专利名称：一种高氧化、高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺的制作方法
技术领域：
本发明属于选矿方法技术领域，具体涉及一种针对高氧化高结合氧硫混合铜矿的节能型联合选矿工艺。
背景技术：
矿产属于不可再生资源，过度开采导致优质资源逐渐枯竭，开采难度越来越大。不仅矿石的品位下降，而选矿难度加大。尤其高氧化高结合、高钙镁的硫化铜矿属于难选混合铜矿，这类矿的氧化率均高于40% (—般在40% 50%)，结合率均高于20% (一般在20% 25%)，其选矿技术属于世界性技术难题。现有选矿技术用得最多的是浮选和湿法浸选，浮选工艺对于氧化率低于30%的硫化矿可以取得很好的回收率，一般都可达到80%以上的选矿经济技术指标；而湿法浸出工艺主要针对氧化率高于50%的氧化矿，氧化矿的浸出率也能达到75%以上，但对于矿料中的结合矿部分，至今没有有效的方法可以选出，属于选矿行业的难题。现有技术适用于，部分不仅如此，现有技术为了提高金属铜的收率需要把矿石粉碎成细粉(-200目85%)，大大增加了生产成本。因此，开发一种工艺简便，金属回收率高，尤其适合于的针对高氧化、高结合的氧硫混合铜矿的选矿方法和系统，是非常必要的。
发明内容
本发明的目的在于针对现有技术的不足，提供一种方法简便，矿石无需细碎，通过搅拌闪浸、动态泡浸联合高效洗滤工艺，有效降低能耗，提高金属回收率的高氧化高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺。本发明的目的是这样实现的包括原矿处理、浸取液配制、搅拌闪浸、动态泡浸、浸渣洗滤工序，具体为
A、原矿处理将矿石粗碎至粒度-IOmm以下，并筛分出_3mm以下部分；
B、浸取液配制以<ΡΗ0. 8的硫酸溶液为浸取液或者PH>1. 0的浸出液加酸稀释至PH < 0. 8 ；或来自于萃取的萃余液加硫酸调至PH < 0. 8 ；
C、搅拌闪浸将粒度_3mm矿料送入搅拌闪浸装置中，按试验确定的加入量一次性添加浸取液，控制搅拌速度使矿料呈全悬浮状态，浸取30分钟后，浸出液经PH值中和、微管过滤后直接导入萃取工序；
D、动态泡浸将粒度-IOmm矿料加入动态泡浸装置中，按0.5 1 1的液固重量比加入浸取液连续泡浸24小时，浸出液经PH值中和后、微管过滤直接导入萃取工序；
E、浸渣洗滤来自C、D工序的浸渣送入陶瓷过滤机或带式过滤机进行高效过滤进一步分离浸出液，并通过萃余液洗滤饼使其中的硫酸铜透过滤板进入浸出液中，浸出液经PH值中和、微管过滤后导入萃取工序；滤渣送入浮选工序处理提取硫化铜矿。本发明采取搅拌闪浸或动态泡浸联合高效洗滤工艺，矿料只需粉碎至-10mm，并筛分出_3mm部分即可满足工艺要求，较现有技术粉碎至200目大大降低了矿石粉碎成本。对于小于_3mm的矿料采取搅拌闪浸30分钟，缩短浸出时间降低因搅拌产生的动力消耗。-IOmm的矿料采用动态泡浸工艺，利用两级泡浸池的自然落差实现工艺循环，几乎不耗能，泡浸时间缩短为24小时，而现有技术堆浸时间则需要一年时间。-3mm通过对陶瓷过滤滤饼的淋洗提高金属回收率，-IOmm通过带式过滤机洗涤过滤，本发明工艺使高氧化、高结合氧硫混合铜矿的金属回收率达80%以上，并实现了连续生产，综合降低能耗和生产成本
图1为本发明方法的工艺流程示意图。
具体实施例方式下面结合实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制， 基于本发明教导所作的任何变更或改进，均属于本发明的保护范围。如附图所示，本发明工艺包括原矿处理、浸取液配制、搅拌闪浸、动态泡浸、浸渣洗滤工序，具体为
所述的原矿处理是将矿石在粉碎机粗碎至粒度IOmm以下，并筛分出_3mm以下部分； 所述的浸取液配制是以< ΡΗ0. 8的硫酸溶液为浸取液或者PH>1. 0的浸出液加酸稀释至PH < 0. 8 ；或来自于萃取的萃余液加硫酸调至PH < 0. 8 ；
所述的搅拌闪浸是将_3mm的矿料加入搅拌闪浸装置中，按试验确定的用量向矿料中加入浸取液，控制搅拌速度使矿料呈悬浮状态，使浸取液与矿料充分混合，反应30分钟后， 用陶瓷过滤机进行过滤和高效洗涤，收集浸出液经PH值中和、微管过滤后并导入萃取工序；
所述的动态泡浸工艺设置上下两级动态泡浸装置并构成自流工艺循环，将-IOmm矿料分别加入动态泡浸装置的上、下两级泡浸池中，按0. 5^1 1的液固重量比向泡浸池中加入水和浸取液连续泡浸24小时左右，当上级泡浸池的浸出液PH>1. 0时，浸出液导入下级池作为浸取液循环使用；同样，当下级泡浸池的浸出液PH>1.0时，浸出液被泵送入上级池作为浸取液循环使用；若浸出液PH<1. 5，收集经微管过滤后导入萃取工序；
