專(zhuān)利名稱：一種混合銅礦的聯(lián)合選冶方法
技術(shù)領(lǐng)域：
本發(fā)明屬于銅礦浮選和銅礦浸出-萃取-電積濕法冶金技術(shù)領(lǐng)域。
背景技術(shù)：
在銅礦開(kāi)采加工生產(chǎn)中，很多礦山企業(yè)采出的銅礦都有混合銅礦。本發(fā)明所述混 合銅礦是指氧化率在10% 80%之間的氧硫混合銅礦，氧化率小于10%的銅礦石為硫化 銅礦，氧化率大于80%的銅礦石為純氧化礦(我國(guó)上世紀(jì)50年代制定的礦物加工技術(shù)規(guī) 范把氧化率在10 30%之間的銅礦石定為氧硫混合銅礦，氧化率小于10%的銅礦石定為 硫化銅礦，氧化率大于30 %的銅礦石定為氧化礦銅，這一規(guī)范目前已經(jīng)不適合現(xiàn)代礦物加 工技術(shù)的進(jìn)步)?，F(xiàn)有的混合銅礦回收方法較多，但都存在很多不足。例如采用選礦方法 回收，氧化銅回收率低；采用攪拌浸出-萃取_電積濕法冶煉工藝方法回收，硫化銅回收率 低；采用細(xì)菌堆浸-萃取-電積濕法冶煉工藝方法回收，生產(chǎn)周期長(zhǎng)達(dá)6個(gè)月乃至數(shù)年，浸 出回收率不穩(wěn)定；采用攪拌浸出-浸渣浮選-浸出液萃取-電積工藝，浸出尾礦要固液分離 設(shè)備，供給浮選礦漿連續(xù)性穩(wěn)定性差，浮選波動(dòng)大，工業(yè)生產(chǎn)中不易操作。氧硫混合銅礦浮選_浸渣攪拌浸出_萃取-電積工藝方法有一些研究文獻(xiàn)報(bào)道， 如中南大學(xué)曹占方等完成的《墨西哥某銅礦浮選_浸出-萃取-電積回收銅工藝研究》，以 墨西哥某礦混合礦銅礦為研究對(duì)象，重點(diǎn)研究了浮選_浸出工藝，結(jié)果表明，采用160g/噸 硫化鈉活化和丁黃藥浮選，能獲得銅回收率為35. 02%，銅品位為19. 10%的銅精礦；浮選 尾礦過(guò)濾后直接用于后續(xù)浸出試驗(yàn)，H2S04濃度為lmol/L，液固比為3，室溫(15°C )下攪拌 浸出lh，銅浸出率83. 33%.以原礦為計(jì)算基準(zhǔn)，銅浸出率為54. 16%，若浮選精礦加浸出銅 的總回收率則達(dá)到89. 18%。由杜淑華等完成的《云南某難選氧化銅礦選礦試驗(yàn)研究》，對(duì) 含銅1. 04%、氧化率52. 94%的原礦進(jìn)行了浮選試驗(yàn)研究，結(jié)果表明，加入2000g/噸Na2S做 活化劑，獲得銅精礦含銅20. 54%、回收率80. 57%的技術(shù)指標(biāo)。若進(jìn)一步對(duì)浮選尾礦進(jìn)行 酸浸10小時(shí)，硫酸用量為20g/L，可使銅總回收率達(dá)到89. 27%。這些研究都無(wú)一例外地采 用了硫化鈉活化浮選氧化銅礦，采用清水分級(jí)，中性及堿性礦漿浮選。而在浮選中加入硫化 鈉活化浮選氧化銅礦、使部分氧化銅進(jìn)入銅精礦是不好的方法，氧化銅礦回收由工藝中浸 出環(huán)節(jié)完成，加入硫化鈉是浪費(fèi)藥劑。硫化鈉帶入尾礦中、在浸出工藝中會(huì)和浸出液中Cu2+ 反應(yīng)、生產(chǎn)CuS沉淀，降低回收率。在工業(yè)生產(chǎn)工藝流程中，用清水分級(jí)礦漿浮選，浮選尾礦 在進(jìn)入攪拌浸出前必須進(jìn)行固液分離，以減少進(jìn)入后續(xù)工藝的水量，不然后續(xù)工藝將造成 水膨脹，大量酸性廢水需要處理，這既不科學(xué)也不環(huán)保。

