一种高含泥氧化铜矿的选冶方法技术

本发明专利技术涉及一种高含泥氧化铜矿的选冶方法，属于矿物加工技术领域。将高含泥氧化铜矿破碎、洗矿至不含泥的粗粒矿浆和细粒矿浆，粗粒经过现有技术磨矿浮选得到铜品位12～22wt%的铜精矿和尾矿；细粒矿浆经过浓缩，溢流水返回洗矿作业用，底流浓缩至30～60wt%后加酸浸出，过滤（固液分离）后洗涤滤渣，洗涤的清洗液和过滤的浸出液经过萃取电积制备电解铜。该工艺具有回收率高、生产成本低，适应性强、环境污染少等特点。

【技术实现步骤摘要】
【专利摘要】本专利技术涉及，属于矿物加工
。将高含泥氧化铜矿破碎、洗矿至不含泥的粗粒矿浆和细粒矿浆，粗粒经过现有技术磨矿浮选得到铜品位12～22wt%的铜精矿和尾矿；细粒矿浆经过浓缩，溢流水返回洗矿作业用，底流浓缩至30～60wt%后加酸浸出，过滤（固液分离）后洗涤滤渣，洗涤的清洗液和过滤的浸出液经过萃取电积制备电解铜。该工艺具有回收率高、生产成本低，适应性强、环境污染少等特点。【专利说明】
本专利技术涉及，属于矿物加工
。
技术介绍
铜矿石类型繁多，氧化铜矿和混合铜矿占铜矿床的10~15%，是铜矿资源的重要组成部分。氧化铜矿普遍具有品位低、含泥量高的特点，属于复杂难处理矿石。随着矿产资源的开采利用，铜资源日益减少，开发和利用低品位难选铜矿石成为必然。 氧化铜中高泥氧化铜占2/3，高泥氧化铜具有易破碎、含泥量高等特点成为难选矿石的代表。由于矿石含泥量高，目前国内外对高泥氧化铜矿的处理方法主要有制粒堆浸法、分级制粒堆浸、加温搅拌浸出、浸出一沉淀一浮选(LPF法)。对于细粒所占比例大的矿石，如果直接制粒堆浸，溶液渗透性差，而且浸出过程中矿堆易板结，使得浸出很难成功进行。预先水洗分级再分别进行堆浸和浸出，仍然存在着浸出时间长、浸出率低的问题，同时由于工艺复杂造成生产成本较高。硫酸浸出氧化铜，用铁粉置换沉淀析出金属铜，再用浮选浮出沉淀铜，此法主要处理硅孔雀石或选别指标较低的难选氧化铜。氨浸一硫化沉淀一浮选法主要处理脉石主要是碳酸盐的难选氧化铜矿，这两种均属于(LPF法)，由于此方法适用性不强且存在着一定的环境问题，目前较少使用。利用常规的浮选处理高泥氧化铜时，因矿泥质量小，比表面积大，易对药剂进行非选择性吸附，使得药剂消耗增加；吸附在粗粒矿表面形成罩盖现象，阻碍了药剂与粗矿粒的作用，影响回收率；易夹杂于浮选泡沫，影响精矿质量；循环于流程中难以脱除，降低了精矿品位和铜的回收率，甚至使浮选难以进行。所以利用单一的浮选法已不能经济的分选高泥氧化铜矿。
技术实现思路
针对高含泥氧化铜矿选矿中存在的问题，本专利技术提出了，预先洗矿分级，粗粒磨矿浮选，细粒浸出的高含泥氧化铜矿选冶方法。该工艺具有回收率高、生产成本低，适应性强、环境污染少等特点。本专利技术提供的一种处理高含泥氧化铜矿选冶方法是针对高含泥氧化铜矿选矿中存在的问题，提供一种对高含泥氧化铜矿进行预先洗矿，分级为不含泥的粗粒和含泥的细粒，粗粒经磨矿后浮选，细粒经浓缩后直接搅拌浸出的方法，具体步骤包括如下: (I)将高含泥氧化铜矿破碎、洗矿分级为不含泥的粗粒矿浆和细粒矿浆，粗粒经过现有技术磨矿浮选得到铜品位12~22wt%的铜精矿和尾矿；铜精矿可直接出售给冶炼厂，尾矿入尾矿坝堆存。(2)细粒矿浆经过浓缩，溢流水返回至步骤(1)中洗矿作业用，底流浓缩至30~60wt%后加酸浸出，过滤(固液分离)后洗涤滤渣，洗涤的清洗液和过滤的浸出液经过萃取电积制备电解铜。渣送尾矿堆场堆存。所述高含泥氧化铜矿为含泥5~50wt%，铜的氧化率大于70%的氧化铜矿。所述洗矿分级的粗粒矿衆和细粒矿衆的分级范围为0.074mm~2mm,即0.074mm~2mm粒径的任意节点为粗粒矿浆和细粒矿浆的分级临界点。例如，粒度Imm以上为粗粒矿浆，小于粒度Imm粒度为细粒矿浆。所述粗粒矿浆的浓度为80~92wt%，细粒矿浆的浓度为5~45wt%。所述底流浸出采用的是搅拌浸出，浸出用酸为硫酸，矿桨中酸的浓度为30~120g/L，浸出I~5小时。所述洗涤的清洗液和浸出液混合料液萃取电积的条件是:料液含铜1.2g/L~10.5g/L，硫酸8g/L~15g/L，萃取剂为7%~20%Lix984，稀释剂为煤油260，二萃一反，第一级萃取相比为0/A=0.9/1，萃取时间I~4分钟，第二级萃取相比为0/Α=1.1/1，萃取时间I~3分钟，反萃相比0/k=l.1~10/1，萃取时间I~4分钟。