CN103212480A - 一种铜精矿浸出渣的处理方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种铜精矿浸出渣的处理方法。该方法包括以下步骤：研磨并制备矿浆，研磨铜精矿浸出渣与水的混合物制得矿浆，矿浆中粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的90～95%；浮选处理，对矿浆进行浮选处理。通过对铜精矿浸出渣采取磨矿、粗选和精选等工艺，有效地回收了铜矿物中相对难于浸出易于浮选的硫化铜矿物，最终得到的铜精矿中的铜品位高达69.86%，铜回收率高达98.72%。本工艺流程对于性质多变的氧硫混杂铜矿石具有很强的适应性，有效地降低了浸出成本，提高铜的回收率，通过对低品位铜精矿浸出渣进行处理，工艺简单、能耗低、投资少且回收率高，最终得到的尾矿中的铜含量极低，避免了铜资源的浪费。

Description

一种铜精矿浸出渣的处理方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种铜精矿浸出渣的处理方法。

背景技术

据国土资源部储量司报道全国保有铜储量（金属量）1941.86万吨，大多数铜矿场上部都有氧化带，甚至有的已形成独立的大中型氧化铜矿床，我国铜资源中，氧化铜矿约占1/4（约500万吨）。但是，由于氧化带的物理化学性质极为复杂，含泥量大，结合铜含量高、细粒不均匀嵌布、氧硫混杂、多种矿物共存等特点，单一浮选方式导致铜的回收率较低，生产成本偏高，已经很难适应当前复杂难选铜矿物的需要。

低品位复杂铜精矿中的铜品位一般为6%-15%，其中氧化铜矿物占85-90%，其余为硫化铜矿物，所以目前这些低品位复杂铜精矿的处理的方法都存在一定的弊端，处理起来较困难，所以从低品位铜矿物中低成本高效率回收铜精矿成为铜矿中提取铜的一个难点。再加上铜资源逐渐贫化，因此从低品位铜矿中提取铜已成为制铜业的一个重要的发展方向。

传统的从铜矿物中提取铜一般采用硫酸浸出法，而硫酸浸出法适合于氧化铜矿的处理，而对硫化铜矿的浸出则主要集中在生物浸出、常压氯盐浸出和加压浸出3个方向。其中生物浸出即生物冶金是新技术，其应用受到地理条件、地域环境及矿石性质等条件的制约，近期难以在中国大规模的应用；常压氯盐浸出工艺只能处理品位较高的铜矿物（即Cu≥25%），且只能生产铜粉，整个过程固液分离量大，能耗高，严重制约了其推广和应用；高温高压浸出虽然可以彻底浸出硫化铜矿，但能耗高，对设备密封性能要求高。鉴于上述浸出法提取铜的种种条件限制，又加上我国氧硫矿物混合复杂，所以目前对于多种矿物共存的铜矿中的铜矿物的浸出仍未有较好的解决方法，使得浸出渣中难以浸出的硫化铜矿物被忽视甚至被遗弃，造成了我国宝贵铜资源的浪费。

为了避免浸出渣中的硫化铜矿因遭遗弃而浪费，在对低品位铜矿物进行磨矿时采用超细磨矿，虽然在一定程度上也可以达到较高硫化铜浸出的目的，但超细磨矿是一种能耗较高的操作过程，以高能耗的代价获得高浸出率是不提倡的。

发明内容

本发明旨在提供一种铜精矿浸出渣的处理方法，以解决现有技术中存在的低品位复杂铜矿物中因硫化铜矿物难以浸出而造成的浸出渣浪费进而造成铜资源浪费的技术问题。

为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种铜精矿浸出渣的处理方法，包括以下步骤：研磨并制备矿浆，研磨铜精矿浸出渣与水的混合物制得矿浆，矿浆中粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的90～95%；浮选处理，对矿浆进行浮选处理。

进一步地，浮选处理包括粗选步骤及精选步骤，其中，粗选步骤包括向矿浆中加入调整剂、捕收剂和起泡剂并搅拌、分选，得到粗精矿和粗选尾矿；精选步骤包括对粗精矿进行4～6次搅拌，每次搅拌时间为1～3分钟。

