[发明专利]一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺

说明书

技术领域

本发明涉及一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺。其中，所述硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿和/或铜蓝，所述的硫化锌矿物为闪锌矿、铁闪锌矿；所述氧化锌矿物为菱锌矿、异极矿、硅锌矿及水锌矿。

背景技术

目前处理硫化铜锌和氧化锌混合矿常用的工艺有三种。一种是优先浮选硫化铜矿物，再浮选硫化锌矿物，最后对氧化锌矿物进行硫化后浮选氧化锌矿物，分别得到硫化铜精矿、硫化锌精矿和氧化锌精矿，其工艺流程图如图2所示。第二种是先进行硫化铜、锌矿物的混合浮选，硫化铜锌精矿进行铜锌分离，得到硫化铜精矿和硫化锌精矿，混合浮选的尾矿对氧化锌矿物硫化后进行氧化锌矿物浮选，得到氧化锌精矿，其工艺流程图如图3所示。第三种是采用前述第一种或第二种工艺中浮选的方法将硫化铜矿物和硫化锌矿物回收（优选浮选或混合浮选），选别硫化铜、锌矿物后的尾矿进行搅拌浸出氧化锌矿物中的锌，其工艺流程图如图4所示。对于含泥量大、易泥化的硫化铜锌和氧化锌混合矿，一般采用先浮选硫化矿物再搅拌浸出氧化锌矿物的工艺，但搅拌浸出法存在生产成本高、固液分离难等缺陷。对于硫化铜锌和氧化锌混合矿而言，选别硫化铜和硫化锌矿物后进行堆浸法浸出氧化锌在经济上不可行。

因此，有必要开发一种新的工艺，能在保证铜、锌回收率的同时大幅降低生产成本。

发明内容

本发明的目的是提供一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺，该工艺在最大限度利用铜锌资源的同时，可以大幅度降低生产成本，操作更加简便。

为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：

一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺，其特征在于，

所述的选冶联合工艺，是先将原矿石进行破碎筑堆操作，再通过堆浸工序浸出原矿石中的氧化锌矿物，堆浸工序得到的浸出液通过萃取-反萃-电积工序得到阴极锌产品，在堆浸工序结束后对矿堆进行卸堆碎磨操作，再通过浮选工序回收硫化铜矿物和硫化锌矿物；

所述的硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿和/或铜蓝，所述的硫化锌矿物为闪锌矿、铁闪锌矿；所述氧化锌矿物为菱锌矿、异极矿、硅锌矿及水锌矿；所述氧化锌矿物中锌含量占混合矿中总锌含量的10-50wt%；所述混合矿中铜的品位为0.2wt%以上。

如上所述的工艺，优选地，所述的破碎筑堆操作，是将原矿石破碎至粒度在30mm以下，然后将经过破碎的矿石筑成矿堆，在堆场铺设管道，完成筑堆。

如上所述的工艺，优选地，所述堆浸工序中筑成的矿堆高为3-5m。

如上所述的工艺，优选地，所述的堆浸工序，是通过筑堆时铺设在堆场的管道，向矿堆喷淋浓度为0.1-2mol/L的硫酸，喷淋强度为5-10L/(h.m²)，堆浸周期为1-2个月。

如上所述的工艺，优选地，所述的萃取-反萃-电积工序，是当浸出液达到萃取浓度时用有机相萃取锌，使锌转入有机相中，再用硫酸（浓度优选为160g/L）反萃含锌的有机相，将反萃液（反萃液荷锌为65g/L左右）送入电解车间电解，获得阴极锌，萃余液经除油或除杂工序后回用于堆浸工序；所述有机相为萃取剂P204。

如上所述的工艺，优选地，所述的卸堆碎磨操作，是在浸出氧化锌之后将矿堆卸堆，卸堆后对矿石进行细碎至矿石粒度在12mm以下，细碎后的矿石再经磨矿，至占矿物总量50-90wt%的矿石粒度在74μm以下。

如上所述的工艺，优选地，所述的浮选工序，是采用优先浮选硫化铜矿物后再选硫化锌矿物的浮选工艺，或采用硫化铜锌矿物混选再分离的浮选工艺。

如上所述的工艺，所述的优先浮选硫化铜矿物后再选硫化锌矿物浮选工艺，是将经卸堆碎磨操作得到的产品进入石灰调浆搅拌桶，在搅拌桶中加入石灰和锌抑制剂调浆搅拌3-5min，将矿浆pH值控制在7-9后进入浮选槽，在浮选槽中加入捕收剂调浆2min后充气进行硫化铜矿物浮选，浮选时间为5-10min，得到的泡沫为硫化铜精矿；

硫化铜矿物浮选完成后的矿浆进入第二个搅拌桶，加入石灰和锌活化剂调浆搅拌3-5min，将矿浆pH值控制在12-13后进入浮选槽，在浮选槽中加入捕收剂调浆2min后充气进行硫化锌矿物浮选，浮选时间为5-10min，得到的泡沫为硫化锌精矿。

优选地，所述捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠（如丁基黄原酸钠）、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵中的一种，或其中的几种以任意比配合使用；所述捕收剂的用量为30-100克/吨矿。