阅读说明：本技术 一种回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法 (Dressing and smelting combined treatment method for recovering complex copper oxide ore ) 是由 孙忠梅 龙翼 阙朝阳 甘永刚 徐其红 张兴勋 张卿 石仑雷 陈水波 温建 于 2018-07-06 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法,包括如下步骤：(1)硫化铜浮选流程；(2)脱泥流程；(3)氧化铜浮选流程；(4)磁选流程；(5)湿法炼铜。本发明采用硫、氧铜矿分步浮选工艺,减少的硫化钠对硫化铜的抑制,并获得高品位硫化铜精矿。本发明对含铜5.30％左右的原矿,总铜回收率可达到90％以上,获得技术指标较好。(The invention discloses a dressing-smelting combined treatment method for recovering complex copper oxide ores, which comprises the following steps: (1) copper sulfide flotation process; (2) desliming process; (3) copper oxide flotation process; (4) magnetic separation process; (5) and (4) carrying out wet copper smelting. The invention adopts a step-by-step flotation process of the copper sulphide and the copper oxide ore, reduces the inhibition of sodium sulphide on the copper sulphide and obtains high-grade copper sulphide concentrate. The invention has the advantages that the total copper recovery rate of the raw ore containing about 5.30 percent of copper can reach more than 90 percent, and the obtained technical index is better.)

一种回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法

技术领域

本发明属于选冶技术领域，具体涉及一种回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法。

背景技术

随着国民经济的不断发展，铜矿资源的不断开发利用，易处理的铜矿资源不断开发利用，特别是易处理的硫化铜矿的不断减少，氧化铜矿逐渐成为开发利用的重要对象。

氧化铜矿的开发利用难度较大，一直存在回收利用率低的问题。氧化铜矿的处理因其组分的差异，出现了各种不同形式的处理方法，工业上氧化铜矿的处理主要采用浮选法。但氧化铜矿石种类多，具有氧化率和结合率高、矿物粒度细且嵌布不均匀、亲水性强、含泥量高的特点，同时伴生有用组分多，因此，在一定程度上增大了氧化铜矿浮选的难度，单一浮选已较难高效回收复杂氧化铜矿。为了综合利用这些铜矿资源，科研工作者逐步寻找到了许多开发利用的新途径，如浸出法、离析法及联合处理方法。不同性质的氧化铜矿其最佳的处理工艺不同。因此，针对氧化铜矿自身的特点，寻找合适的处理工艺显得十分必要，这对于提高氧化铜矿的回收，降低处理成本，具有十分重要的意义。

发明内容

本发明的目的在于提供一种回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法。

本发明的技术方案如下：

一种回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法，包括如下步骤：

(1)硫化铜浮选流程：包括如下步骤：

a、原矿石经磨矿后获得粒径小于0.074mm的占60～65wt％的原矿浆；

b、在上述原矿浆中加入戊基黄药和2#油，加药量分别为75～85g/t和35～45g/t，进行粗选，获得硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿；

c、在上述硫化铜粗选尾矿中加入戊基黄药和2#油，加药量分别为35～45g/t和8～12g/t，进行扫选获得硫化铜扫选中矿和硫化铜扫选尾矿；

d、将上述硫化铜粗精矿与硫化铜扫选中矿合并再磨至粒径小于0.045mm的占82～87wt％后再进行4级精选，每级精选2.5～3.5min，获得硫化铜精矿，第1级精选获得第1级硫化铜精选中矿，第2至第4级精选所获得的中矿依次返回上一级精选的流程；

(2)脱泥流程：将上述硫化铜扫选尾矿使用旋流器脱泥，获得矿砂和矿泥；

(3)氧化铜浮选流程：包括如下步骤：

a、在步骤(2)所得的矿砂中加入氟硅酸钠280～320g/t调浆4min；

b、加入硫化钠、戊基黄药、丁胺黑药和2#油，加药量依次分别为2200～2700g/t、180～220g/t、25～35g/t和8～12g/t，搅拌1.5～2.5min后浮选1.5～2.5min，获得快浮精矿和快浮尾矿；

