从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺制造技术

本发明专利技术涉及一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺，按如下步骤进行：A.水浸可溶铜，将细碎原矿石与水给入搅拌槽中搅拌至水溶铜基本溶解，固液分离得到水浸可溶铜贵液和分离浸渣；B.浸渣分步优先浮选铜矿，向分离浸渣加入石灰磨矿，添加Z-200、2#油用量1搅拌调浆进行铜粗选Ⅰ得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗选尾矿Ⅰ，再将进行铜精选Ⅰ得到铜精矿Ⅰ，进行铜粗选Ⅱ得到铜粗精矿Ⅱ和铜粗选尾矿Ⅱ，分别将铜粗精矿Ⅱ进行铜精选Ⅱ和铜精选Ⅲ，得到铜精矿Ⅱ，向铜粗选尾矿Ⅱ添加Z-200、2#油进行铜扫选Ⅰ和铜扫选Ⅱ得到选铜尾矿和铜扫选Ⅱ精矿；C.选铜尾矿浮选硫，先添加丁黄药、2#油搅拌调浆进行硫粗选，再进行硫精选，得到硫精矿和硫精选尾矿，硫扫选分出硫扫选精矿和最终尾矿，具有药剂耗量少、单位成本低、综合回收率高、对环境友好等优点。

【技术实现步骤摘要】
从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺
本专利技术涉及一种湿法冶金提铜工艺，特别涉及一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺，适于高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜应用。
技术介绍
随着我国经济的高速发展，铜的消耗量逐年递增，致使高品位硫化铜矿资源逐渐减少，开发氧化铜矿特别是难选氧化铜矿的开发利用成为研究的重点。然而品位相对较高的氧化铜矿往往位于矿体的次生氧化富集带，其构成一般都是氧化硫化混合型铜矿。氧化硫化混合型铜矿矿样组成为：氧化态的铜矿物主要是孔雀石，硫化态的铜矿物主要是铜蓝、辉铜矿、黄铜矿等。这种高硫含铜氧硫混合型铜矿单纯用稀硫酸浸出铜回收率小于65％，用浮选处理则铜回收率更低。由于高硫含铜氧硫混合型矿石的性质复杂，分选难度高，目前处理高硫含铜氧硫混合型矿石一般有下列几种工艺方法：(A)焙烧—稀硫酸浸出法，该法存在焙烧过程耗能大、温度控制不好还会造成局部烧结而影响浸出、有一定空气污染等不足；(B)氧化铜酸浸—浸渣浮选法或硫化铜浮选—尾矿酸浸法，该法存在流程长、设备多、设备腐蚀严重、含铜产品分散、总回收率低等不足；(C)稀硫酸浸出—铁屑置换—浮选工艺，即所谓LPF法，在国外尤其美国应用较多，该法存在产品仅有铜精矿、铁屑等材料消耗较高、经济上极不合算等不足；(D)先浮选硫化矿后浮选氧化矿，对于含硫高的矿石，该法存在要求的碱度高、药剂用量大、后续氧化铜矿浮选困难等不足。西藏玉龙铜矿位于三江源头，铜矿储量650万吨，矿物组成较复杂，矿物种类较多，其金属矿物主要是黄铁矿，其次是黄铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿、辉铜矿、斑铜矿、孔雀石、蓝铜矿、褐铁矿、磁铁矿、黄钾铁矾，还有极少量的辉钼矿、辉鉍矿、脆硫铜铋矿、含银斜方辉铅铋矿、块铜矾、白钨矿、黑钨矿等，其脉石矿物主要是石英、长石、云母、辉石和粘土类矿物，另外还含有微量的绿帘石、石榴子石、方解石及含量甚微的榍石、磷灰石、锆石、独居石等，属于氧化矿和硫化矿复杂共生铜矿，是我国高原高寒缺氧地区铜矿资源的典型代表。若采用