进一步地，矿浆的质量百分比浓度为25～35%，pH值为8～10。

进一步地，调整剂为碳酸钠，碳酸钠的添加量为300～500克/吨浸出渣；捕收剂为戊基黄原酸甲酸乙酯，戊基黄原酸甲酸乙酯的添加量为100～150克/吨浸出渣；起泡剂为松醇油，松醇油的添加量为28～42克/吨浸出渣。

进一步地，还包括向粗选尾矿中加入浮选药剂进行扫选的步骤。

进一步地，扫选步骤包括连续的三级铜扫选步骤，分别为铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤；其中，铜扫选一步骤得到的铜扫选中矿一返回粗选步骤，得到的铜扫选尾矿进入铜扫选二步骤；铜扫选二步骤得到的铜扫选中矿二返回铜扫选一步骤，得到的铜扫选尾矿进入铜扫选三步骤；铜扫选三步骤得到的铜扫选中矿三返回铜扫选二步骤。

进一步地，浮选药剂包括捕收剂戊基黄原酸甲酸乙酯和起泡剂松醇油；在铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤中戊基黄原酸甲酸乙酯的添加量依次为40～60克/吨浸出渣、40～60克/吨浸出渣和20～40克/吨浸出渣；松醇油的添加量均为14～28克/吨浸出渣。

进一步地，铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤中浮选的时间依次为2分钟、2分钟和1分钟。

进一步地，扫选步骤还包括铜扫选四和铜扫选五步骤；铜扫选四和铜扫选五步骤中得到的铜扫选中矿四和铜扫选中矿五合并后返回铜扫选三步骤。

进一步地，铜扫选四和铜扫选五步骤中还包括加入调整剂硫化钠、捕收剂戊黄药和苯乙烯磷酸；铜扫选四步骤中硫化钠、戊黄药和苯乙烯磷酸的添加量依次为200～300克/吨浸出渣、20～40克/吨浸出渣和10～25克/吨浸出渣；铜扫选五步骤中硫化钠、戊黄药和苯乙烯磷酸的添加量依次为100～200克/吨浸出渣、10～20克/吨浸出渣和5～10克/吨浸出渣。

本发明通过对铜精矿浸出渣采取磨矿、粗选和精选等工艺，对铜矿物中相对难于浸出易于浮选的硫化铜矿物进行了有效回收，最终得到的铜精矿中的铜品位高达69.86%，铜回收率高达98.72%。该工艺对于性质多变的氧硫混杂铜矿石具有很强的适应性，有效地对浸出渣中的硫化铜矿物进行回收，提高了铜的回收率，降低了浸出成本，通过对低品位铜精矿浸出渣进行上述处理，使得最终尾矿中的铜含量降到极低，避免了铜资源的浪费。本发明的铜精矿浸出渣的处理工艺流程简单、能耗低、投资少且回收率高。

附图说明

构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：

图1示出了根据本发明一种典型实施例的铜精矿浸出渣的回收工艺流程示意图；

图2示出了根据本发明一种典型实施方式的高品位铜精矿的简单工艺流程示意图；以及

图3示出了根据本发明一种典型实施方式制备高品位铜精矿的详细工艺流程示意图。

具体实施方式

需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。

本发明中所指的“铜精矿浸出渣”是由低品位铜精矿经过浸出工艺后得到，其中低品位铜精矿中的铜的品位约为6～15%；“高品位铜精矿”是指“铜精矿浸出渣”经过磨矿、酸浸及浮选之后得到的目的产物，其中铜品位约为55～70%。

“浸出工艺”是指向矿浆中加入酸使氧化铜矿物及其他可溶于酸的脉石矿物溶解，从而提取金属或化合物的过程，之后将不溶的硫化铜矿及其他脉石矿物送入浮选槽进行浮选。

根据本发明的一种典型实施方式，该铜精矿浸出渣的处理方法如图1所示，图1示出了铜精矿浸出渣的回收工艺流程示意图。该处理方法包括研磨并制备矿浆以及浮选处理步骤，其中研磨并制备矿浆是指研磨铜精矿浸出渣与水的混合物调制矿浆，矿浆中粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量90～95%；浮选处理依次包括粗选和精选。