所述的_3mm浸渣洗滤是将来自于搅拌闪浸装置入陶瓷过滤机高效过滤进一步分离浸出液；所述的-IOmm动态泡浸装置的浸渣送入带式过滤机高效过滤进一步分离浸出液，并通过萃余液洗滤饼使其中的硫酸铜透过滤板进入浸出液中，浸出液经微管过滤导入萃取工序；滤渣送入浮选工序处理提取硫化铜矿。所述的动态泡浸工艺设置上下两级动态泡浸装置并构成自流工艺循环，将-IOmm 矿料分别加入动态泡浸装置的上、下两级泡浸池中，按0. 5^1 1的液固重量比向泡浸池中加入酸和浸取液连续泡浸24小时左右，当上级泡浸池的浸出液PH>1. 0时，浸出液导入下级池作为浸取液经PH值中和后使用；同样，当下级泡浸池的浸出液PH>1.0时，浸出液被泵送入上级池作为浸取液经PH值中和后使用；若浸出液PH<1. 5，经PH值中和、微管过滤后导入萃取工序萃取提铜。所述的动态泡浸工序中连续的低速搅拌，使矿料与浸取剂充分混合，可进一步提高反应效果。
所述的带式过滤机过滤时用萃余液对滤饼进行冲洗，使浸渣中的硫酸铜从固相洗脱进入液相，提高铜的回收率。所述的萃余液为萃取工序中余液，将其再利用，从而降低生产成本。所述的搅拌闪浸装置和动态泡浸装置的浸出液先送入微管装置完成固液分离后， 然后导入萃取工序，固体浸渣被送入浮选工序提取硫化铜。所述的搅拌闪浸、动态浸泡的搅拌转速以使矿石呈全悬浮状态为宜。
所述的上级泡浸池下级泡浸池至萃取工序之间均能形成自流。所述的PH中和、微管过滤工序至萃取工序之间均能形成自流，局部用泵循环。所述的自流所需要的坡度大于3%。所述的冲洗滤饼的水量为滤饼重量的0. 5^1倍。本发明的工作原理
本发明人选取本公司高结合氧化矿进行实验，先通过湿法选出矿料中氧化铜部分，硫化矿绝大多数都留在浸渣中，再把这部分浸渣用浮选方法进行处理，以达到有效分离难浸出氧化矿和硫化矿，节省矿料氧硫分捡的成本。采用单独湿法浸出时，其浸出率平均为60%， 单独采用浮选方法处理时，浮选回收率也仅为58 60%，但采用本发明工艺后，综合回收率达到75%以上，较单一方法净提高15%。首先对-3mm细粒矿料快速浸出(闪浸)，机械搅拌，由于浸出时间只有30分钟(现有技术的堆浸需要一年时间)，综合耗能并不高，因无需粉碎成细料，降低了矿料粉碎成本弥补了一部分耗能成本。该工序的关键是控制好加酸量，浸出过程中的酸度也要控制，浸出率即可得到保证。矿料粒度由现有技术要求粉碎到比较细的矿粒，可以粗化到本发明工艺的粒度< 10mm，大大降低了碎矿成本。试验结果见表1。表1粗粒料搅拌闪浸出试验结果
掉品名I品位(％) I粒度(mm) Iph |浸出时间(min) |浸出率(％) |氧化率(％) I结合率(％) 试料 1 1~340 ~00.8~1 3015.801^58_ 11. 15
试料 2 1~305 ~00.3025. 15~00‘ 19.26
试料 3 1~304 ~00.3030.6533 90~21.22
试料 4 |l. 282 1-10|θ. 8~1丨30丨32.45丨41. 19|l6.77
对于-IOmm (粒度3-10mm)的粗粒矿料，现有技术采取泡浸工艺取得较好的浸出效果， 但时间较长，经济效益依然无法体现出来。发明人借鉴浓密机的工作原理，利用其低转速低能耗的特点，根据动态泡浸的工艺要求进行改造，实现了矿料的动态泡浸，不仅浸出效果好，而且将泡浸周期缩短为24小时，生产成本大大降低。本发明工艺浸出率提高的关键是完成浸出工序后的固液分离，粗粒矿料可用带式过滤机过滤，-3mm的细粒矿料，采用现有技术的常规过滤设备过滤后铜的损失较大，只有固相中含铜液体量尽可能降低，才能有效提高铜的浸出率。常规抽滤过滤方法，不但效率低， 工作量大，而且在长时间过程中常常导致浸渣中的细粒泥将硫酸铜溶液反吸入矿渣中，以至于浸出率较实际浸出低很多。现有技术的陶瓷过滤机用于脱除固相中的水分，本发明人则利用过滤机的工作原理，通过用一定酸度的萃余液对滤饼进行淋洗促使固相中的硫酸铜通过陶瓷滤板进入硫酸铜液相中，取得了极佳的固液分离效果(表2)，提高了铜的浸出率将技术。表2陶瓷滤板+滤饼冲洗工艺铜浸出试验结果。
权利要求
