阅读说明：本技术 一种高效利用铜锌矿的选冶联合工艺 (Dressing and smelting combined process for efficiently utilizing copper-zinc ore ) 是由 赵红波 张雁生 张伊升 李书生 孙欣 于 2019-10-17 设计创作，主要内容包括：本发明涉及一种高效利用铜锌矿的选冶联合工艺,在选矿阶段,铜锌混合矿原矿通过破碎、磨矿和分级等工艺达合适粒度后,利用混合浮选,得到回收率较高的铜锌混合精矿；然后,在铜锌分离阶段,将上述步骤所得铜锌混合精矿进行调浆、脱药处理,预备进行生物浸出或化学浸出。根据所使用的浸出方法,调控浸出体系的电位、pH值、矿浆浓度、温度、浸出药剂配比、浸矿微生物种类及浓度,最终实现铜锌混合精矿中锌的选择性溶出。得到铜精矿及含锌离子的浸出液；最后,经湿法或火法冶金工艺处理,最终得到金属铜和金属锌。本发明的工艺,流程简单、技术完善、综合回收率高、铜锌分离彻底、成本较低,有利于实现工业化应用。(The invention relates to a dressing-smelting combined process for efficiently utilizing copper-zinc ores, wherein in a dressing stage, copper-zinc mixed ore raw ores are subjected to crushing, ore grinding, grading and other processes to reach proper granularity, and then mixed flotation is utilized to obtain copper-zinc mixed concentrates with high recovery rate; and then, in the copper-zinc separation stage, carrying out size mixing and reagent removal treatment on the copper-zinc bulk concentrate obtained in the step, and preparing for bioleaching or chemical leaching. According to the used leaching method, the potential, the pH value, the ore pulp concentration, the temperature, the leaching agent ratio, the species and the concentration of leaching microorganisms of the leaching system are regulated and controlled, and the selective leaching of zinc in the copper-zinc bulk concentrate is finally realized. Obtaining copper concentrate and leachate containing zinc ions; finally, the metal copper and the metal zinc are finally obtained through wet or fire metallurgy process treatment. The process has the advantages of simple flow, complete technology, high comprehensive recovery rate, thorough copper and zinc separation and lower cost, and is beneficial to realizing industrial application.)

一种高效利用铜锌矿的选冶联合工艺

技术领域

本发明涉及矿物加工及湿法冶金领域中铜锌混合矿中金属铜和锌的高效分离提取，具体为一种将铜锌混合矿中的铜矿物和锌矿物有效分离，得到含锌离子的浸出液及铜精矿，并最终得到金属锌和金属铜的工艺。

背景技术

在矿物加工及冶炼领域，铜锌分离是长久以来困扰行业的难题。在自然界中，铜和锌主要以硫化物的形式存在。根据亲疏水性的差异，在矿物加工领域通常使用浮选的方法将硫化矿与氧化矿（大多数脉石矿物）分离。然而，有色金属矿产往往呈共、伴生的多金属复杂硫化矿床形式存在，其中，铜的硫化矿物常常和锌的硫化矿物共、伴生存在。在浮选过程中，矿浆中的铜离子对锌硫化矿物表面的活化作用，会减小铜硫化矿物和锌硫化矿物表面疏水性的差异，导致难以利用浮选的方法将铜锌分离。因此，工业上得到的铜精矿中甚至出现高达10%质量比的锌。铜精矿中残留的锌在火法炼铜时以烟灰形式分离，另需对烟灰进行收集与处理，工艺复杂，成本较高，否则即面临锌的资源浪费，从而导致铜精矿价格的下降。因此，发展一种有效的铜锌分离工艺将有广阔的工业应用前景。

在工业生产中，最常用的铜锌分离方法是优先浮选法。该方法根据有用矿物可浮性的差异，以先易后难的顺序逐个将它们浮出。该方法要求原矿品位较高且原矿中铜矿与锌矿可浮性差异大，但是，对于贫矿以及铜离子活化后锌矿可浮性与铜矿可浮性相近的情况效果较差。另外，优先浮选法所需浮选时间较长、浮选机较多、磨矿工段所需费用较高，并且需要消耗大量的抑制剂和活化剂，生产成本较高。因此，随着自然界中高品位矿产的不断减少，矿石性质更加复杂，用优先浮选方法进行铜锌分离将越来越受到限制。

除了最常用的优先浮选方法外，混合浮选、部分优先-混合浮选、等可浮、加温浮选等方法在工业上也有所应用。但是这些方法的最终目的都在于利用浮选方法将铜矿和锌矿分离。其中，混合浮选、部分优先-混合浮选和等可浮工艺得到的铜锌混合精矿，往往需要进一步磨矿，使铜矿和锌矿充分解离，且需大量抑制剂及活化剂，这无疑增加了成本。而加温浮选则是利用升温来抑制锌矿物的可浮性，大量能源的消耗是其明显的缺点。

