从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺的制作方法
【技术领域】
[0001] 本发明涉及一种湿法冶金提铜工艺，特别涉及一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中 提铜工艺，适于高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜应用。
【背景技术】
[0002] 随着我国经济的高速发展，铜的消耗量逐年递增，致使高品位硫化铜矿资源逐渐 减少，开发氧化铜矿特别是难选氧化铜矿的开发利用成为研究的重点。然而品位相对较高 的氧化铜矿往往位于矿体的次生氧化富集带，其构成一般都是氧化硫化混合型铜矿。氧化 硫化混合型铜矿矿样组成为：氧化态的铜矿物主要是孔雀石，硫化态的铜矿物主要是铜蓝、 辉铜矿、黄铜矿等。这种高硫含铜氧硫混合型铜矿单纯用稀硫酸浸出铜回收率小于65%，用 浮选处理则铜回收率更低。
[0003] 由于高硫含铜氧硫混合型矿石的性质复杂，分选难度高，目前处理高硫含铜氧硫 混合型矿石一般有下列几种工艺方法：(A)焙烧一稀硫酸浸出法，该法存在焙烧过程耗能 大、温度控制不好还会造成局部烧结而影响浸出、有一定空气污染等不足；(B)氧化铜酸 浸一浸渣浮选法或硫化铜浮选一尾矿酸浸法，该法存在流程长、设备多、设备腐蚀严重、含 铜产品分散、总回收率低等不足；(C)稀硫酸浸出一铁肩置换一浮选工艺，即所谓LPF法，在 国外尤其美国应用较多，该法存在产品仅有铜精矿、铁肩等材料消耗较高、经济上极不合算 等不足；(D)先浮选硫化矿后浮选氧化矿，对于含硫高的矿石，该法存在要求的碱度高、药 剂用量大、后续氧化铜矿浮选困难等不足。
[0004] 西藏玉龙铜矿位于三江源头，铜矿储量650万吨，矿物组成较复杂，矿物种类较 多，其金属矿物主要是黄铁矿，其次是黄铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿、辉铜矿、斑铜矿、孔雀石、蓝 铜矿、褐铁矿、磁铁矿、黄钾铁矾，还有极少量的辉钼矿、辉鉍矿、脆硫铜铋矿、含银斜方辉铅 铋矿、块铜矾、白钨矿、黑钨矿等，其脉石矿物主要是石英、长石、云母、辉石和粘土类矿物， 另外还含有微量的绿帘石、石榴子石、方解石及含量甚微的榍石、磷灰石、锆石、独居石等， 属于氧化矿和硫化矿复杂共生铜矿，是我国高原高寒缺氧地区铜矿资源的典型代表。若采 用【背景技术】较为经济的（D)法对此类矿物进行提铜，即先浮选回收硫化铜，再浮选回收氧 化铜矿物时发现：在浮选硫化铜矿物时，由于矿石中未被氧化的黄铁矿可浮性较好，所以这 部分黄铁矿很难抑制，严重影响铜精矿品位；后续硫化浮选回收氧化铜时，由于被氧化的细 粒黄铁矿可浮性差，使得硫较难选别彻底，同时与氧化铜产生竞争吸附，所以会直接影响氧 化铜硫化浮选效果。
[0005] 因此，研发一种选别效果好、适应性强、单位成本低、环境污染少的从高硫含铜氧 硫混合型矿石中提铜工艺就显得尤为重要。
【发明内容】
[0006] 本发明的目的是克服现有技术的不足，提供一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提 铜工艺。
[0007] 本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：
[0008] 从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺，包括以下顺序工艺步骤和条件：
[0009] A.水浸可溶铜，按每吨原矿石干重计，先将给入搅拌槽中经过细碎后的原矿石按 质量比1 :2加入水，搅拌约10分钟，使得原矿石中水溶铜基本溶解，其次进行固液分离，得 到水浸可溶铜贵液和分离浸渣，分别让水浸可溶铜贵液进入湿法冶金其它阶段另行提铜， 对分离浸渣进行洗涤，得到浸渣；
