加浮选药剂，进行一次粗选和一次扫选后，得到氧化铜矿精矿和尾矿；(3)所得氧化铜矿精矿配成矿浆后，加入浓硫酸在搅拌条件下浸出，固液分离，得到含铜浸出液和浸出尾渣，该工艺将浮选和酸浸工艺结合处理低品位的氧化铜矿，低品位氧化铜矿在硫化剂的存在下进行一粗一扫浮选，能将低品位氧化铜矿中耗酸量较大的绿泥石、白云石和滑石等硅酸盐和碳酸盐矿物与硫化铜矿进行初步分离，再结合酸浸工艺，在较低酸耗量下即能实现铜的浸出；克服了现有技术中低品位氧化铜矿铜富集的工艺复杂，药剂耗量大、成本高等缺陷。
【IPC分类】B03D1/00, B03B7/00
【公开号】CN105149085
【申请号】CN201510478299
【发明人】王军, 胡明浩, 陶浪, 赵红波, 肖巍, 甘晓文, 覃文庆, 姜涛, 胡岳华, 邱冠周
【申请人】中南大学
【公开日】2015年12月16日
【申请日】2015年8月6日