CN112221695B - 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法，具体过程为：将矿山的氧化铜矿按氧化程度分为高氧化率铜矿和低氧化率铜矿，高氧化率铜矿直接依次进行破碎、磨矿、浸出，低氧化率铜矿经过破碎磨矿后进行硫化矿浮选，得到硫化铜精矿和硫化矿浮选尾矿，硫化矿浮选尾矿进行分级，得到粗粒产品和细粒产品；粗粒产品经过氧化铜浮选分别得到高品位氧化铜精矿和低品位氧化铜精矿，氧化铜浮选尾矿经过磁选进一步降低尾矿铜品位，并得到磁选精矿；低品位氧化铜精矿和磁选精矿与所述细粒产品一起进入酸浸***进行酸浸。本发明方法可以高效回收同一矿山中不同氧化率的氧化铜矿，特别是高含泥的氧化铜矿。

Description

一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法
技术领域
本发明涉及有色金属提取技术领域，具体涉及一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法。
背景技术
世界上大多数的铜矿床上部均覆盖有不同程度氧化率的氧化矿石，也有相当数量独立的大中型氧化铜矿。我国铜资源贫乏，已探明的铜资源普遍具有品位低、氧化程度不均、矿石性质复杂等特点，在目前的经济、技术条件下，大量低品位氧化铜矿石资源的开发利用受到制约。因此，强化低品位难选氧化铜矿石选冶技术研究，提高资源的利用率和回收率，有利于提高我国铜资源的自给率。不同氧化率的氧化铜矿石采用常规浮选工艺往往难以获得理想的选矿指标，因此开发一种选冶联合工艺处理该类型矿石，提高铜的综合回收率具有很大的经济意义和社会意义。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法，可以高效回收同一矿山中不同氧化率的氧化铜矿，特别是高含泥的氧化铜矿。
为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：
一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法，具体过程为：将矿山的氧化铜矿按氧化程度分为高氧化率铜矿和低氧化率铜矿，高氧化率铜矿直接依次进行破碎、磨矿、浸出，低氧化率铜矿经过破碎磨矿后进行硫化矿浮选，得到硫化铜精矿和硫化矿浮选尾矿，硫化矿浮选尾矿进行分级，得到粗粒产品和细粒产品；粗粒产品经过氧化铜浮选分别得到高品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿和氧化铜浮选尾矿，氧化铜浮选尾矿经过磁选进一步降低尾矿铜品位，并得到磁选精矿；低品位氧化铜精矿和磁选精矿与所述细粒产品一起进入酸浸***进行酸浸。
进一步地，氧化率大于90％的氧化铜矿归为高氧化率铜矿，其余的归为低氧化率铜矿。
进一步地，高氧化率铜矿直接破碎、磨矿后，进入酸浸***进行浸出。
进一步地，硫化矿浮选尾矿采用水力旋流器进行分级，溢流为细粒产品，底流为粗粒产品。
进一步地，硫化铜精矿和高品位氧化铜精矿直接外售。
本发明的有益效果在于：本发明针对不同氧化率的矿石采用不同的处理工艺，提高了资源总的利用率，解决了制约选矿的泥化问题，提高了***的处理量、铜总回收率、铜精矿品位，降低了浮选药剂用量。
附图说明
图1为本发明实施例的方法流程示意图。
具体实施方式
以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。
实施例1
本实施例提供一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法，如图1所示，具体过程为：
将同一矿山的氧化铜矿按氧化程度分类，氧化率大于90％的氧化铜矿归为高氧化率铜矿，其余的归为低氧化率铜矿。
高氧化率铜矿直接依次进行破碎、磨矿后进入酸浸***进行酸浸，酸浸后矿浆进行浓密、洗涤得到含铜料液，含铜料液依次进行萃取、电积得到阴极铜；
