一种复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺的制作方法
【技术领域】
[0001]本发明涉及一种复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，具体为一种复杂低品位氧化铜矿硫化浮选富集含铜矿物，并对浮选所得精矿用硫酸进行搅拌酸浸提铜的选冶联合处理工艺。
【背景技术】
[0002]我国氧化铜矿资源丰富，保守估计全国有超过1000万吨的金属储量，约占铜矿资源总储量的1 %?15 %，且每年铜金属总产量的30%左右是由氧化铜矿产出的。随着我国经济的高速发展，铜的消费量逐年递增，致使高品位硫化铜矿资源逐渐减少，开发氧化铜矿已引起高度重视，特别是难选氧化铜矿的开发利用成为研究的重点。复杂低品位氧化铜矿矿石品位过低，含铜的单一矿物种含量极低或者铜处于类质同像替代、掺杂、吸附的状态，通常含有大量额外耗酸的脉石矿物(绿泥石、白云石和滑石等硅酸盐和碳酸盐矿物)，每吨阴极铜的生产需要消耗大量硫酸，硫酸的消耗大约占到了生产成本30-40%。因此，降低低品位氧化铜矿石湿法冶金流程的酸耗，是降低生产成本和提高湿法冶金厂经济效益的重要技术手段。目前处理氧化铜矿，有以下几种方法:(I)硫化-黄药法:该法最常见，即先用硫化剂硫化后再用高级黄药捕收。(2)乳浊液法:先硫化氧化铜矿物，再用抑制剂抑制脉石，然后用络合剂形成稳定的亲油性矿物表面，再用非极性油乳浊液覆盖其表面形成强疏水的可浮状态，并牢固地吸附在气泡表面上浮。(3)脂肪酸(盐)法:脂肪酸及其皂类适用于孔雀石和蓝铜矿的选别。该法只适用于脉石不是碳酸盐的硅质氧化铜矿，当矿石中含有大量铁、锰矿物时，其分选指标会变坏。(4)浸出-沉淀-浮选法(LPF法):此法适于处理硅孔雀石等难浮或选别指标很差的氧化铜矿。将氧化铜矿物用稀硫酸浸出，再用铁粉置换沉淀析出金属铜，然后捕收沉淀金属铜和没有溶解的硫化铜矿物。(5)氨浸-硫化沉淀-浮选法:将矿石细磨后进行氨浸，氧化铜与氨、二氧化碳作用的同时，即被硫离子沉淀成为新的硫化铜颗粒，然后将氨蒸发，再用一般硫化铜矿浮选的方法浮选硫化铜。(6)离析-浮选法:先将氧化铜矿石粉碎，向其中加入NaCl和煤粉，充分混匀后焙烧，铜以氯化物状态挥发出来。在炉内弱还原性气氛中，铜的氯化物被还原成金属铜，并吸附在炭粒上，焙烧后的矿石，细磨后用黄药浮选。以上的各种方法有以下缺点:(I)工艺复杂，条件苛刻，成本高昂，难以大规模实际运用；(2)部分工艺不适合处理低品位矿石，处理低品位矿石时指标会恶化，所得产品难以进入产业链条；(3)很多工艺会使用大量药剂，部分药剂有毒，对环境污染治理和生产安全管理均是很大的挑战。
【发明内容】
[0003]针对现有的处理低品位氧化铜矿的方法存在的缺陷，本发明的目的是在于提供一种操作简单、酸耗量少、能有效实现多种低品位氧化铜矿中铜富集的工艺。
[0004]为了实现本发明的技术目的，本发明提供了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:
[0005](I)低品位氧化铜矿原矿经破碎、磨矿后，配成矿浆；
[0006](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；
[0007](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。
[0008]本发明的技术方案中首次将浮选工艺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，在一粗一扫浮选，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。该方法克服了现有技术中低品位氧化铜矿铜富集的工艺复杂、药剂耗量大等缺陷。
[0009]本发明的复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺还包括以下优选方案:
[0010]优选的方案中，氧化铜矿原矿中包括石英、绿泥石、白云石、方解石、滑石、云母和三水招石中的至少一种脉石矿物；所述的氧化铜矿原矿中铜品位在0.5?1.5%。在硫化剂硫化条件下，耗酸量大的矿物通过一粗一扫浮选工艺，能够与硫化铜矿物初步分离。
