专利名称：一种混合铜矿的联合选冶方法
技术领域：
本发明属于铜矿浮选和铜矿浸出-萃取-电积湿法冶金技术领域。
背景技术：
在铜矿开采加工生产中，很多矿山企业采出的铜矿都有混合铜矿。本发明所述混 合铜矿是指氧化率在10% 80%之间的氧硫混合铜矿，氧化率小于10%的铜矿石为硫化 铜矿，氧化率大于80%的铜矿石为纯氧化矿(我国上世纪50年代制定的矿物加工技术规 范把氧化率在10 30%之间的铜矿石定为氧硫混合铜矿，氧化率小于10%的铜矿石定为 硫化铜矿，氧化率大于30 %的铜矿石定为氧化矿铜，这一规范目前已经不适合现代矿物加 工技术的进步)。现有的混合铜矿回收方法较多，但都存在很多不足。例如采用选矿方法 回收，氧化铜回收率低；采用搅拌浸出-萃取_电积湿法冶炼工艺方法回收，硫化铜回收率 低；采用细菌堆浸-萃取-电积湿法冶炼工艺方法回收，生产周期长达6个月乃至数年，浸 出回收率不稳定；采用搅拌浸出-浸渣浮选-浸出液萃取-电积工艺，浸出尾矿要固液分离 设备，供给浮选矿浆连续性稳定性差，浮选波动大，工业生产中不易操作。氧硫混合铜矿浮选_浸渣搅拌浸出_萃取-电积工艺方法有一些研究文献报道， 如中南大学曹占方等完成的《墨西哥某铜矿浮选_浸出-萃取-电积回收铜工艺研究》，以 墨西哥某矿混合矿铜矿为研究对象，重点研究了浮选_浸出工艺，结果表明，采用160g/吨 硫化钠活化和丁黄药浮选，能获得铜回收率为35. 02%，铜品位为19. 10%的铜精矿；浮选 尾矿过滤后直接用于后续浸出试验，H2S04浓度为lmol/L，液固比为3，室温(15°C )下搅拌 浸出lh，铜浸出率83. 33%.以原矿为计算基准，铜浸出率为54. 16%，若浮选精矿加浸出铜 的总回收率则达到89. 18%。由杜淑华等完成的《云南某难选氧化铜矿选矿试验研究》，对 含铜1. 04%、氧化率52. 94%的原矿进行了浮选试验研究，结果表明，加入2000g/吨Na2S做 活化剂，获得铜精矿含铜20. 54%、回收率80. 57%的技术指标。若进一步对浮选尾矿进行 酸浸10小时，硫酸用量为20g/L，可使铜总回收率达到89. 27%。这些研究都无一例外地采 用了硫化钠活化浮选氧化铜矿，采用清水分级，中性及碱性矿浆浮选。而在浮选中加入硫化 钠活化浮选氧化铜矿、使部分氧化铜进入铜精矿是不好的方法，氧化铜矿回收由工艺中浸 出环节完成，加入硫化钠是浪费药剂。硫化钠带入尾矿中、在浸出工艺中会和浸出液中Cu2+ 反应、生产CuS沉淀，降低回收率。在工业生产工艺流程中，用清水分级矿浆浮选，浮选尾矿 在进入搅拌浸出前必须进行固液分离，以减少进入后续工艺的水量，不然后续工艺将造成 水膨胀，大量酸性废水需要处理，这既不科学也不环保。
发明内容
本发明的目的正是为了解决上述现有技术存在的不足而提供一种工艺流程简洁 高效、浮选药剂用量小、流程新水耗量低、节省浮选尾矿固液分离流程投资和生产成本、避 免氧化铜矿物进入铜精矿、流程合理、回收率高、能够在工业生产中应用的氧硫混合铜矿选 冶联合方法。