低氧化率铜矿经过破碎磨矿后进行硫化矿浮选，得到硫化铜精矿和硫化矿浮选尾矿，硫化铜精矿外售。对硫化矿浮选尾矿利用水力旋流器进行分级，溢流为细粒产品，底流为粗粒产品；粗粒产品经过氧化铜浮选分别得到高品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿和氧化铜浮选尾矿，高品位氧化铜精矿外售。氧化铜浮选尾矿经过磁选进一步降低尾矿铜品位，并得到磁选精矿和磁选尾矿，磁选尾矿送入尾矿库；低品位氧化铜精矿和磁选精矿与所述细粒产品一起进入酸浸***进行酸浸，酸浸后矿浆进行浓密、洗涤得到含铜料液，含铜料液依次进行萃取、电积得到阴极铜。
本实施例采用的酸浸工艺和浮选工艺均为现有技术，采用常规工艺即可。
实施例1
某矿山氧化铜矿从40％至98％不等，按实施例1的方法，矿石分为氧化率大于90％的矿石A和氧化率小于或等于90％的矿石B，其中矿石A平均氧化率为95％，含铜4.5％，铜金属量占全部金属量的35％；矿石B含铜4.2％，平均氧化率为80％，铜金属量占总金属量的65％。
矿石A直接进行破碎、磨矿至200目占70％后进入酸浸***进行硫酸浸出，反应时间2h，控制终点pH值1.5；酸浸后矿浆进行浓密、洗涤得到含铜料液，含铜料液依次进行萃取、电积得到阴极铜。该部分铜综合回收率为92％，吨铜硫酸耗量为2.8t/t矿。
矿石B经过破碎、磨矿至200目占60％后进入浮选***，首先进行硫化矿浮选，得到硫化铜精矿和硫化矿浮选尾矿，所述硫化矿浮选尾矿含铜55％，铜回收率22％。硫化矿浮选尾矿进行水力旋流分级，得到溢流细泥(细粒产品)和底流粗粒部分(粗粒产品)，其中溢流(400目占99％)含铜约4.1％，铜回收率5％，泵送至混合渣浆池；底流进入氧化铜矿浮选，分别得到含铜25％、铜回收率43％的高品位氧化铜精矿和含铜15％、铜回收率18％的低品位氧化铜精矿，高品位氧化铜精矿直接外售，低品位氧化铜精矿泵入混合渣浆池；氧化铜浮选尾矿进入磁选机，得到含铜3.8％、铜回收率3％的磁选精矿，泵入渣浆池。细粒产品(铜回收率5％)、低品位氧化铜精矿(铜回收率18％)、磁选精矿(铜回收率3％)在渣浆池混合后泵送至酸浸***，酸浸作业回收率92％，则这三部分总回收率为23.92％，吨铜硫酸耗量为2.9t/t铜。矿石B总回收率为22+43+23.92＝88.92％，吨铜硫酸耗量为2.84t/t铜。
因此，该矿山铜总回收率为35％*92％+65％*88.92％＝90.0％，酸浸硫酸耗量为2.84t/t铜。
对比例1(不按氧化率进行分类处理)：
在本对比例中，实施例1中使用的某矿山氧化铜矿不按氧化率进行分类处理，矿石全部进入酸浸***，则矿石B中的硫化矿部分基本无法回收，总回收率为35％*92％+65％*70％*92％＝74.06％，硫酸耗量为4.5t/t铜；
这是由于氧化铜矿不按氧化率进行分类处理，矿石全部进入浮选***，硫化浮选后没有脱泥，大量细泥严重恶化浮选流程，不但浮选药剂量增加超过10％，***处理量降低超过40％，而且浮选得到的高品位氧化铜精矿品位只有18％，外售计价系数降低；低品位氧化铜精矿铜品位只有10％。总浮选回收率约70％。
对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

Claims (1)

1.一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法，其特征在于，具体过程为：将矿山的氧化铜矿按氧化程度分为高氧化率铜矿和低氧化率铜矿，氧化率大于90％的氧化铜矿归为高氧化率铜矿，其余的归为低氧化率铜矿；高氧化率铜矿直接依次进行破碎、磨矿、浸出，低氧化率铜矿经过破碎磨矿后进行硫化矿浮选，得到硫化铜精矿和硫化矿浮选尾矿，硫化矿浮选尾矿进行分级，得到粗粒产品和细粒产品；粗粒产品经过氧化铜浮选分别得到高品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿和氧化铜浮选尾矿，氧化铜浮选尾矿经过磁选进一步降低尾矿铜品位，并得到磁选精矿；低品位氧化铜精矿和磁选精矿与所述细粒产品一起进入酸浸***进行酸浸；
硫化矿浮选尾矿采用水力旋流器进行分级，溢流为细粒产品，底流为粗粒产品；
硫化铜精矿和高品位氧化铜精矿直接外售。
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