[发明专利]一种混合铜矿的联合选冶方法

说明书

技术领域

本发明属于铜矿浮选和铜矿浸出-萃取-电积湿法冶金技术领域。

背景技术

在铜矿开采加工生产中，很多矿山企业采出的铜矿都有混合铜矿。本发明所述混合铜矿是指氧化率在10％～80％之间的氧硫混合铜矿，氧化率小于10％的铜矿石为硫化铜矿，氧化率大于80％的铜矿石为纯氧化矿(我国上世纪50年代制定的矿物加工技术规范把氧化率在10～30％之间的铜矿石定为氧硫混合铜矿，氧化率小于10％的铜矿石定为硫化铜矿，氧化率大于30％的铜矿石定为氧化矿铜，这一规范目前已经不适合现代矿物加工技术的进步)。现有的混合铜矿回收方法较多，但都存在很多不足。例如采用选矿方法回收，氧化铜回收率低；采用搅拌浸出-萃取-电积湿法冶炼工艺方法回收，硫化铜回收率低；采用细菌堆浸-萃取-电积湿法冶炼工艺方法回收，生产周期长达6个月乃至数年，浸出回收率不稳定；采用搅拌浸出-浸渣浮选-浸出液萃取-电积工艺，浸出尾矿要固液分离设备，供给浮选矿浆连续性稳定性差，浮选波动大，工业生产中不易操作。

氧硫混合铜矿浮选-浸渣搅拌浸出-萃取-电积工艺方法有一些研究文献报道，如中南大学曹占方等完成的《墨西哥某铜矿浮选-浸出-萃取-电积回收铜工艺研究》，以墨西哥某矿混合矿铜矿为研究对象，重点研究了浮选-浸出工艺，结果表明，采用160g/吨硫化钠活化和丁黄药浮选，能获得铜回收率为35.02％，铜品位为19.10％的铜精矿；浮选尾矿过滤后直接用于后续浸出试验，H2SO4浓度为1mol/L，液固比为3，室温(15℃)下搅拌浸出1h，铜浸出率83.33％.以原矿为计算基准，铜浸出率为54.16％，若浮选精矿加浸出铜的总回收率则达到89.18％。由杜淑华等完成的《云南某难选氧化铜矿选矿试验研究》，对含铜1.04％、氧化率52.94％的原矿进行了浮选试验研究，结果表明，加入2000g/吨Na₂S做活化剂，获得铜精矿含铜20.54％、回收率80.57％的技术指标。若进一步对浮选尾矿进行酸浸10小时，硫酸用量为20g/L，可使铜总回收率达到89.27％。这些研究都无一例外地采用了硫化钠活化浮选氧化铜矿，采用清水分级，中性及碱性矿浆浮选。而在浮选中加入硫化钠活化浮选氧化铜矿、使部分氧化铜进入铜精矿是不好的方法，氧化铜矿回收由工艺中浸出环节完成，加入硫化钠是浪费药剂。硫化钠带入尾矿中、在浸出工艺中会和浸出液中Cu²⁺反应、生产CuS沉淀，降低回收率。在工业生产工艺流程中，用清水分级矿浆浮选，浮选尾矿在进入搅拌浸出前必须进行固液分离，以减少进入后续工艺的水量，不然后续工艺将造成水膨胀，大量酸性废水需要处理，这既不科学也不环保。

发明内容

本发明的目的正是为了解决上述现有技术存在的不足而提供一种工艺流程简洁高效、浮选药剂用量小、流程新水耗量低、节省浮选尾矿固液分离流程投资和生产成本、避免氧化铜矿物进入铜精矿、流程合理、回收率高、能够在工业生产中应用的氧硫混合铜矿选冶联合方法。

本发明的目的是通过如下技术方案实现的。

一种混合铜矿的联合选冶方法，该方法是将氧化率在10～80％之间的氧硫混合铜矿石用浮选方法选出硫化矿得到铜精矿，浮选后的尾矿再直接进行酸浸搅拌浸出，经萃取电积得到阴极铜，形成浮选-酸浸联合的选冶联合方法。

本发明所述浮选方法是在磨矿机和分级机之间加入搅拌中和槽装置，将磨矿得到的初始矿浆进行搅拌中和得到中和矿浆，将中和矿浆分级后得到分级矿浆，分级矿浆经浮选后得到铜精矿和尾矿。所述酸浸搅拌浸出是将浮选后的尾矿直接送入搅拌浸出槽，再加入浓硫酸进行酸浸搅拌浸出，得到浸出液，将浸出液进行固液分离，将分离出的浸出料液经萃取和反萃取，再进行电解得到阴极铜；萃取的萃余液进入洗涤浓密分离机，洗涤浓密分离机出来的底流进入尾矿库，洗涤液和尾矿库出来的尾矿水回送入搅拌浸出槽。本发明磨矿矿浆浓度为75～82％；分级矿浆浓度为35～50％；分级矿浆的PH值为4.5～7。矿浆在分级时利用萃取后的萃余液分级。