發(fā)明內(nèi)容
本發(fā)明的目的正是為了解決上述現(xiàn)有技術(shù)存在的不足而提供一種工藝流程簡(jiǎn)潔 高效、浮選藥劑用量小、流程新水耗量低、節(jié)省浮選尾礦固液分離流程投資和生產(chǎn)成本、避 免氧化銅礦物進(jìn)入銅精礦、流程合理、回收率高、能夠在工業(yè)生產(chǎn)中應(yīng)用的氧硫混合銅礦選 冶聯(lián)合方法。
本發(fā)明的目的是通過(guò)如下技術(shù)方案實(shí)現(xiàn)的。一種混合銅礦的聯(lián)合選冶方法，該方法是將氧化率在10 80 %之間的氧硫混合 銅礦石用浮選方法選出硫化礦得到銅精礦，浮選后的尾礦再直接進(jìn)行酸浸攪拌浸出，經(jīng)萃 取電積得到陰極銅，形成浮選-酸浸聯(lián)合的選冶聯(lián)合方法。本發(fā)明所述浮選方法是在磨礦機(jī)和分級(jí)機(jī)之間加入攪拌中和槽裝置，將磨礦得到 的初始礦漿進(jìn)行攪拌中和得到中和礦漿，將中和礦漿分級(jí)后得到分級(jí)礦漿，分級(jí)礦漿經(jīng)浮 選后得到銅精礦和尾礦。所述酸浸攪拌浸出是將浮選后的尾礦直接送入攪拌浸出槽，再加 入濃硫酸進(jìn)行酸浸攪拌浸出，得到浸出液，將浸出液進(jìn)行固液分離，將分離出的浸出料液經(jīng) 萃取和反萃取，再進(jìn)行電解得到陰極銅；萃取的萃余液進(jìn)入洗滌濃密分離機(jī)，洗滌濃密分離 機(jī)出來(lái)的底流進(jìn)入尾礦庫(kù)，洗滌液和尾礦庫(kù)出來(lái)的尾礦水回送入攪拌浸出槽。本發(fā)明磨礦 礦漿濃度為75 82% ；分級(jí)礦漿濃度為35 50% ；分級(jí)礦漿的PH值為4. 5 7。礦漿在 分級(jí)時(shí)利用萃取后的萃余液分級(jí)。本發(fā)明改變了浮選氧化銅礦都要加活化劑Na2S的傳統(tǒng)習(xí)慣，提出了在浮選中禁止 加入氧化銅礦的浮選活化劑如Na2S的技術(shù)方法。由于浮選中不加Na2S等活化劑，節(jié)約了藥 劑成本，且得到的硫化銅精礦品位高，避免氧化礦進(jìn)入銅精礦產(chǎn)品，還可增加陰極銅產(chǎn)量， 經(jīng)濟(jì)效益好。本發(fā)明可避免硫化鈉帶入尾礦中，防止硫化鈉帶入尾礦中在攪拌浸出時(shí)會(huì)和 浸出液中Cu2+反應(yīng)、生成CuS沉淀、降低回收率。此外，分級(jí)溢流礦漿挾帶大量二氧化碳?xì)?泡進(jìn)入粗選，幾乎不需要加入粗選松油，泡沫很好，節(jié)省松油用量。本發(fā)明礦漿在分級(jí)時(shí)可 利用萃取時(shí)的萃余液分級(jí)，可實(shí)現(xiàn)水循環(huán)使用，因此生產(chǎn)流程中不需要安排浮選尾礦固液 分離設(shè)備，節(jié)省投資和運(yùn)行成本。