[0010] B.浸渣分步优先浮选铜矿，将步骤A得到的浸渣给入球磨机，加入石灰3000~ 4000g先进行磨矿，至球磨机排出物料的细度为-0. 074mm占70~75%，其次向球磨机排出 物料依次添加Z-200约10~20g、2#油10~20g搅拌调浆，进行铜粗选I，得到铜粗精矿 I和铜粗选尾矿I，分别将铜粗精矿I进行铜精选I，得到铜精矿I和铜精选I尾矿，再向 铜粗选尾矿I添加Z-200约20~30g、2#油20~30g进行铜粗选II，得到铜粗精矿II和铜 粗选尾矿II，分别将铜粗精矿II进行铜精选II和铜精选III，得到铜精矿II，向铜粗选尾矿II 添加Z-200约10~20g、2#油10~20g进行铜扫选I，再添加Z-200约5~10g、2 #油5~ l〇g进行铜扫选II，得到选铜尾矿和铜扫选II精矿；
[0011] C.选铜尾矿浮选硫，先对步骤B的选铜尾矿添加丁黄药100~12(^、2#油30~ 40g搅拌调浆进行硫粗选，得到硫粗精矿和硫粗选尾矿，分别将硫粗精矿进行硫精选，得到 硫精矿和硫精选尾矿，向硫粗选尾矿添加丁黄药30~40〖、2 #油10~15g搅拌调衆进行硫 扫选，分出硫扫选精矿和最终尾矿。
[0012] 本发明与现有技术相比具有以下优点：
[0013] 1.水浸可溶铜，减少铜离子自活化的危害，先行得到的水浸铜贵液含铜品位> 2.8g/L，铜回收率> 22.0%。
[0014] 2.浸渣分步优先浮选，获得合格的铜精矿，铜精矿I铜品位> 40. 0%，铜回收率 > 47% ;铜精矿II铜品位> 20. 0%、铜回收率> 21% ;铜总回收率> 90. 0%。
[0015] 3.选铜尾矿浮选硫，还可获得合格的硫精矿。
[0016] 4.药剂耗量少、单位成本低、综合回收率高、矿浆碱度低、对环境友好。
【附图说明】
[0017] 图1是依据本发明提出的一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺流程图。
[0018] 附图中各标示符号分别为：
[0019] 1.原矿石2.水浸可溶铜贵液3.贫液4.浸渣5.铜扫选I精矿6.铜扫 选II精矿7.铜精选I尾矿8.铜精选II尾矿9.铜精选III尾矿10.铜精矿I11.铜 精矿II12.选铜尾矿 13.硫精选尾矿 14.硫扫选精矿 15.硫精矿 16.最终尾矿 a.水b.石灰c.Z- 200d. 2#油e. 丁黄药
[0020] 以下结合附图对说明作进一步详细地描述。
【具体实施方式】
[0021] 如图1所示，本发明的一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺，包括以下顺 序工艺步骤和条件：
[0022] A.水浸可溶铜，按每吨原矿石干重计，先将给入搅拌槽中经过细碎后的原矿石1 按质量比1 :2加入水，搅拌约10分钟，使得原矿石1中水溶铜基本溶解，其次进行固液分 离，得到水浸可溶铜贵液2和分离浸渣，分别让水浸可溶铜贵液2进入湿法冶金其它阶段另 行提铜，对分离浸渣进行洗涤，得到浸渣4 ;
[0023] B.浸渣分步优先浮选铜矿，将步骤A得到的浸渣4给入球磨机，加入石灰b3000~ 4000g先进行磨矿，至球磨机排出物料的细度为-0. 074mm占70~75%，其次向球磨机排出 物料依次添加Z-200C约10~20g、2#油dlO~20g搅拌调浆，进行铜粗选I，得到铜粗精矿 I和铜粗选尾矿I，分别将铜粗精矿I进行铜精选I，得到铜精矿I10和铜精选I尾矿7， 再向铜粗选尾矿I添加Z-200C约20~30〖、2#油d20~30g进行铜粗选II，得到铜粗精矿 II和铜粗选尾矿II，分别将铜粗精矿II进行铜精选II和铜精选III，得到铜精矿II11，向铜粗 选尾矿II添加Z-200c约10~20g、2#油dlO~20g进行铜扫选I，再添加Z-200c约5~ 1(^、2#油d5~10g进行铜扫选II，得到选铜尾矿12和铜扫选II精矿6 ;
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