目前，虽然选冶联合的工艺在工业上也有应用，但是这些工艺包括焙烧脱硫-酸浸工艺、加压浸出工艺、氯化焙烧水浸等，目的是同时提取浮选所得混合精矿中的铜和锌，这些焙烧、加压等方法需消耗大量能源，且所得浸出液仍需铜锌分离。

为了解决难以利用浮选的方法分离铜锌混合矿的问题，为了降低铜精矿中的含锌量从而提高铜精矿品质，为了资源化利用铜锌混合矿中的金属锌，为了利用高效的方法实现铜锌分离，新的工艺需要被研发，以现实这些目的。

发明内容

针对上述现有技术的缺点，本发明提供一种高效利用铜锌矿的选冶联合工艺，该工艺利用（生物）湿法冶金的方法巧妙地实现了铜锌混合矿中铜和锌的分离。解决了铜锌分离的业界难题，且所需铜锌混合精矿通过简单的等可浮（混合浮选）方法便能得到，缩短了浮选流程，减少了药剂使用及能耗。该工艺流程简单、技术完善、综合回收率高、铜锌分离彻底、成本较低，有利于实现工业化应用。

本发明解决上述技术问题采用以下技术方案：一种高效利用铜锌矿的选冶联合工艺，包括以下步骤：

（1）将铜锌混合矿石进行破碎-筛分，得到合格粒度的粉矿；

（2）将所述粉矿进行磨矿-分级，得到符合浮选粒度要求的矿浆；

（3）将所述矿浆进行铜锌混合浮选，得到铜锌混合精矿；

（4）将所述铜锌混合矿精矿采用生物或化学选择性浸出锌，固液分离后得到低锌高品位铜精矿和含锌浸出液；

（5）所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；

（6）将步骤（5）中所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至步骤（4）中进行混合制浆；

（7）所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

作为优选，步骤（1）中，所述铜锌混合矿石主要含硫化铜矿物和硫化锌矿物，铜品位≥0.4%，锌品位≥2%。

作为优选，步骤（1）中，合格的粉矿粒度为≤13mm。

作为优选，步骤（2）中，符合浮选的给矿粒度为-200目≥65%。

作为优选，步骤（3）中，所述浮选为铜锌混合浮选。

作为优选，步骤（4）中，选用生物选择性浸出，将所述铜锌混合矿精矿先经调浆、脱药处理，得到混合精矿矿浆；然后用稀硫酸调节矿浆的pH，然后加入浸矿菌，进行搅拌浸出。

作为进一步优选，所述混合精矿矿浆的浓度为1-30%，用稀硫酸调节矿浆的pH为1.0-2.5，控制加入总铁浓度为0.1-1.0mol/L，控制菌浓不低于10⁷个/毫升，搅拌速度15-200rpm，控制浸出体系温度为30-80℃，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极600-790mV，浸出时间为1-5天。

作为进一步优选，所述浸矿菌为所述微生物为嗜酸氧化亚铁硫杆菌、氧化亚铁钩端螺旋菌、嗜铁钩端螺菌的一种或几种。

作为优选，步骤（4）中，选用化学选择性浸出，将所述铜锌混合矿精矿先经调浆、脱药处理，得到混合精矿矿浆；然后用稀硫酸调节矿浆的pH，再加入氧化剂，然后进行搅拌浸出。

作为进一步优选，所述氧化剂为Fe³⁺、氧及卤族元素单质、硝酸盐、过硫酸盐、高锰酸盐、氯的含氧酸及其盐、过氧化物中任意一种；所述混合精矿矿浆的浓度为1-30%，所述调节矿浆的pH为0.5-2.5，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极810-1000mV，搅拌速度15-1000rpm，控制浸出体系温度为30-100℃，浸出时间为1-48小时。

本发明与现有技术相比具有如下优点：1.所使用的选冶联合工艺对原矿品位没有严格要求，有利于对较低品位矿产资源的处理；2.本发明的高效利用铜锌矿的选冶联合工艺，利用混合浮选方法，避免了目前常用铜锌分离浮选工艺流程长、药剂使用量大的缺陷，简化了浮选流程，降低了浮选药剂消耗；3.硫化铜锌矿采用混合浮选，避免抑制剂的使用，硫化铜锌矿的回收率可达90%以上；3.本发明工艺流程中所得的铜锌混合精矿在后续铜锌分离阶段无需高温加热预处理，无需加压处理，节省了大量能源，成本低廉；4.本发明工艺流程利用（生物）湿法冶金方法，通过选择性溶出锌实现铜锌分离的目的，对浮选所得铜锌混合精矿品位、品质没有严格要求，在等可浮（混合浮选）阶段，允许与铜锌矿一同选出铁硫化矿物等易溶解矿物；5.本发明的工艺，流程简单、技术完善、综合回收率高、铜锌分离彻底、成本较低，有利于实现工业化应用。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

