阅读说明：本技术 一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法 (Beneficiation method for improving copper recovery rate of copper oxide acid leaching residue ) 是由 郭艳华 苗琳璐 杨俊龙 郭海宁 包玺琳 王志丰 王李鹏 苗培 李振宇 柏亚林 张 于 2020-04-28 设计创作，主要内容包括：本发明一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法,首先进行磨矿,磨矿后矿浆调到适宜浓度,添加调整剂弱酸性条件下,添加组合捕收剂回收硫化铜,浮选尾矿加入活化剂、长碳链捕收剂、起泡剂进行回收氧化铜,经三次精选获得铜精矿,一次扫选产出尾矿,中矿顺序返回上一作业。该方法工艺流程简单,有效提高了酸浸渣中铜的回收率,实现了二次资源的综合回收。(The invention relates to a beneficiation method for improving the recovery rate of copper in acid leaching residue of copper oxide. The method has simple process flow, effectively improves the recovery rate of copper in the acid leaching residue, and realizes the comprehensive recovery of secondary resources.)

一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，具体地说是一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法。

背景技术

在我国的铜矿资源中,氧化铜矿也占有重要的地位,除大多数硫化铜矿床上部有氧化带外,还有储量巨大的独立的氧化铜矿床。氧化铜矿仅采用浮选时，铜很难回收。对于高氧化率、高结合率的氧化铜矿，通常采用酸浸-置换法回收铜，取得较好的效果。氧化铜酸浸渣中通常还含量一定的硫化铜矿，酸浸过程这部分硫化铜不与酸发生反应进入渣中。氧化铜酸浸渣中残留了部分硫化铜和难浸氧化铜，为了充分利用二次资源，将回收酸浸渣中的铜。由于经过酸浸后的硫化铜矿表面生成一种钝化膜，采用常规浮选药剂较难回收。

发明内容

本发明的一个目的是提供一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法解决常规浮选下回收率低的问题，实现二次资源综合回收。该方法工艺流程简单、适应性强，生产成本低，便于工业化推广和应用。

为实现上述目的，本发明所述一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，其特点是，包括如下步骤：

步骤1：磨矿，对原矿磨矿处理至磨矿浓度为50～60％，磨矿细度小于0.074mm含量为80～90％；

步骤2：硫化矿浮选，将步骤1得到矿浆调节至矿浆浓度为25～45％，加入调整剂3000～5000g/t，将pH调整到5.5～7，加入硫化铜组合捕收剂，用量为50～70g/t，经过两次粗选，获得铜粗精矿Ⅰ和粗选尾矿；

步骤3：氧化矿浮选，步骤2获得的粗选尾矿添加乙二胺磷酸盐40～80g/t、四氯化钛20～50g/t，进行充分活化，加入C7-C9烷基氧肟酸100～150g/t、丁基黄药100～150g/t，加入2^#油50～70g/t，经过一次粗选获得铜粗精矿Ⅱ，一次扫选产出尾矿；

步骤4：将步骤2、步骤3中获得的铜粗精矿Ⅰ与铜粗精矿Ⅱ合并精选三次获得最终铜精矿。

本发明一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法技术方案中，进一步优选的技术方案特征是：

1、所述步骤2中硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药5～7；亚甲基双硫氮0.5～1；Z-200 0.5～1；

2、所述硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药5；亚甲基双硫氮0.5；Z-200 0.5；

3、所述硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药7；亚甲基双硫氮1；Z-200 1；

4、所述硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药6；亚甲基双硫氮0.7；Z-200 0.7；

5、所述步骤2中pH调整到6，加入硫化铜组合捕收剂，用量为60g/t；

6、所述步骤3中添加乙二胺磷酸盐60g/t、四氯化钛35g/t；

7、所述步骤3中添加C7-C9烷基氧肟酸130g/t、丁基黄药130g/t，2^#油60g/t；

8、所述C7-C9烷基氧肟酸为庚烷基氧肟酸或辛烷基氧肟酸或壬烷基氧肟酸的一种或组合。

与现有技术相比，本发明有益效果在于：(1)弱酸性条件下，添加捕收能力较强的组合捕收剂，有效回收酸浸渣中硫化铜。(2)添加氧化铜活化剂乙二胺磷酸盐、四氯化钛对酸浸渣中结合氧化铜充分活化，利用C7-C9烷基氧肟酸、丁基黄药进行强捕收，有效回收酸浸渣的难选氧化铜。该方法工艺流程简单，有效提高了酸浸渣中铜的回收率，实现了二次资源的综合回收。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