1.一种高氧化、高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺，其特征在于包括原矿处理、 浸取液配制、搅拌闪浸、动态泡浸、浸渣洗滤工序，具体为A、原矿处理将矿石粗碎至粒度-IOmm以下，并筛分出_3mm以下部分；B、浸取液配制以<ΡΗ0. 8的硫酸溶液为浸取液或者PH>1. 0的浸出液加酸稀释至PH < 0. 8 ；或来自于萃取的萃余液加硫酸调至PH < 0. 8 ；C、搅拌闪浸将粒度_3mm矿料送入搅拌闪浸装置中，按试验确定的加入量一次性添加浸取液，控制搅拌速度使矿料呈全悬浮状态，浸取30分钟后，浸出液经PH值中和、微管过滤后直接导入萃取工序；D、动态泡浸将粒度-IOmm矿料加入动态泡浸装置中，按0.5 1 1的液固重量比加入浸取液连续泡浸24小时，浸出液经PH值中和后、微管过滤直接导入萃取工序；E、浸渣洗滤来自C、D工序的浸渣送入陶瓷过滤机或带式过滤机进行高效过滤进一步分离浸出液，并通过萃余液洗滤饼使其中的硫酸铜透过滤板进入浸出液中，浸出液经PH值中和、微管过滤后导入萃取工序；滤渣送入浮选工序处理提取硫化铜矿。
2.根据权利要求1所述的高氧化、高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺，其特征是所述的动态泡浸工艺设置上下两级动态泡浸装置并构成自流工艺循环，将-IOmm矿料分别加入动态泡浸装置的上、下两级泡浸池中，按0. 5 1:1的液固重量比向泡浸池中加入酸和浸取液连续泡浸24小时左右，当上级泡浸池的浸出液PH>1. 0时，浸出液导入下级池作为浸取液经PH值中和后使用；同样，当下级泡浸池的浸出液PH>1. 0时，浸出液被泵送入上级池作为浸取液经PH值中和后使用；若浸出液PH<1. 5，经PH值中和、微管过滤后导入萃取工序萃取提铜。
3.根据权利要求1所述的高氧化、高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺，其特征是所述的动态泡浸工序中连续的低速搅拌，使矿料与浸取剂充分混合，可进一步提高反应效果。
4.根据权利要求1所述的高氧化高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺，其特征是所述的带式过滤机过滤时用萃余液对滤饼进行冲洗，使浸渣中的硫酸铜从固相洗脱进入液相，提高铜的回收率。
5.根据权利要求3所述的高氧化、高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺，其特征是所述的搅拌闪浸、动态浸泡的搅拌转速以使矿石呈全悬浮状态为宜。
6.根据权利要求1所述的高氧化、高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺，其特征是所述的上级泡浸池下级泡浸池至萃取工序之间均能形成自流。
7.根据权利要求1所述的高氧化、高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺，其特征是所述的中和微管过滤工序至萃取工序之间均能形成自流，局部用泵循环。
8.根据权利要求6或7所述的高氧化、高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺，其特征是所述的自流所需要的坡度大于3%。
9.根据权利要求1或4所述的高氧化、高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺，其特征是所述的冲洗滤饼的水量为滤饼重量的0. 5^1倍。
全文摘要
本发明提供了一种高氧化高结合氧硫混合铜矿节能型联合选矿工艺，包括原矿处理、浸取液配制、搅拌浸选、动态泡选、固液分离和浸渣洗滤工序。将矿石粗碎至粒度-10mm以下，并筛分出-3mm以下部分；以pH＜0.8的硫酸溶液为浸取液；粗矿料动态连续泡浸＜24小时，浸出液经pH值中和、微管过滤后直接导入萃取工序；浸渣用带式过滤机进行分离，滤渣送入浮选工序处理提取硫化铜矿。本发明采动态泡浸，浸出液经微管过滤(可过滤液体中固体浓度≤3%的浸出液，滤后液体中的固体含量可小于50ppm)，浸渣经带式过滤联合高效洗滤工艺，矿料无需精细粉碎即可满足工艺要求。本发明工艺使高结合氧化型铜矿的金属回收率达80%以上，并实现了连续生产，综合降低能耗和生产成本。
文档编号C22B1/00GK102296174SQ20111025625
公开日2011年12月28日 申请日期2011年9月1日 优先权日2011年9月1日
发明者刘嘉荔, 吕富洲, 吴洁, 姚云武, 彭远伦, 李连鑫, 杨兰芳, 杨春霞, 白勇, 董兴国, 陈晓燕 申请人:云南楚雄矿冶有限公司