c、向快浮尾矿中加入硫化钠、戊基黄药和丁胺黑药，加药量依次分别为900～1100g/t、45～55g/t和8～12g/t，搅拌1.5～2.5min后浮选1.5～2.5min，获得第一粗选精矿和第一粗选尾矿；

d、向第一粗选尾矿中加入硫化钠和戊基黄药，加药量依次分别为450～550g/t和25g/t，搅拌1.5～2.5min后浮选1.5～2.5min，获得第二粗选精矿和第二粗选尾矿；

e、合并快浮精矿、第一粗选精矿和第二粗选精矿为第一氧化铜精矿；

f、向第二粗选尾矿中分3次加药，每次加药中，均加入硫化钠、戊基黄药和丁胺黑药，加药量均依次分别为280～320g/t、17～23g/t和2～4g/t；每次加药后均搅拌1.5～2.5min后浮选1.5～2.5min，获得第一扫选精矿和第一扫选尾矿；

g、向第一扫选尾矿中分3次加药，每次加药中，均加入硫化钠和戊基黄药，加药量均依次分别为180～220扩和8～12g/t；每次加药后均搅拌1.5～2.5min后浮选1.5～2.5min，获得第二扫选精矿和第二扫选尾矿；

h、合并第一扫选精矿、第二扫选精矿和上述第1级硫化铜精选中矿后，向其中分2次加药进行精选，第一次加药加入硫化钠和戊基黄药，加药量均依次分别为180～220g/t和17～23g/t，第二次加药加入硫化钠、戊基黄药和丁胺黑药，加药量均依次分别为180～220g/t、8～12g/t和2～4g/t；每次加药后均搅拌1.5～2.5min后浮选1.5～2.5min，获得第二氧化铜精矿和精选尾矿，该精选尾矿返回至该步骤(3)的扫选的流程；

(4)磁选流程：对第二扫选尾矿进行磁选，获得第三氧化铜精矿和磁选尾矿；

(5)湿法炼铜：将上述第二氧化铜精矿、第三氧化铜精矿和矿泥湿法酸浸回收铜。

在本发明的一个优选实施方案中，所述步骤(1)包括如下步骤：

a、原矿石经磨矿后获得粒径小于0.074mm的占60～65wt％的原矿浆；

b、在上述原矿浆中加入戊基黄药和2#油，加药量分别为80g/t和40g/t，进行粗选，获得硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿；

c、在上述硫化铜粗选尾矿中加入戊基黄药和2#油，加药量分别为40g/t和10g/t，进行扫选获得硫化铜扫选中矿和硫化铜扫选尾矿；

d、将上述硫化铜粗精矿与硫化铜扫选中矿合并再磨至粒径小于0.045mm的占85wt％后再进行4级精选，每级精选3min，获得硫化铜精矿，第1级精选获得第1级硫化铜精选中矿，第2至第4级精选所获得的中矿依次返回上一级精选的流程。

在本发明的一个优选实施方案中，所述步骤(2)中，所述旋流器的型号为FX150，排口比为0.76。

在本发明的一个优选实施方案中，所述步骤(3)包括如下步骤：

a、在步骤(2)所得的矿砂中加入氟硅酸钠300g/t调浆4min；

b、加入硫化钠、戊基黄药、丁胺黑药和2#油，加药量依次分别为2500g/t、200g/t、30g/t和10g/t，搅拌2min后浮选2min，获得快浮精矿和快浮尾矿；

c、向快浮尾矿中加入硫化钠、戊基黄药和丁胺黑药，加药量依次分别为1000g/t、50g/t和10g/t，搅拌2min后浮选2min，获得第一粗选精矿和第一粗选尾矿；

d、向第一粗选尾矿中加入硫化钠和戊基黄药，加药量依次分别为500g/t和25g/t，搅拌2min后浮选2min，获得第二粗选精矿和第二粗选尾矿；

e、合并快浮精矿、第一粗选精矿和第二粗选精矿为第一氧化铜精矿；

f、向第二粗选尾矿中分3次加药，每次加药中，均加入硫化钠、戊基黄药和丁胺黑药，加药量均依次分别为300g/t、20g/t和3g/t；每次加药后均搅拌2min后浮选2min，获得第一扫选精矿和第一扫选尾矿；