[0011]优选的方案中低品位氧化铜矿原矿经破碎至粒度为3_以下。粒度太大不利于后续的磨矿；粒度太小，由于原矿中各种氧化矿性质偏软，造成磨矿后出现大量矿泥，影响浮选指标。
[0012]优选的方案中，低品位氧化铜矿原矿经破碎、磨矿至粒度为-200目占80%以上。这样的粒度可使各种含铜氧化矿物单体解离充分。由于低品位氧化铜矿的铜矿物含量低，与其他矿物共生关系复杂，且铜可能处于类质同像替代、掺杂、吸附等非单一矿物的形态下，所以磨矿过程中，要保证各种含铜矿物单体充分解离，有利于后续的浮选分离。
[0013]优选的方案中，步骤(I)中的矿浆浓度为25?45wt%。浓度太高会造成部分脉石矿物由于泡沫夹带进入氧化铜矿精矿，浓度太低会造成精矿金属回收率下降。
[0014]优选的方案中，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。优选的方案中，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。优选的硫化剂为九水合硫化钠。优选的捕收剂为戊基黄药。优选的起泡剂为2#油。优选的浮选药剂及配比可使浮选效果更好，得到的合格的氧化铜矿精矿。
[0015]优选的方案中，步骤(3)中的矿浆浓度为15?30wt%。
[0016]优选的方案中，搅拌是先在300?650rpm的搅拌速率下搅拌50?120min，再在20?50rpm的搅拌速率下搅拌60?120min。优选的搅拌方式先在较快的速率下搅拌，有利于矿浆的分散及与硫酸的接触，后续较慢的搅拌速率用于模拟工厂中的矿浆浸出后的输送流程，进一步促进铜浸出，这种搅拌方式可以使氧化铜矿精矿的铜浸出率达到极值。
[0017]优选的方案中浓硫酸的加入量使所述矿浆中硫酸浓度达到30?70g/L ;硫酸浓度影响矿物的溶解行为和浸出速度，高酸可以提高浸出效果。
[0018]优选的方案中，步骤(3)中的浸出体系不需要恒温设备，浸出体系对酸的敏感程度比温度高，省去恒温设备能够降低设备投入。
[0019]优选的方案中，步骤(3)中的尾渣可在生产中循环使用，因其中剩余的酸可以进一步减少酸浸流程中硫酸的投入。
[0020]相对现有技术，本发明的技术方案带来的有益技术效果:本发明首次将浮选和酸浸两种工艺完美结合用于处理低品位氧化铜矿，在使用硫化剂的条件下，先进行一粗一扫浮选，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。本发明的技术方案将浮选工艺和酸浸工艺的优缺点互补，一粗一扫浮选工艺操作简单、成本低，却只能将铜矿初步分离，但已经完全满足后续酸浸出的要求，而一粗一扫的浮选工艺能将耗酸量大的硅酸盐和碳酸盐等矿物大部分去除，大大降低了后续酸浸的耗酸量。本发明的的技术方案处理低品位氧化铜矿得到的铜浸出液可以直接应用于电积提铜，工艺较为简单，且金属量损失小。本发明的的技术方案中采用的药剂较为常见，受环境影响小，相对于复杂低品位氧化铜矿的直接浸出，可以缩短浸出时间，大大降低酸耗，减少生产成本，提高经济效益。
【附图说明】
[0021]【图1】为本发明的工艺流程图。
【具体实施方式】
[0022]为了使本发明实现的技术手段、创作特征、达成目的与功效易于明白了解，下面结合具体图示及实施例，进一步阐述本
【发明内容】
。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
[0023]参考图1，本发明一种复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺，包括下列步骤:将低品位氧化铜矿原矿破碎筛分至一定的磨矿给矿粒度；将得到的低品位氧化铜矿原矿颗粒用磨矿机磨至一定粒度后再配制成一定浓度的矿浆；将所述矿浆进行浮选作业，添加氧化铜矿矿物的硫化剂、捕收剂和起泡剂，浮选氧化铜矿矿物，粗选后进行I次扫选得到氧化铜矿精矿；将所述的氧化铜矿精矿加水配成矿浆并调整至一定体积，加入一定量浓硫酸，进行快速搅拌浸出，一段时间后调整搅拌速度至极低，再过一段时