本发明通过对铜精矿浸出渣采取磨矿、粗选和精选等工艺，有效地回收了铜矿物中相对难于浸出易于浮选的硫化铜矿物，使得最终得到的铜精矿中的铜品位高达69.86%，铜回收率高达98.72%。该工艺流程对于性质多变的氧硫混杂铜矿石具有很强的适应性，能够有效地降低浸出成本，回收浸出渣中的硫化铜矿物，提高铜的回收率，通过对低品位铜精矿浸出渣进行上述处理，使得最终尾矿中的铜含量降到极低，避免了铜资源的浪费。本发明的铜精矿浸出渣的处理工艺流程简单、能耗低、投资少且回收率高。

根据本发明的一种优选实施方式，浮选处理包括粗选步骤及精选步骤，其中，粗选步骤包括向矿浆中加入调整剂、捕收剂及起泡剂并搅拌、分选，得到粗精矿和粗选尾矿；精选步骤包括对粗精矿进行4～6次搅拌，每次搅拌时间为1～3分钟。

粗选的主要目的是将磨矿后的铜矿物进行回收，一次粗选足够使60~90%的铜矿物浮选出来。具体操作为将具有一定浓度的矿浆送入浮选槽，边搅拌边向浮选槽内的矿浆体系中添加碳酸钠来调整酸碱度，保持矿浆的体系为碱性范围是出于对铜矿物的可浮性考虑，有利于铜矿物浮选；添加捕收剂是为了将矿浆中的硫化铜浮出来，捕收剂的作用原理是捕收剂与铜矿物表面作用形成化学吸附，增加铜矿物的疏水性进而粘附到泡沫上与之一起上浮；添加起泡剂是为了在起泡过程中增加泡沫量及其粘度，有利于铜矿物粘附到泡沫的表面。搅拌是为了使调整剂、捕收剂及起泡剂等浮选药剂与矿浆更充分地混合，一般搅拌时间为1～3分钟，将时间控制在此范围内足够使铜矿物与浮选药剂进行充分的混合，过长或过短都不利于药剂对矿物的浮选。

在粗选过程中可以通过人工将浮选的泡沫产品即粗精矿倒入到精选作业的浮选槽中，或者是通过泡沫槽用高压水柱冲入到下一个泡沫槽中进行精选。粗选得到的粗精矿再次进行精选保证了浮选过程的质量和效率。

进一步优选地，矿浆的浓度为25～35%，pH为8～10。低品位的铜精矿原矿经过磨矿、酸浸后得到铜精矿浸出渣，该铜精矿浸出渣是一种固液共混的状态，将铜精矿浸出渣与水混合后进行湿式球磨，并通过控制后续的给水量来控制球磨后的矿浆浓度，最终得到具有一定浓度和细度的矿浆。本发明优选将矿浆的质量百分比浓度控制在25～35%时送入浮选槽进行浮选是因为要同时考虑铜精矿的回收率和铜品位。当矿浆浓度小于25%时进行浮选不利于铜精矿的回收率；当矿浆浓度高于35%时进行浮选不利于提高铜精矿中的铜品位。调整矿浆体系的pH为8～10，对铜矿物表面的润湿性和可浮性有利，保证了下一步的浮选进行。

本发明还示出了采用湿法浸出-选矿联合的方法从低品位铜矿物中回收铜精矿的工艺流程示意图，如图2-图3所示，图2示出了由低品位铜精矿制备高品位铜精矿的简单流程示意图；图3示出了由低品位铜精矿制备高品位铜精矿的详细流程示意图。湿法浸出-选矿联合的方法包括湿法浸出步骤和选矿步骤，其中湿法浸出步骤是指将铜品位较低（一般铜品位为6～15%）的铜精矿置入浸出槽后加酸浸出，酸可将低品位铜精矿中的氧化铜矿及可溶于酸的脉石矿物溶解，剩余的一些不溶于酸的硫化铜矿及脉石矿物沉淀下来成为铜精矿浸出渣，再对铜精矿浸出渣进行选矿，选矿主要是磨矿和浮选。酸浸步骤中所用的酸为本领域的常用酸，酸浸出步骤中酸与低品位铜精矿的液固重量比为1.5～3：1，浸出时间为2～7小时。