g、向第一扫选尾矿中分3次加药，每次加药中，均加入硫化钠和戊基黄药，加药量均依次分别为200g/t和10g/t；每次加药后均搅拌2min后浮选2min，获得第二扫选精矿和第二扫选尾矿；

h、合并第一扫选精矿、第二扫选精矿和上述第1级硫化铜精选中矿后，向其中分2次加药进行精选，第一次加药加入硫化钠和戊基黄药，加药量均依次分别为200g/t和20g/t，第二次加药加入硫化钠、戊基黄药和丁胺黑药，加药量均依次分别为200g/t、10g/t和3g/t；每次加药后均搅拌2min后浮选2次，每次浮选2min，获得第二氧化铜精矿和精选尾矿，该精选尾矿返回至该步骤(3)的扫选的流程。

在本发明的一个优选实施方案中，所述步骤(4)中，所述磁选的磁场强度为1.55T。

进一步优选的，所述原矿石中的铜含量为5.2～5.4％，硫含量为0.35～0.45％。

本发明的有益效果是：

1、本发明采用硫、氧铜矿分步浮选工艺，减少的硫化钠对硫化铜的抑制，并获得高品位硫化铜精矿。

2、本发明在氧化铜浮选前进行脱泥，减少矿泥对氧化铜浮选的不利影响。

3、由于氧化铜矿物表面硫化后产生的硫化铜薄膜不稳定，精选过程中掉槽严重，不宜多次精选作业，精矿需采用“早收快收”原则。因此，本发明脱泥后分段加药分步快速浮选获得高品位第一氧化铜精矿，其他中矿一次精选分段加药获得的低品位第二氧化铜精矿，整个氧化铜矿浮选流程减少精选次数，防止氧化铜精选掉槽。

4、本发明的浮选尾矿中含有亲水性强，难浮选，具有弱磁性的氧化铜矿，试验采用强磁选回收获得第三氧化铜精矿，减少尾矿铜损失。

5、本发明对低品位第二氧化铜精矿、第三氧化铜精矿以及矿泥采用湿法酸浸回收铜。

6、本发明对含铜5.30％左右的原矿，总铜回收率可达到90％以上，获得技术指标较好。

附图说明

图1本发明的实施流程图。

图2为本发明的具体工艺流程图。

具体实施方式

以下通过具体实施方式结合附图对本发明的技术方案进行进一步的说明和描述。

实施例1

刚果(金)某铜矿氧化率为87.10％，主要铜矿物有孔雀石、辉铜矿、硅孔雀石、假孔雀石等。其中孔雀石占氧化铜的65.21％，硅孔雀石及假孔雀石占总氧化铜铜含量的34.79％。脉石矿物主要以石英为主，其次是碳酸盐矿物及硅酸盐矿物。硫化铜嵌布粒度较细，氧化铜嵌布粒度较粗。原矿矿泥含量较大，矿石性质复杂。本实施例原矿主要的有价元素为铜，含量为5.32％，硫含量为0.42％；

如图1和图2所示，应用本发明处理上述铜矿，回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法，包括如下步骤：

(1)硫化铜浮选流程：包括如下步骤：

a、原矿石经磨矿后获得粒径小于0.074mm的占65wt％的原矿浆；

b、在上述原矿浆中加入戊基黄药和2#油，加药量分别为80g/t和40g/t，进行粗选，获得硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿；

c、在上述硫化铜粗选尾矿中加入戊基黄药和2#油，加药量分别为40g/t和10g/t，进行扫选获得硫化铜扫选中矿和硫化铜扫选尾矿；

d、将上述硫化铜粗精矿与硫化铜扫选中矿合并再磨至粒径小于0.045mm的占85wt％后再进行4级精选，每级精选3min，获得硫化铜精矿，第1级精选获得第1级硫化铜精选中矿，第2至第4级精选所获得的中矿依次返回上一级精选的流程；