本发明的目的是通过如下技术方案实现的。一种混合铜矿的联合选冶方法，该方法是将氧化率在10 80 %之间的氧硫混合 铜矿石用浮选方法选出硫化矿得到铜精矿，浮选后的尾矿再直接进行酸浸搅拌浸出，经萃 取电积得到阴极铜，形成浮选-酸浸联合的选冶联合方法。本发明所述浮选方法是在磨矿机和分级机之间加入搅拌中和槽装置，将磨矿得到 的初始矿浆进行搅拌中和得到中和矿浆，将中和矿浆分级后得到分级矿浆，分级矿浆经浮 选后得到铜精矿和尾矿。所述酸浸搅拌浸出是将浮选后的尾矿直接送入搅拌浸出槽，再加 入浓硫酸进行酸浸搅拌浸出，得到浸出液，将浸出液进行固液分离，将分离出的浸出料液经 萃取和反萃取，再进行电解得到阴极铜；萃取的萃余液进入洗涤浓密分离机，洗涤浓密分离 机出来的底流进入尾矿库，洗涤液和尾矿库出来的尾矿水回送入搅拌浸出槽。本发明磨矿 矿浆浓度为75 82% ；分级矿浆浓度为35 50% ；分级矿浆的PH值为4. 5 7。矿浆在 分级时利用萃取后的萃余液分级。本发明改变了浮选氧化铜矿都要加活化剂Na2S的传统习惯，提出了在浮选中禁止 加入氧化铜矿的浮选活化剂如Na2S的技术方法。由于浮选中不加Na2S等活化剂，节约了药 剂成本，且得到的硫化铜精矿品位高，避免氧化矿进入铜精矿产品，还可增加阴极铜产量， 经济效益好。本发明可避免硫化钠带入尾矿中，防止硫化钠带入尾矿中在搅拌浸出时会和 浸出液中Cu2+反应、生成CuS沉淀、降低回收率。此外，分级溢流矿浆挟带大量二氧化碳气 泡进入粗选，几乎不需要加入粗选松油，泡沫很好，节省松油用量。本发明矿浆在分级时可 利用萃取时的萃余液分级，可实现水循环使用，因此生产流程中不需要安排浮选尾矿固液 分离设备，节省投资和运行成本。本发明的有益效果是，能够大幅度提高氧硫混合铜矿石回收率，回收率一般能提 高10 40个百分点。本发明工艺流程简洁合理、连续性好、自动化程度高、生产周期短、操 作控制容易，有利于在氧硫混合铜矿工业生产中推广使用。下面结合说明书附图和实施例进一步阐述本发明的内容。
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施例方式如图1所示，本发明的生产工艺流程如下将氧化率在10 80%之间的氧硫混合铜矿石进行浮选-浸出，本实施例的氧硫 混合铜矿矿石含铜0. 96%、氧化钙3. 2%、氧化镁0. 78%、二氧化硅66. 8%、三氧化二铁 2.7%。矿石中硫化铜矿物主要为辉铜矿、少量斑铜矿；氧化铜矿物主要孔雀石、硅孔雀石、 少量黑铜矿。矿石为云南滇中砂岩铜矿。生产规模为日处理矿石100吨。氧硫混合铜矿石经过PEF400 X 600鄂式碎矿机粗碎、PEF250 X 750鄂式碎矿机细 碎成粉矿，粉矿粒度控制为-20mm，粉矿放入磨矿粉矿仓。粉矿用给矿机给入1500 X 3000球 磨机，给矿干量为70kg/分钟，加清水磨矿得到初始矿浆。控制磨矿矿浆浓度为75 82%、 磨矿细度-200目在60%以上。将球磨机排出初始矿浆用萃余液冲入直径1.5米、高1.0 米的搅拌中和槽中，矿浆和萃余液在搅拌中和槽内中和。中和矿浆流入直径1. 5米长度7米的分级机中分级，分级返砂进球磨机再磨矿，控制分级矿浆浓度在35 50%，分级溢流 矿浆进入4A浮选机浮选，经过精选生产出铜精矿。