根据本发明的一种典型实施方式，调整剂为碳酸钠，碳酸钠的添加量为300～500克/吨浸出渣；捕收剂为戊基黄原酸甲酸乙酯，戊基黄原酸甲酸乙酯的添加量为100～150克/吨浸出渣；起泡剂为松醇油，松醇油的添加量为28～42克/吨浸出渣。

将矿浆送入浮选槽后进行浮选，浮选工艺一般包括粗选、精选和扫选，可根据铜矿物的性质以及添加的浮选剂种类和数量来确定粗选或精选的次数。本发明选择采用碳酸钠作为调整矿浆浮选体系的调整剂是因为碳酸钠不仅可以调节矿浆的pH值，而且还有一定的分散作用，相对于其他的调整剂如氢氧化钠具有使后续加入的捕收剂对铜矿物的选择性增加的优势；采用戊基黄原酸甲酸乙酯作为捕收剂主要考虑到其虽然对黄铁矿和氧化矿石捕收能力弱，但对硫化铜矿物（包括原生的黄铜矿、次生的辉铜矿、铜兰等）捕收能力强，易与其中的Cu²⁺生成化合物，在pH为8～10的条件下，戊基黄原酸甲酸乙酯与硫化-氧化混合铜矿中的硫化铜矿物发生作用，而不与氧化矿、硫化铁矿发生反应。松醇油具有起泡性强及泡沫的粘度适中的特点，作为起泡剂的浮选效果更好。本发明优选但并不局限于上述浮选药剂，只要该浮选药剂能够在粗选过程中将铜矿物快速有效地解离出来即可。一般控制粗选的时间为3～5分钟。

本发明将上述调整剂、捕收剂及起泡剂的添加量限定在上述范围内是基于对铜精矿中铜品位和回收率的综合考虑，具有铜品位及回收率综合指标好的优势。将浮选药剂限定在上述范围内在保证粗选效果的情况下减少了药剂的消耗量及对环境的污染，降低了成本。

对粗选步骤中得到的粗精矿进行精选，进入精选步骤的矿浆的浓度相对于粗选步骤中时矿浆的浓度有所降低，大概为20%左右。精选步骤中可以加入浮选药剂并搅拌进行精选。也可采用采用空白精选，此处所指的“空白精选”是指不加入任何浮选药剂，只是通过搅拌进行精选。因为矿浆中的矿粒在粗选处理的过程中其表面吸附有浮选药剂，吸附的这些浮选药剂在搅拌的过程中能够将硫化铜从矿浆中浮选出来，所以可以不用再添加浮选药剂而是直接进行空白精选；另一方面，如果添加的浮选药剂过多会造成铜精矿品位不高，选择空白精选有利于将泡沫夹带的脉石矿物除去，提高铜精矿的品位。

具体的精选流程如图1所示，本发明的精选为连续地5级空白精选，每次空白精选分别得到铜精选中矿和铜精选尾矿。其中，第一级空白精选步骤中得到铜精选中矿一和铜精选尾矿一，其中铜精选中矿一进入第二级空白精选，铜精选尾矿一返回到上一级的粗选步骤；第二级空白精选步骤中得到铜精选中矿二和铜精选尾矿二，其中铜精选中矿二进入第三级空白精选，铜精选尾矿二返回第一级空白精选；第三级空白精选、第四级空白精选及第五级空白精选如上，得到的铜精选中矿进入下一级空白精选，得到的铜精选尾矿返回至上一级空白精选。随着空白精选次数增多，铜精矿中的铜品位逐渐增高，但回收率会逐渐降低，所以为了同时保证铜品位和回收率，必须选择合理的空白精选次数。一般根据空白精选一、空白精选二和空白精选三得到的铜精选中矿中的铜品位含量来进行确定是否需要进行下一步的空白精选，经过空白精选后得到最终目的产物，即高品位铜精矿。