本發(fā)明的有益效果是，能夠大幅度提高氧硫混合銅礦石回收率，回收率一般能提 高10 40個(gè)百分點(diǎn)。本發(fā)明工藝流程簡(jiǎn)潔合理、連續(xù)性好、自動(dòng)化程度高、生產(chǎn)周期短、操 作控制容易，有利于在氧硫混合銅礦工業(yè)生產(chǎn)中推廣使用。下面結(jié)合說(shuō)明書(shū)附圖和實(shí)施例進(jìn)一步闡述本發(fā)明的內(nèi)容。


圖1是本發(fā)明的工藝流程圖。
具體實(shí)施例方式如圖1所示，本發(fā)明的生產(chǎn)工藝流程如下將氧化率在10 80%之間的氧硫混合銅礦石進(jìn)行浮選-浸出，本實(shí)施例的氧硫 混合銅礦礦石含銅0. 96%、氧化鈣3. 2%、氧化鎂0. 78%、二氧化硅66. 8%、三氧化二鐵 2.7%。礦石中硫化銅礦物主要為輝銅礦、少量斑銅礦；氧化銅礦物主要孔雀石、硅孔雀石、 少量黑銅礦。礦石為云南滇中砂巖銅礦。生產(chǎn)規(guī)模為日處理礦石100噸。氧硫混合銅礦石經(jīng)過(guò)PEF400 X 600鄂式碎礦機(jī)粗碎、PEF250 X 750鄂式碎礦機(jī)細(xì) 碎成粉礦，粉礦粒度控制為-20mm，粉礦放入磨礦粉礦倉(cāng)。粉礦用給礦機(jī)給入1500 X 3000球 磨機(jī)，給礦干量為70kg/分鐘，加清水磨礦得到初始礦漿。控制磨礦礦漿濃度為75 82%、 磨礦細(xì)度-200目在60%以上。將球磨機(jī)排出初始礦漿用萃余液沖入直徑1.5米、高1.0 米的攪拌中和槽中，礦漿和萃余液在攪拌中和槽內(nèi)中和。中和礦漿流入直徑1. 5米長(zhǎng)度7米的分級(jí)機(jī)中分級(jí)，分級(jí)返砂進(jìn)球磨機(jī)再磨礦，控制分級(jí)礦漿濃度在35 50%，分級(jí)溢流 礦漿進(jìn)入4A浮選機(jī)浮選，經(jīng)過(guò)精選生產(chǎn)出銅精礦。精礦含銅25 30%、浮選回收率20 35%。浮選采用兩次粗選_兩次精選_兩次掃選流程，用丁基黃藥做捕收劑、松油做起泡劑 浮選混合銅礦中硫化銅礦物，特別注意不能加入常規(guī)選礦習(xí)慣加的硫化鈉等活化劑，浮選 出的銅精礦經(jīng)過(guò)脫水后成為產(chǎn)品。浮選尾礦進(jìn)入直徑4米、高4米的酸浸攪拌浸出槽，浸出 時(shí)間3 4小時(shí)，礦漿濃度為30 45%，浸出回收率60 75%。將浸出液進(jìn)入200m2的 料液分離濃密機(jī)。料液分離濃密機(jī)浸出料液進(jìn)入萃取，經(jīng)過(guò)日產(chǎn)銅1噸的萃取電積流程萃 取一反萃取一電解沉積生產(chǎn)出含銅> 99. 95%的標(biāo)準(zhǔn)陰極銅產(chǎn)品。電解后的電尾液送入 反萃取器進(jìn)行反萃?。环摧腿『蟮脑偕袡C(jī)相送入萃取器進(jìn)行萃取。料液分離濃密機(jī)分離 出的料渣用萃余液洗滌、進(jìn)入200m2的洗滌濃密機(jī)，洗滌濃密機(jī)底流放入防滲尾礦庫(kù)，尾礦 庫(kù)中回收尾礦水、洗滌濃密機(jī)的上清洗滌液回送到酸浸攪拌浸出。本發(fā)明生產(chǎn)過(guò)程中，控制 中和礦漿、分級(jí)礦漿的PH值均為4. 5 7。本發(fā)明實(shí)現(xiàn)了浮選-酸浸聯(lián)合的聯(lián)合選冶，氧硫 混合銅礦石浮選加酸浸攪拌浸出的總回收率可達(dá)90 95%。