(2)脱泥流程：将上述硫化铜浮选尾矿使用旋流器中脱泥，获得矿砂和矿泥，所述旋流器的型号为FX150，排口比为0.76；

(3)氧化铜浮选流程：包括如下步骤：

a、在步骤(2)所得的矿砂中加入氟硅酸钠300g/t调浆4min；

b、加入硫化钠、戊基黄药、丁胺黑药和2#油，加药量依次分别为2500g/t、200g/t、30g/t和10g/t，搅拌2min后浮选2min，获得快浮精矿和快浮尾矿；

c、向快浮尾矿中加入硫化钠、戊基黄药和丁胺黑药，加药量依次分别为1000g/t、50g/t和10g/t，搅拌2min后浮选2min，获得第一粗选精矿和第一粗选尾矿；

d、向第一粗选尾矿中加入硫化钠和戊基黄药，加药量依次分别为500g/t和25g/t，搅拌2min后浮选2min，获得第二粗选精矿和第二粗选尾矿；

e、合并快浮精矿、第一粗选精矿和第二粗选精矿为第一氧化铜精矿(氧化铜精矿1)；

f、向第二粗选尾矿中分3次加药，每次加药中，均加入硫化钠、戊基黄药和丁胺黑药，加药量均依次分别为300g/t、20g/t和3g/t；每次加药后均搅拌2min后浮选2min，获得第一扫选精矿和第一扫选尾矿；

g、向第一扫选尾矿中分3次加药，每次加药中，均加入硫化钠和戊基黄药，加药量均依次分别为200g/t和10g/t；每次加药后均搅拌2min后浮选2min，获得第二扫选精矿和第二扫选尾矿；

h、合并第一扫选精矿、第二扫选精矿和上述第1级硫化铜精选中矿后，向其中分2次加药进行精选，第一次加药加入硫化钠和戊基黄药，加药量均依次分别为200g/t和20g/t，第二次加药加入硫化钠、戊基黄药和丁胺黑药，加药量均依次分别为200g/t、10g/t和3g/t；每次加药后均搅拌2min后浮选2次，每次浮选2min，获得第二氧化铜精矿(氧化铜精矿2)和精选尾矿，该精选尾矿返回至该步骤(3)的扫选的流程；

(4)磁选流程：对第二扫选尾矿进行磁选，获得第三氧化铜精矿(氧化铜精矿3)和磁选尾矿，磁选的磁场强度为1.55T；

(5)湿法炼铜：将上述第二氧化铜精矿、第三氧化铜精矿和矿泥湿法酸浸回收铜。

实施例2

试验步骤及工艺参数、药剂制度与实施例1完全相同。实施所用的原矿主要的有价元素为铜，含量为5.19％，硫含量为0.39％。

本发明实施例1、实施例2具体的工艺指标见下表1

表1本发明实施例工艺指标

由表1所示的实施例1、实施例2结果表明，采用本发明高效回收氧化铜矿的浮选工艺，实施例1中原矿石铜品位为5.32％，可获得产率为1.10％，铜品位为60.12％，铜回收率为12.43％的高品位的硫化铜精矿；产率为9.8％，铜品位为5.21％，铜回收率为9.60％的矿泥；产率为10.20％，铜品位为28.54％，铜回收率为54.73％的高品位的氧化铜精矿1；产率为3.79％，铜品位为15.21％，铜回收率为10.84％的低品位的氧化铜精矿2；产率为3.89％，铜品位为5.78％，铜回收率为4.23％的低品位的氧化铜精矿3；矿泥、低品位的氧化铜精矿2和3的酸浸浸出率为94.56％。该联合工艺总体铜回收率达90.49％。

实施例2中原矿石铜品位为5.19％，可获得产率为1.07％，铜品位为60.09％，铜回收率为12.39％的高品位的硫化铜精矿；产率为10.12％，铜品位为4.89％，铜回收率为9.53％的矿泥；产率为10.19％，铜品位为28.01％，铜回收率为54.99％的高品位的氧化铜精矿1；产率为3.59％，铜品位为14.32％，铜回收率为9.90％的低品位的氧化铜精矿2；产率为4.01％，铜品位为5.56％，铜回收率为4.30％的低品位的氧化铜精矿3；矿泥、低品位的氧化铜精矿2和3酸浸浸出率为95.87％。该联合工艺总体铜回收率达90.13％。

以上所述，仅为本发明的较佳实施例而已，故不能依此限定本发明实施的范围，即依本发明专利范围及说明书内容所作的等效变化与修饰，皆应仍属本发明涵盖的范围内。