为了进一步提高铜精矿浸出渣的回收率，根据本发明的另一种典型实施方式，还包括向粗选尾矿中加入浮选药剂进行扫选的步骤。优选地，扫选步骤包括连续的三级铜扫选步骤，分别为铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤；其中，铜扫选一步骤得到的铜扫选中矿一返回粗选步骤，得到的铜扫选尾矿进入铜扫选二步骤；铜扫选二步骤得到的铜扫选中矿二返回铜扫选一步骤，得到的铜扫选尾矿进入铜扫选三步骤；铜扫选三步骤得到的铜扫选中矿三返回铜扫选二步骤。向粗选尾矿中加入浮选药剂对粗选尾矿分级进行扫选回收，能够充分地进行回收，提高铜的回收率。此外该扫选工艺流程简单且操作方便。

根据本发明的一种具体实施方式，浮选药剂包括捕收剂戊基黄原酸甲酸乙酯和起泡剂松醇油；在铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤中戊基黄原酸甲酸乙酯的添加量依次为40～60克/吨浸出渣、40～60克/吨浸出渣和20～40克/吨浸出渣；松醇油的添加量均为14～28克/吨浸出渣。在扫选步骤中加入捕收剂和起泡剂与在粗选步骤中加入捕收剂和起泡剂的原理和作用一样，使可浮性差的铜矿物充分地被捕收剂捕收，有利于提高铜的回收率。本发明优选戊基黄原酸甲酸乙酯作为捕收剂和松醇油作为气泡剂，一方面是因为该捕收剂对铜矿物的选择性好，另一方面是因为该捕收剂的药剂种类少，易操作。在扫选步骤中添加的捕收剂和起泡剂的量随着铜矿物不断浮出而减少，一般根据实际情况酌情添加。

优选地，铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤中浮选的时间依次为2分钟、2分钟和1分钟。一般根据铜精矿的量来控制浮选的时间，将浮选时间控制在上述范围内有助于保证泡沫产品（即铜扫选得到的精矿）中的铜品位。

根据本发明的另一种优选实施方式，扫选步骤还包括铜扫选四和铜扫选五步骤；铜扫选四和铜扫选五步骤中得到的铜扫选中矿四和铜扫选中矿五合并后返回铜扫选三步骤。经过铜扫选五步骤后得到最终尾矿。最终得到的铜扫选尾矿中的铜含量极低，这样经过铜精矿浸出渣的合理回收，避免了铜资源的大量浪费。

具体地，铜扫选四和铜扫选五步骤中还加入调整剂硫化钠、捕收剂戊黄药和苯乙烯磷酸；铜扫选四步骤中硫化钠、戊黄药和苯乙烯磷酸的添加量依次为200～300克/吨浸出渣、20～40克/吨浸出渣和10～25克/吨浸出渣；铜扫选五步骤中硫化钠、戊黄药和苯乙烯磷酸的添加量依次为100～200克/吨浸出渣、10～20克/吨浸出渣和5～10克/吨浸出渣。

下面结合具体实施例进一步说明本发明的有益效果：

实施例1

原料：刚果（金）某混合铜精矿浸出渣（含铜13.28%）

将一吨浸出渣加水进行湿式球磨，当粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的90%时，调整矿浆的质量百分比浓度为25%，将矿浆送入浮选槽，边搅拌边加入调整剂碳酸钠300克调整整个矿浆的pH值为8，同时边搅拌边向矿浆中加入戊基黄原酸甲酸乙酯100克和松醇油28克，进行粗选，浮选时间为3分钟，最后得到粗精矿和粗选尾矿。