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。应当理解，此处所描述的具体实施例仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。

参考图1，本发明提供一种高效利用铜锌矿的选冶联合工艺，包括以下步骤：将铜锌混合矿石进行破碎-筛分，得到合格粒度的粉矿；将所述粉矿进行磨矿-分级，得到符合浮选粒度要求的矿浆；将所述矿浆进行铜锌混合浮选，得到铜锌混合精矿,并与水混合调浆；然后采用生物或化学选择性浸出锌，固液分离后得到低锌高品位铜精矿和含锌浸出液；所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；将所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至混合制浆；所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

实施例1

选用主要含硫化铜矿物和硫化锌矿物的铜锌混合矿石，且铜品位≥0.4%，锌品位≥2%。将铜锌混合矿石进行破碎-筛分，得到合格粒度≤13mm的粉矿，将所述粉矿进行磨矿-分级，至-200目占比≥65%。将所述粉矿进行铜锌混合浮选，得到铜锌混合精矿。本实施例铜锌混合矿精矿中铜品位为4.23%（回收率91.39%），锌品位为4.95%（回收率92.51%）。将铜锌混合精矿与水混合调浆，经调浆、脱药处理至10%矿浆浓度，便于开展生物浸出。用稀硫酸控制矿浆pH介于1.0-2.5，控制浸出体系反应温度为40-55℃，加入Fe₂(SO₄)₃和Fe₃(SO₄)₂，控制加入总铁浓度为0.2mol/L，其中Fe³⁺和Fe²⁺比例约等于8，加入嗜酸氧化亚铁硫杆菌，控制菌浓不低于10⁷个/毫升，搅拌速度150rpm，控制浸出体系温度为30-80℃，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极600-790mV，进行铜和锌的分离，浸出时间为2天。本实施例得到锌回收率达96.17%的含锌浸出液；Cu仅溶出2.77%，得铜精矿含锌仅0.26%。含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；将所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至混合制浆；所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

实施例2

如实施例1得到铜锌混合矿精矿，本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为4.23%（回收率91.39%），锌品位为4.95%（回收率92.51%）。将铜锌混合精矿与水混合调浆，经调浆、脱药处理至30%矿浆浓度，便于开展化学浸出。用稀硫酸控制矿浆pH介于0.5-2.5，控制浸出体系反应温度为60℃，加入氧化剂Fe₂(SO₄)₃控制初始加入总铁浓度为0.6mol/L，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极810-1000mV，搅拌速度500rpm。在2小时后，本实施例得到锌回收率达96.35%的含锌浸出液；Cu仅溶出1.98%，得铜精矿含锌仅0.22%。所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；将所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至混合制浆；所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

实施例3

如实施例1得到铜锌混合矿精矿，本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为4.23%（回收率91.39%），锌品位为4.95%（回收率92.51%）。将铜锌混合精矿与水混合调浆，经调浆、脱药处理至20%矿浆浓度，便于开展化学浸出。用稀硫酸控制矿浆pH介于0.5-2.5，控制浸出体系反应温度为70℃，通过加入氧化剂高氯酸钾，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极810-1000mV，搅拌速度500rpm。在2小时后，本实施例得到锌回收率达94.95%的含锌浸出液；Cu仅溶出2.07%，得铜精矿含锌仅0.31%。所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；将所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至混合制浆；所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

实施例4

如实施例1得到铜锌混合矿精矿，本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为20.23%（回收率95.66%），锌品位为8.85%（回收率91.47%）。将铜锌混合精矿与水混合调浆，经调浆、脱药处理至5%矿浆浓度，便于开展生物浸出。用稀硫酸控制矿浆pH介于1.0-2.5，控制浸出体系反应温度为30-40℃，通过加入Fe₂(SO₄)₃和Fe₃(SO₄)₂，控制初始加入总铁浓度为0.2mol/L，其中Fe³⁺和Fe²⁺比例约等于6，加入氧化亚铁钩端螺旋菌浸矿，控制菌浓不低于10⁷个/毫升，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极600-790mV，进行铜和锌的分离，搅拌速度200rpm。在3天后，本实施例得到锌回收率达95.81%的含锌浸出液；Cu仅溶出3.43%，得浸出渣（铜精矿）含锌仅0.47%。所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；将所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至混合制浆；所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