權(quán)利要求
一種混合銅礦的聯(lián)合選冶方法，其特征在于，該方法是將氧化率在10％～80％之間的氧硫混合銅礦石用浮選方法選出硫化礦得到銅精礦，浮選后的尾礦再直接進(jìn)行酸浸攪拌浸出，經(jīng)萃取電積得到陰極銅，形成浮選 酸浸聯(lián)合的選冶聯(lián)合方法。
2.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種混合銅礦的聯(lián)合選冶方法，其特征在于，所述浮選方法 是在磨礦機(jī)和分級(jí)機(jī)之間加入攪拌中和槽裝置，將磨礦得到的初始礦漿進(jìn)行攪拌中和得到 中和礦漿，將中和礦漿分級(jí)后得到分級(jí)礦漿，分級(jí)礦漿經(jīng)浮選后得到銅精礦和尾礦。
3.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種混合銅礦的聯(lián)合選冶方法，其特征在于，所述酸浸攪拌 浸出是將浮選后的尾礦直接送入攪拌浸出槽，再加入濃硫酸進(jìn)行酸浸攪拌浸出，得到浸出 液，將浸出液進(jìn)行固液分離，將分離出的浸出料液經(jīng)萃取和反萃取，再進(jìn)行電解得到陰極 銅；萃取的萃余液進(jìn)入洗滌濃密分離機(jī)，洗滌濃密分離機(jī)出來(lái)的底流進(jìn)入尾礦庫(kù)，洗滌液和 尾礦庫(kù)出來(lái)的尾礦水回送入攪拌浸出槽。
4.根據(jù)權(quán)利要求2所述的一種混合銅礦的聯(lián)合選冶方法，其特征在于，磨礦礦漿濃度 為75 82% ；分級(jí)礦漿濃度為35 50% ；中和礦漿、分級(jí)礦漿的PH值均為4. 5 7。
5.根據(jù)權(quán)利要求2所述的一種混合銅礦的聯(lián)合選冶方法，其特征在于，礦漿在分級(jí)時(shí) 利用萃取后的萃余液分級(jí)。
全文摘要
一種混合銅礦的聯(lián)合選冶方法，該方法是將氧化率在10％～80％之間的氧硫混合銅礦石用浮選方法選出硫化礦得到銅精礦，浮選后的尾礦再直接進(jìn)行酸浸攪拌浸出，經(jīng)萃取電積得到陰極銅，形成浮選-酸浸聯(lián)合的選冶聯(lián)合方法。本發(fā)明的有益效果是，能夠大幅度提高氧硫混合銅礦石回收率，回收率一般能提高10～40個(gè)百分點(diǎn)。本發(fā)明工藝流程簡(jiǎn)潔高效、浮選藥劑用量小、流程新水耗量低、節(jié)省浮選尾礦固液分離流程投資和生產(chǎn)成本、避免氧化銅礦物進(jìn)入銅精礦、流程合理、回收率高。
文檔編號(hào)B03B1/00GK101961673SQ201010271699
公開(kāi)日2011年2月2日 申請(qǐng)日期2010年9月3日 優(yōu)先權(quán)日2010年9月3日
發(fā)明者向文之, 羅光臣 申請(qǐng)人:羅光臣