反萃液硫酸浓度100~170g/L0电积给料含铜40g/L~60g/L，硫酸浓度130~160g/L。本专利技术的有益效果是:该专利技术提供的处理高含泥氧化铜矿的选冶方法，针对目前处理高含泥氧化铜矿的工艺技术存在的不足，结合高含泥氧化铜矿含细粒多的特点，趋利避害地采用洗矿分级的方法，将矿石分为粗粒和细粒，分别采用各自最有效的方法处理，具有铜回收率高、工艺适应性强、生产稳定、成本低、环境污染少等特点。【专利附图】【附图说明】 图1是本专利技术的工艺流程图。【具体实施方式】下面结合附图和【具体实施方式】，对本专利技术作进一步说明。实施方式一:如图1所不，原料选用云南某氧化铜矿，地质储量3.5万个金属吨,原矿铜品位0.81%，主要铜矿物为孔雀石、少量的硅孔雀石、黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿等，铜氧化率为73.45%，-0.01mm含量占1`1.56%，属高含泥氧化铜矿。采用该专利技术具体实施的如下: (I)原矿经颚式破碎机破碎至60mm后，采用槽式洗矿机进行洗矿，得到粗粒部份和细粒部份，将粗粒和细粒分选采用振动筛加水进一步洗矿分级，得到+Imm粗粒和-1mm细粒，其中+Imm粗粒产率为59.31%左右，-1mm细粒产率为40.69%左右。+Imm粗粒进行磨矿浮选系统，-1mm细粒通过浓密机浓缩，溢流返回洗矿，底流控制浓度在45%直接进入搅拌浸出系统。(2) +Imm粗粒通过磨矿至-0.074mm占80%为。粗选I加入碳酸钠:100g/t,六偏磷酸钠:400g/t，水玻璃:500g/t，硫化钠:300g/t，乙二胺磷酸盐:50g/t，Y89:120g/t，松醇油:30g/t ;粗选2加入硫化钠:2000g/t，乙二胺磷酸盐:200g/t，Y89:150g/t，松醇油:40g/t ;扫选I加Y89:50g/t，松醇油:20g/t ;扫选2加Y89:30g/t，松醇油:20g/t ;经过两次粗选两次精选两次扫选可得到铜精矿品位为19.21%，对原矿回收率为55.19%。(3)-1mm细粒经浓缩至45%左右的浓度进行搅拌浸出槽，加入90克/升的硫酸，浸出3.5小时，浸出率为89.73%左右。浸出矿桨通过采用压滤机实现固液分离，浸渣送堆场堆放，浸出液经二级萃取、反萃、电积得到含铜大于99%的电铜。-1mm细粒通过浸出一萃取一电积对原矿回收率为28.94%。经预先洗矿分级，+Imm粗粒浮选，-1mm细粒搅拌浸出一萃取一电积后铜的总回收率达到84.13%。实施方式二:如图1所示，本实施方式的具体步骤为:(I)将含泥20wt%，铜的氧化率72wt%的氧化铜矿破碎、洗矿分级为不含泥的粗粒矿浆和细粒矿浆，粗粒经过现有技术磨矿浮选得到铜品位12wt%的铜精矿和尾矿；铜精矿可直接出售给冶炼厂，尾矿入尾矿坝堆存。粗粒矿浆和细粒矿浆的分界点为0.074mm。粗粒矿浆的浓度为80wt%，细粒矿浆的浓度为5wt%。(2)细粒矿衆经过浓缩,溢流水返回至步骤(1)中洗矿作业用，底流浓缩至30wt%后加酸浸出，底流浸出采用的是搅拌浸出，浸出用酸为硫酸，矿桨中酸的浓度为120g/L，浸出I小时，过滤(固液分离)后洗涤滤渣，洗涤的清洗液和过滤的浸出液经过萃取电积制备电解铜。渣送尾矿堆场堆存。洗涤的清洗液和浸出液混合料液萃取电积的条件是:料液含铜1.2g/L,硫酸15g/本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种高含泥氧化铜矿的选冶方法，其特征在于具体包括如下：（1）将高含泥氧化铜矿破碎、洗矿分级为不含泥的粗粒矿浆和细粒矿浆，粗粒经过磨矿浮选得到铜品位12～22wt%的铜精矿和尾矿；（2）细粒矿浆经过浓缩，溢流水返回至步骤（1）中洗矿作业用，底流浓缩至30～60wt%后加酸浸出，过滤后洗涤滤渣，洗涤的清洗液和过滤的浸出液经过萃取电积制备电解铜。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：戴惠新，郭艳华，杨俊龙，王举，李国栋，杨鑫龙，李想，宋超，
申请(专利权)人：昆明理工大学，
类型：发明
国别省市：