实施例5

如实施例1得到铜锌混合精矿，本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为20.23%（回收率95.66%），锌品位为8.85%（回收率91.47%）。将铜锌混合精矿与水混合调浆，经调浆、脱药处理至20%矿浆浓度，便于开展化学浸出。用稀硫酸控制矿浆pH介于0.5-2.5，控制浸出体系反应温度为80℃，通过加入氧化剂高锰酸钾，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极810-1000mV，搅拌速度1000rpm。在2小时后，本实施例得到锌回收率达93.20%的含锌浸出液；Cu仅溶出2.93%，得浸出渣（铜精矿）含锌仅0.76%。所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；将所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至混合制浆；所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

实施例6

如实施例1得到铜锌混合矿精矿，本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为20.23%（回收率95.66%），锌品位为8.85%（回收率91.47%）。将铜锌混合精矿与水混合调浆，经调浆、脱药处理至10%矿浆浓度，便于开展化学浸出。用稀硫酸控制矿浆pH介于0.5-2.5，控制浸出体系反应温度为80℃，通过加入氧化剂硝酸钾，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极810-1000mV，搅拌速度1000rpm。在2小时后，本实施例得到锌回收率达94.17%的含锌浸出液；Cu仅溶出2.79%，得浸出渣（铜精矿）含锌仅0.65%。所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；将所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至混合制浆；所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

实施例7

如实施例1得到铜锌混合矿精矿，本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为10.71%（回收率94.19%），锌品位为13.46%（回收率92.67%）。将铜锌混合精矿与水混合调浆，经调浆、脱药处理至10%矿浆浓度，便于开展生物浸出。用稀硫酸控制矿浆pH介于1.0-2.5，控制浸出体系反应温度为55-80℃，通过加入Fe₂(SO₄)₃和Fe₃(SO₄)₂，控制初始加入总铁浓度为0.4mol/L，其中Fe₃₊和Fe₂₊比例约等于5，加入嗜铁钩端螺菌浸矿，控制菌浓不低于10⁷个/毫升，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极600-790mV，搅拌速度150rpm。在2天后，本实施例得到锌回收率达94.55%的含锌浸出液；Cu仅溶出3.10%，得浸出渣（铜精矿）含锌仅0.99%。所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；将所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至混合制浆；所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

实施例8

如实施例1得到铜锌混合矿精矿，本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为10.71%（回收率94.19%），锌品位为13.46%（回收率92.67%）。将铜锌混合精矿与水混合调浆，经调浆、脱药处理至30%矿浆浓度，便于开展化学浸出。用稀硫酸控制矿浆pH介于0.5-2.5，控制浸出体系反应温度为75℃，通过加入氧化剂过氧化氢，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极810-1000mV，搅拌速度1000rpm。在24小时后，本实施例得到锌回收率达95.31%的含锌浸出液；Cu仅溶出2.15%，得浸出渣（铜精矿）含铜13.37%，含锌仅0.68%。所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；将所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至混合制浆；所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

实施例9

如实施例1得到铜锌混合矿精矿，本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为10.71%（回收率94.19%），锌品位为13.46%（回收率92.67%）。将铜锌混合精矿与水混合调浆，经调浆、脱药处理至30%矿浆浓度，便于开展化学浸出。用稀硫酸控制矿浆pH介于0.5-2.5，控制浸出体系反应温度为75℃，通过调控溶解氧浓度，控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极810-1000mV，搅拌速度1000rpm。在48小时后，本实施例得到锌回收率达96.19%的含锌浸出液；Cu仅溶出1.01%，得浸出渣（铜精矿）含铜13.77%，含锌仅0.66%。所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶得到硫酸锌产品；或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到锌板；将所述结晶和所述萃取产生的余液通过添加化学氧化剂或微生物氧化后返回至混合制浆；所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜；或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。

本发明在矿物加工和（生物）湿法冶金领域可以实现铜锌混合矿的高效利用。该发明提出的工艺可避免利用浮选工艺进行铜锌分离，转而使用更加节能、高效的（生物）湿法冶金工艺，通过锌的选择性浸出，最终实现铜锌分离。解决了传统工艺难以实现铜锌分离的难题，提高了铜精矿质量，并实现了锌的高效回收利用。该工艺流程简单，有利于实现工业化应用。

以上显示和描述了本发明的基本原理和主要特征及本发明的优点，本行业的技术人员应该了解，本发明不受上述实施例的限制，上述实施例和说明书中描述的只是说明本发明的原理，在不脱离本发明精神和范围的前提下，本发明还会有各种变化和改进，这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内，本发明要求保护范围由所附的权利要求书及其等效物界定。