将粗选尾矿进行连续地5级扫选，其中铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤中依次加入戊基黄原酸甲酸乙酯40克、40克和20克，松醇油的加入量均为14克，浮选时间分别为2分钟、2分钟和1分钟，得到的铜扫选中矿一、铜扫选中矿二和铜扫选中矿三顺序返回上一级进行粗选或扫选；在铜扫选四步骤中加入硫化钠200克，捕收剂戊黄药20克和苯乙烯磷酸10克，铜扫选五加入调整剂硫化钠100克，捕收剂戊黄药10克和苯乙烯磷酸5克，浮选时间分别为2分钟和1分钟，获得铜扫选中矿四、铜扫选中矿五和最终的尾矿，其中铜扫选中矿四和铜扫选中矿五合并返回铜扫选三再次进行扫选作业。

将铜粗精矿进行5次空白精选获得铜精矿。

实验结果见表1。

表1

序号	产率（%）	品位（铜）（%）	回收率（铜）（%）
				高品位铜精矿	18.76	69.86	98.72
尾矿	81.24	0.21	1.28
				浸出渣	100	13.26	100

实施例2

原料：云南某混合铜精矿浸出渣（含铜6.85%）

将一吨浸出渣加水进行湿式球磨，当粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的95%时，通过加水使矿浆浓度为35%，将矿浆送入浮选槽，边搅拌边加入调整剂碳酸钠500克调整整个矿浆的pH值为10，同时边搅拌边向矿浆中加入戊基黄原酸甲酸乙酯150克和松醇油42克，进行粗选，浮选时间为5分钟，最后得到粗精矿和粗选尾矿。

将粗选尾矿进行连续地5级扫选，其中铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤中依次加入戊基黄原酸甲酸乙酯60克、60克和40克，均加入28克松醇油，浮选时间分别为2分钟、2分钟和1分钟，得到的铜扫选中矿一、铜扫选中矿二和铜扫选中矿三顺序返回上一级进行粗选或扫选；在铜扫选四步骤中加入硫化钠300克，捕收剂戊黄药40克/吨和苯乙烯磷酸25克，铜扫选五加入调整剂硫化钠200克，捕收剂戊黄药20克和苯乙烯磷酸10克/吨，浮选时间分别为2分钟和1分钟，获得铜扫选中矿四、铜扫选中矿五和最终的尾矿，其中铜扫选中矿四和铜扫选中矿五合并返回铜扫选三再次进行扫选作业。

将铜粗精矿进行5次空白精选获得铜精矿。实验结果见表2。

表2

序号	产率（%）	品位（铜）（%）	回收率（铜）（%）
				高品位铜精矿	10.52	55.23	97.30
尾矿	89.48	0.18	2.70
				浸出渣	100	5.97	100

实施例3

原料：四川某混合铜精矿浸出渣（含铜9.86%）

将一吨浸出渣加水进行湿式球磨，当粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的92.5%时，通过加水使矿浆浓度为30%，将矿浆送入浮选槽，边搅拌边加入调整剂碳酸钠400克调整整个矿浆的pH值为9，同时边搅拌边向矿浆中加入戊基黄原酸甲酸乙酯125克和松醇油35克，进行粗选，浮选时间为4分钟，最后得到粗精矿和粗选尾矿。

将粗选尾矿进行连续地3级扫选，其中铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤中依次加入戊基黄原酸甲酸乙酯50克、50克和30克，均加入21克松醇油，浮选时间分别为2分钟、2分钟和1分钟，得到的铜扫选中矿一、铜扫选中矿二和铜扫选中矿三顺序返回上一级进行粗选或扫选；在铜扫选四步骤中加入硫化钠250克，捕收剂戊黄药30克和苯乙烯磷酸17.5克，铜扫选五加入调整剂硫化钠150克，捕收剂戊黄药15克和苯乙烯磷酸7.5克，浮选时间分别为2分钟和1分钟，获得铜扫选中矿四、铜扫选中矿五和最终的尾矿，其中铜扫选中矿四和铜扫选中矿五合并返回铜扫选三再次进行扫选作业。

将铜粗精矿进行5次空白精选获得铜精矿。实验结果见表3。

表3

序号	产率（%）	品位（铜）（%）	回收率（铜）（%）
				精矿	12.34	60.12	97.80
尾矿	87.66	0.19	2.20
				浸出渣	100	7.59	100