技术介绍
较为经济的(D)法对此类矿物进行提铜，即先浮选回收硫化铜，再浮选回收氧化铜矿物时发现：在浮选硫化铜矿物时，由于矿石中未被氧化的黄铁矿可浮性较好，所以这部分黄铁矿很难抑制，严重影响铜精矿品位；后续硫化浮选回收氧化铜时，由于被氧化的细粒黄铁矿可浮性差，使得硫较难选别彻底，同时与氧化铜产生竞争吸附，所以会直接影响氧化铜硫化浮选效果。因此，研发一种选别效果好、适应性强、单位成本低、环境污染少的从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺就显得尤为重要。
技术实现思路
本专利技术的目的是克服现有技术的不足，提供一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺。本专利技术的任务是通过以下技术方案来完成的：从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺，包括以下顺序工艺步骤和条件：A.水浸可溶铜，按每吨原矿石干重计，先将给入搅拌槽中经过细碎后的原矿石按质量比1：2加入水，搅拌10分钟，使得原矿石中水溶铜溶解，其次进行固液分离，得到水浸可溶铜贵液和分离浸渣，分别让水浸可溶铜贵液进入湿法冶金其它阶段另行提铜，对分离浸渣进行洗涤，得到浸渣；B.浸渣分步优先浮选铜矿，将步骤A得到的浸渣给入球磨机，加入石灰3000～4000g先进行磨矿，至球磨机排出物料的细度为-0.074mm占70～75％，其次向球磨机排出物料依次添加Z-20010～20g、2#油10～20g搅拌调浆，进行铜粗选Ⅰ，得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗选尾矿Ⅰ，分别将铜粗精矿Ⅰ进行铜精选Ⅰ，得到铜精矿Ⅰ和铜精选Ⅰ尾矿，再向铜粗选尾矿Ⅰ添加Z-20020～30g、2#油20～30g进行铜粗选Ⅱ，得到铜粗精矿Ⅱ和铜粗选尾矿Ⅱ，分别将铜粗精矿Ⅱ进行铜精选Ⅱ和铜精选Ⅲ，得到铜精矿Ⅱ，向铜粗选尾矿Ⅱ添加Z-20010～20g、2#油10～20g进行铜扫选Ⅰ，再添加Z-2005～10g、2#油5～10g进行铜扫选Ⅱ，得到选铜尾矿和铜扫选Ⅱ精矿；C.选铜尾矿浮选硫，先对步骤B的选铜尾矿添加丁黄药100～120g、2#油30～40g搅拌调浆进行硫粗选，得到硫粗精矿和硫粗选尾矿，分别将硫粗精矿进行硫精选，得到硫精矿和硫精选尾矿，向硫粗选尾矿添加丁黄药30～40g、2#油10～15g搅拌调浆进行硫扫选，分出硫扫选精矿和最终尾矿。本专利技术与现有技术相比具有以下优点：1.水浸可溶铜，减少铜离子自活化的危害，先行得到的水浸铜贵液含铜品位＞2.8g/L，铜回收率＞22.0％。2.浸渣分步优先浮选，获得合格的铜精矿，铜精矿Ⅰ铜品位＞40.0％，铜回收率＞47％；铜精矿Ⅱ铜品位＞20.0％、铜回收率＞21％；铜总回收率＞90.0％。3.选铜尾矿浮选硫，还可获得合格的硫精矿。4.