精矿含铜25 30%、浮选回收率20 35%。浮选采用两次粗选_两次精选_两次扫选流程，用丁基黄药做捕收剂、松油做起泡剂 浮选混合铜矿中硫化铜矿物，特别注意不能加入常规选矿习惯加的硫化钠等活化剂，浮选 出的铜精矿经过脱水后成为产品。浮选尾矿进入直径4米、高4米的酸浸搅拌浸出槽，浸出 时间3 4小时，矿浆浓度为30 45%，浸出回收率60 75%。将浸出液进入200m2的 料液分离浓密机。料液分离浓密机浸出料液进入萃取，经过日产铜1吨的萃取电积流程萃 取一反萃取一电解沉积生产出含铜> 99. 95%的标准阴极铜产品。电解后的电尾液送入 反萃取器进行反萃取；反萃取后的再生有机相送入萃取器进行萃取。料液分离浓密机分离 出的料渣用萃余液洗涤、进入200m2的洗涤浓密机，洗涤浓密机底流放入防渗尾矿库，尾矿 库中回收尾矿水、洗涤浓密机的上清洗涤液回送到酸浸搅拌浸出。本发明生产过程中，控制 中和矿浆、分级矿浆的PH值均为4. 5 7。本发明实现了浮选-酸浸联合的联合选冶，氧硫 混合铜矿石浮选加酸浸搅拌浸出的总回收率可达90 95%。
权利要求
一种混合铜矿的联合选冶方法，其特征在于，该方法是将氧化率在10％～80％之间的氧硫混合铜矿石用浮选方法选出硫化矿得到铜精矿，浮选后的尾矿再直接进行酸浸搅拌浸出，经萃取电积得到阴极铜，形成浮选 酸浸联合的选冶联合方法。
2.根据权利要求1所述的一种混合铜矿的联合选冶方法，其特征在于，所述浮选方法 是在磨矿机和分级机之间加入搅拌中和槽装置，将磨矿得到的初始矿浆进行搅拌中和得到 中和矿浆，将中和矿浆分级后得到分级矿浆，分级矿浆经浮选后得到铜精矿和尾矿。
3.根据权利要求1所述的一种混合铜矿的联合选冶方法，其特征在于，所述酸浸搅拌 浸出是将浮选后的尾矿直接送入搅拌浸出槽，再加入浓硫酸进行酸浸搅拌浸出，得到浸出 液，将浸出液进行固液分离，将分离出的浸出料液经萃取和反萃取，再进行电解得到阴极 铜；萃取的萃余液进入洗涤浓密分离机，洗涤浓密分离机出来的底流进入尾矿库，洗涤液和 尾矿库出来的尾矿水回送入搅拌浸出槽。
4.根据权利要求2所述的一种混合铜矿的联合选冶方法，其特征在于，磨矿矿浆浓度 为75 82% ；分级矿浆浓度为35 50% ；中和矿浆、分级矿浆的PH值均为4. 5 7。
5.根据权利要求2所述的一种混合铜矿的联合选冶方法，其特征在于，矿浆在分级时 利用萃取后的萃余液分级。
全文摘要
一种混合铜矿的联合选冶方法，该方法是将氧化率在10％～80％之间的氧硫混合铜矿石用浮选方法选出硫化矿得到铜精矿，浮选后的尾矿再直接进行酸浸搅拌浸出，经萃取电积得到阴极铜，形成浮选-酸浸联合的选冶联合方法。本发明的有益效果是，能够大幅度提高氧硫混合铜矿石回收率，回收率一般能提高10～40个百分点。本发明工艺流程简洁高效、浮选药剂用量小、流程新水耗量低、节省浮选尾矿固液分离流程投资和生产成本、避免氧化铜矿物进入铜精矿、流程合理、回收率高。
文档编号B03B1/00GK101961673SQ201010271699
公开日2011年2月2日 申请日期2010年9月3日 优先权日2010年9月3日
发明者向文之, 罗光臣 申请人:罗光臣