实施例4

所采用的浮选药剂和操作与实施例1相同，不同之处在于只选用前四级空白精选和前三级扫选。数据结果见表4。

表4

序号	产率（%）	品位（铜）（%）	回收率（铜）（%）
				高品位铜精矿	20.82	62.68	98.39
尾矿	79.18	0.27	1.61
				浸出渣	100	13.26	100

从表1~4的数据可以看出，采用本发明的技术方案在保证能耗低和投资少的条件下，有效地回收了铜矿物中相对难于浸出易于浮选的硫化铜矿物，大大提高了铜精矿中的铜品位及回收率。通过综合考虑并合理设置精选与扫选的次数，使得铜精矿中的铜品位和回收率都达到较高的水平，保证了最终尾矿中的铜含量降到极低，避免了资源的浪费。

以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种铜精矿浸出渣的处理方法，其特征在于，包括以下步骤：

研磨并制备矿浆：研磨铜精矿浸出渣与水的混合物制得矿浆，所述矿浆中粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的90～95%；以及

浮选处理：对所述矿浆进行浮选处理。

2.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述浮选处理包括粗选步骤和精选步骤，其中，

所述粗选步骤包括向所述矿浆中加入调整剂、捕收剂和起泡剂并搅拌、分选，得到粗精矿和粗选尾矿；

所述精选步骤包括对所述粗精矿进行4～6次搅拌，每次搅拌时间为1～3分钟。

3.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述矿浆的质量百分比浓度为25～35%，pH值为8～10。

4.根据权利要求2所述的处理方法，其特征在于，所述调整剂为碳酸钠，所述捕收剂为戊基黄原酸甲酸乙酯，所述起泡剂为松醇油，其中，所述碳酸钠的添加量为300～500克/吨浸出渣；所述戊基黄原酸甲酸乙酯的添加量为100～150克/吨浸出渣；所述松醇油的添加量为28～42克/吨浸出渣。

5.根据权利要求2所述的处理方法，其特征在于，还包括向所述粗选尾矿中加入浮选药剂进行扫选的步骤。

6.根据权利要求5所述的处理方法，其特征在于，所述扫选步骤包括连续的三级铜扫选步骤，分别为铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤；其中，

所述铜扫选一步骤得到的铜扫选中矿一返回所述粗选步骤，得到的铜扫选尾矿进入所述铜扫选二步骤；

铜扫选二步骤得到的铜扫选中矿二返回所述铜扫选一步骤，得到的铜扫选尾矿进入所述铜扫选三步骤；

铜扫选三步骤得到的铜扫选中矿三返回所述铜扫选二步骤。

7.根据权利要求6所述的处理方法，其特征在于，所述浮选药剂包括捕收剂戊基黄原酸甲酸乙酯和起泡剂松醇油；在所述铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤中所述戊基黄原酸甲酸乙酯的添加量依次为40～60克/吨浸出渣、40～60克/吨浸出渣和20～40克/吨浸出渣；所述松醇油的添加量均为14～28克/吨浸出渣。

8.根据权利要求7所述的处理方法，其特征在于，所述铜扫选一、铜扫选二和铜扫选三步骤中浮选的时间依次为2分钟、2分钟和1分钟。

9.根据权利要求6所述的处理方法，其特征在于，所述扫选步骤还包括铜扫选四和铜扫选五步骤；所述铜扫选四步骤中得到的铜扫选中矿四和所述铜扫选五步骤中得到铜扫选中矿五合并后返回所述铜扫选三步骤。

10.根据权利要求9所述的处理方法，其特征在于，所述铜扫选四步骤和所述铜扫选五步骤中还加入调整剂硫化钠、捕收剂戊黄药和苯乙烯磷酸；在所述铜扫选四步骤中所述硫化钠、所述戊黄药和所述苯乙烯磷酸的添加量依次为200～300克/吨浸出渣、20～40克/吨浸出渣和10～25克/吨浸出渣；在所述铜扫选五步骤中所述硫化钠、所述戊黄药和所述苯乙烯磷酸的添加量依次为100～200克/吨浸出渣、10～20克/吨浸出渣和5～10克/吨浸出渣。

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