药剂耗量少、单位成本低、综合回收率高、矿浆碱度低、对环境友好。附图说明图1是依据本专利技术提出的一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺流程图。附图中各标示符号分别为：1.原矿石2.水浸可溶铜贵液3.贫液4.浸渣5.铜扫选Ⅰ精矿6.铜扫选Ⅱ精矿7.铜精选Ⅰ尾矿8.铜精选Ⅱ尾矿9.铜精选Ⅲ尾矿10.铜精矿Ⅰ11.铜精矿Ⅱ12.选铜尾矿13.硫精选尾矿14.硫扫选精矿15.硫精矿16.最终尾矿a.水b.石灰c.Z－200d.2#油e.丁黄药以下结合附图对说明书作进一步详细地描述。具体实施方式如图1所示，本专利技术的一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺，包括以下顺序工艺步骤和条件：A.水浸可溶铜，按每吨原矿石干重计，先将给入搅拌槽中经过细碎后的原矿石1按质量比1：2加入水，搅拌10分钟，使得原矿石1中水溶铜溶解，其次进行固液分离，得到水浸可溶铜贵液2和分离浸渣，分别让水浸可溶铜贵液2进入湿法冶金其它阶段另行提铜，对分离浸渣进行洗涤，得到浸渣4；B.浸渣分步优先浮选铜矿，将步骤A得到的浸渣4给入球磨机，加入石灰b3000～4000g先进行磨矿，至球磨机排出物料的细度为-0.074mm占70～75％，其次向球磨机排出物料依次添加Z-200c10～20g、2#油d10～20g搅拌调浆，进行铜粗选Ⅰ，得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗选尾矿Ⅰ，分别将铜粗精矿Ⅰ进行铜精选Ⅰ，得到铜精矿Ⅰ10和铜精选Ⅰ尾矿7，再向铜粗选尾矿Ⅰ添加Z-200c20～30g、2#油d20～30g进行铜粗选Ⅱ，得到铜粗精矿Ⅱ和铜粗选尾矿Ⅱ，分别将铜粗精矿Ⅱ进行铜精选Ⅱ和铜精选Ⅲ，得到铜精矿Ⅱ11，向铜粗选尾矿Ⅱ添加Z-200c10～20g、2#油d10～20g进行铜扫选Ⅰ，再添加Z-200c5～10g、2#油d5～10g进行铜扫选Ⅱ，得到选铜尾矿12和铜扫选Ⅱ精矿6；C.选铜尾矿浮选硫，先对步骤B的选铜尾矿12添加丁黄药e100～120g、2#油d30～40g搅拌调浆进行硫粗选，得到硫粗精矿和硫粗选尾矿，分别将硫粗精矿进行硫精选，得到硫精矿15和硫精选尾矿13，向硫粗选尾矿添加丁黄药e30～40g、2#油d10～15g搅拌调浆进行硫扫选，分出硫扫选精矿14和最终尾矿16。所述的步骤A水浸可溶铜洗涤分离出的贫液3返回搅拌循环使用。所述的步骤B浸渣分步优先浮选铜矿铜精选Ⅱ的铜精选尾矿8和铜扫选Ⅰ的铜扫选Ⅰ精矿5返回铜粗选Ⅱ再选。所述的步骤B铜精选Ⅲ的铜精选Ⅲ尾矿9和铜精选Ⅰ的铜精选Ⅰ尾矿7返回或进入铜精选Ⅱ再选。所述的步骤B铜扫选Ⅱ的铜扫选Ⅱ精矿6返回铜扫选Ⅰ再选。所述的步骤C选铜尾矿浮选硫本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺，包括以下顺序工艺步骤和条件：A.水浸可溶铜，按每吨原矿石干重计，将给入搅拌槽中经过细碎后的原矿石〔1〕按质量比1：2加入水，搅拌约10分钟，使得原矿石〔1〕中水溶铜基本溶解，其次进行固液分离，得到水浸可溶铜贵液〔2〕和分离浸渣，分别让水浸可溶铜贵液〔2〕进入湿法冶金其它阶段另行提铜，对分离浸渣进行洗涤，得到浸渣〔4〕；B.