实施例1，一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，包括如下步骤：步骤1：磨矿，对原矿磨矿处理至磨矿浓度为50～60％，磨矿细度小于0.074mm含量为80～90％；步骤2：硫化矿浮选，将步骤1得到矿浆调节至矿浆浓度为25～45％，加入调整剂3000～5000g/t，将pH调整到5.5～7，加入硫化铜组合捕收剂，用量为50～70g/t，经过两次粗选，获得铜粗精矿Ⅰ和粗选尾矿；步骤3：氧化矿浮选，步骤2获得的粗选尾矿添加乙二胺磷酸盐40～80g/t、四氯化钛20～50g/t，进行充分活化，加入C7-C9烷基氧肟酸100～150g/t、丁基黄药100～150g/t，加入2^#油50～70g/t，经过一次粗选获得铜粗精矿Ⅱ，一次扫选产出尾矿；步骤4：将步骤2、步骤3中获得的铜粗精矿Ⅰ与铜粗精矿Ⅱ合并精选三次获得最终铜精矿。所述调整剂为石灰；所述C7-C9烷基氧肟酸、丁基黄药为捕收剂；所述2^#油为起泡剂。所述酸浸渣pH为4～5，酸浸渣中硫化铜总量占总铜的70～75％，酸浸渣中氧化铜总量占总铜的25～30％。

实施例2，根据实施例1所述的提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法中，所述步骤2中硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药5～7；亚甲基双硫氮0.5～1；Z-200 0.5～1。

实施例3，根据实施例1或2所述的提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法中，所述硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药5；亚甲基双硫氮0.5；Z-200 0.5。

实施例4，根据实施例1或2或3所述的提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法中，所述硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药7；亚甲基双硫氮1；Z-200 1。

实施例5，根据实施例1-4任一项所述的提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法中，所述硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药6；亚甲基双硫氮0.7；Z-200 0.7。

实施例6，根据实施例1-5任一项所述的提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法中：所述步骤2中pH调整到6，加入硫化铜组合捕收剂，用量为60g/t。

实施例7，根据实施例1-6任一项所述的提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法中：所述步骤3中添加乙二胺磷酸盐60g/t、四氯化钛35g/t。

实施例8，根据实施例1-7任一项所述的提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法中：所述步骤3中添加C7-C9烷基氧肟酸130g/t、丁基黄药130g/t，2^#油60g/t。

实施例9，根据实施例1-8任一项所述的提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法中：所述C7-C9烷基氧肟酸为庚烷基氧肟酸或辛烷基氧肟酸或壬烷基氧肟酸的一种或组合

实施例10，新疆某氧化铜酸浸渣中铜品位为0.38g/t，磨矿浓度56％，磨矿细度小于0.074mm含量为85％。调节矿浆浓度为30％，加入调整剂石灰3000g/t，调节矿浆pH为5.5，加入组合捕收剂，用量为60g/t，经两次粗选获得铜粗精矿Ⅰ和浮选尾矿；浮选尾矿加入活化剂乙二胺磷酸盐、四氯化钛用量分别为60g/t、30g/t，进行充分活化，加入捕收剂辛烷基氧肟酸、丁基黄药，用量分别为120g/t、100g/t，加入起泡剂2^#油60g/t，经过一次粗选获得铜粗精矿Ⅱ，一次扫选后产出尾矿；铜粗精矿Ⅰ与铜精矿Ⅱ合并精选三次获得铜精矿。最终获得铜品位为18.77％，回收率为78.63％的铜精矿。

实施例11，云南某氧化铜酸浸渣中铜品位为0.44g/t，磨矿浓度58％，磨矿细度小于0.074mm含量为80％。调节矿浆浓度为35％，加入调整剂石灰4500g/t，调节矿浆pH为6.5，加入组合捕收剂，用量为65g/t，经两次粗选获得铜粗精矿Ⅰ和浮选尾矿；浮选尾矿加入活化剂乙二胺磷酸盐、四氯化钛用量分别为70g/t、50g/t，进行充分活化，加入捕收剂壬烷基氧肟酸、丁基黄药，用量分别为140g/t、120g/t，加入起泡剂2^#油60g/t，经过一次粗选获得铜粗精矿Ⅱ，一次扫选后产出尾矿；铜粗精矿Ⅰ与铜精矿Ⅱ合并精选三次获得铜精矿。最终获得铜品位为18.39％，回收率为80.15％的铜精矿。

实施例12，湖南某氧化铜酸浸渣中铜品位为0.20g/t，磨矿浓度55％，磨矿细度小于0.074mm含量为82％。调节矿浆浓度为30％，加入调整剂石灰4000g/t，调节矿浆pH为6，加入组合捕收剂，用量为50g/t，经两次粗选获得铜粗精矿Ⅰ和浮选尾矿；浮选尾矿加入活化剂乙二胺磷酸盐、四氯化钛用量分别为50g/t、30g/t，进行充分活化，加入捕收剂辛烷基氧肟酸、丁基黄药，用量分别为100g/t，100g/t，加入起泡剂2^#油50g/t，经过一次粗选获得铜粗精矿Ⅱ，一次扫选后产出尾矿；铜粗精矿Ⅰ与铜精矿Ⅱ合并精选三次获得铜精矿。最终获得铜品位为18.39％，回收率为76.61％的铜精矿。

以上所述，仅为本发明专利优选的实施例，但本发明专利的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明专利所公开的范围内，根据本发明专利的技术方案及其发明专利构思加以等同替换或改变，都属于本发明专利的保护范围。