浸渣分步优先浮选铜矿，将步骤A得到的浸渣〔4〕给入球磨机，加入石灰〔b〕3000～4000g先进行磨矿，至球磨机排出物料的细度为‑0.074mm占70～75％，其次向球磨机排出物料依次添加Z‑200〔c〕约10～20g、2#油〔d〕10～20g搅拌调浆，进行铜粗选Ⅰ，得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗选尾矿Ⅰ，分别将铜粗精矿Ⅰ进行铜精选Ⅰ，得到铜精矿Ⅰ〔10〕和铜精选Ⅰ尾矿〔7〕，再向铜粗选尾矿Ⅰ添加Z‑200〔c〕约20～30g、2#油〔d〕20～30g进行铜粗选Ⅱ，得到铜粗精矿Ⅱ和铜粗选尾矿Ⅱ，分别将铜粗精矿Ⅱ进行铜精选Ⅱ和铜精选Ⅲ，得到铜精矿Ⅱ〔11〕，向铜粗选尾矿Ⅱ添加Z‑200〔c〕约10～20g、2#油〔d〕10～20g进行铜扫选Ⅰ，得到铜扫选Ⅰ尾矿和铜扫选Ⅰ精矿〔5〕，再向铜扫选Ⅰ尾矿添加Z‑200〔c〕约5～10g、2#油〔d〕5～10g进行铜扫选Ⅱ，得到铜扫选Ⅱ尾矿〔12〕和铜扫选Ⅱ精矿〔6〕；C.选铜尾矿浮选硫，先对步骤B的选铜尾矿〔12〕添加丁黄药〔e〕100～120g、2#油[d]30～40g搅拌调浆进行硫粗选，得到硫粗精矿和硫粗选尾矿，分别将硫粗精矿进行硫精选，得到硫精矿〔15〕和硫精选尾矿〔13〕，向硫粗选尾矿添加丁黄药〔e〕30～40g、2#油〔d〕10～15g搅拌调浆进行硫扫选，分出硫扫选精矿〔14〕和最终尾矿〔16〕。...

【技术特征摘要】
1.一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺，包括以下顺序工艺步骤和条件：A.水浸可溶铜，按每吨原矿石干重计，将给入搅拌槽中经过细碎后的原矿石〔1〕按质量比1：2加入水，搅拌10分钟，使得原矿石〔1〕中水溶铜溶解，其次进行固液分离，得到水浸可溶铜贵液〔2〕和分离浸渣，分别让水浸可溶铜贵液〔2〕进入湿法冶金其它阶段另行提铜，对分离浸渣进行洗涤，得到浸渣〔4〕；B.浸渣分步优先浮选铜矿，将步骤A得到的浸渣〔4〕给入球磨机，加入石灰〔b〕3000～4000g先进行磨矿，至球磨机排出物料的细度为-0.074mm占70～75％，其次向球磨机排出物料依次添加Z-200〔c〕10～20g、2#油〔d〕10～20g搅拌调浆，进行铜粗选Ⅰ，得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗选尾矿Ⅰ，分别将铜粗精矿Ⅰ进行铜精选Ⅰ，得到铜精矿Ⅰ〔10〕和铜精选Ⅰ尾矿〔7〕，再向铜粗选尾矿Ⅰ添加Z-200〔c〕20～30g、2#油〔d〕20～30g进行铜粗选Ⅱ，得到铜粗精矿Ⅱ和铜粗选尾矿Ⅱ，分别将铜粗精矿Ⅱ进行铜精选Ⅱ和铜精选Ⅲ，得到铜精矿Ⅱ〔11〕，向铜粗选尾矿Ⅱ添加Z-200〔c〕10～20g、2#油〔d〕10～20g进行铜扫选Ⅰ，得到铜扫选Ⅰ尾矿和铜扫选Ⅰ精矿〔5〕，再向铜扫选Ⅰ尾矿添加Z-2...

【专利技术属性】
技术研发人员：崔立凤，鲁军，孙忠梅，田树国，廖德华，吴双桥，胡敏，
申请(专利权)人：紫金矿业集团股份有限公司，
类型：发明
国别省市：福建;35