CN112718230A - 一种氧化铜矿回收方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种氧化铜矿回收方法，包括以下工序：破碎分级：将氧化铜矿原矿进行破碎、筛分分级，从而得到筛上物料及筛下物料；预选抛废：用X射线智能选矿机对所述筛上物料进行分选，从而得到预选精矿及预选尾矿；碎磨制浆：将所述预选精矿与所述筛下物料混合，并进行碎磨作业，从而得到矿浆；湿法提铜：向所述矿浆中添加硫酸，进行搅拌浸出，从而得到浸出液及浸渣；对所述浸出液进行萃取、电积，从而得到阴极铜。本发明能够在保障铜回收率的同时，降低浸出酸耗，减少对环境的污染，增加企业经济效益。

Description

一种氧化铜矿回收方法

技术领域

本发明涉及氧化铜矿回收技术领域，尤其涉及一种氧化铜矿回收方法。

背景技术

氧化铜矿是铜资源的重要存在形式，约占世界铜资源总量的25％。原矿直接酸浸是目前最常用的氧化铜矿回收工艺之一，但由于受矿石成因影响，部分氧化铜矿矿床中含有较多的碱性矿物，如白云石、方解石等，从而造成原矿直接酸浸时酸耗过高，有时甚至高达500Kg/t(原矿)，这严重影响到氧化铜矿回收的经济效益。

为降低氧化铜矿石酸浸的酸耗，目前通常采用选冶联合工艺来处理，一般先通过浮选富集回收氧化铜矿物，再针对浮选精矿进行酸浸回收铜。针对氧化铜的浮选方法相对较多，应用最广泛的是“硫化-黄药法”，即通过硫化剂(硫化钠、硫氢化钠等)对氧化铜矿物进行硫化，再以黄药作为捕收剂进行浮选回收。但该工艺存在较大弊端：1)硅孔雀石可浮性差，矿石中硅孔雀石含量较大时，浮选回收率明显降低，造成铜资源综合回收率偏低；2)硫化剂在用量适当时可以活化氧化铜矿物，用量过多时又会对氧化铜矿物产生抑制，浮选过程控制相对困难；3)浮选精矿中含有一定量的硫化剂，在酸浸时会释放出有毒气体硫化氢，其不仅污染环境，还会对操作人员身体产生危害。

因此，急需开发一种碱性脉石氧化铜矿回收工艺，在保障铜回收率的同时，降低浸出酸耗，减少对环境的污染，增加企业经济效益。

发明内容

为了解决现有碱性脉石氧化铜矿直接浸出工艺酸耗过高，浮选富集-浮选精矿酸浸工艺铜资源回收率低、浮选过程控制困难、浮选精矿浸出释放有毒气体污染环境危害操作人员身心健康等技术问题，本发明提供了一种氧化铜矿回收方法，能够在保障铜回收率的同时，降低浸出酸耗，减少对环境的污染，增加企业经济效益。

本发明的目的是通过以下技术方案实现的：

一种氧化铜矿回收方法，包括以下工序：

工序1、破碎分级：将氧化铜矿原矿进行破碎、筛分分级，从而得到筛上物料及筛下物料；

工序2、预选抛废：用X射线智能选矿机对所述筛上物料进行分选，从而得到预选精矿及预选尾矿；

工序3、碎磨制浆：将所述预选精矿与所述筛下物料混合，并进行碎磨作业，从而得到矿浆；

工序4、湿法提铜：向所述矿浆中添加硫酸，进行搅拌浸出，从而得到浸出液及浸渣；对所述浸出液进行萃取、电积，从而得到阴极铜。

优选地，所述筛上物料的粒度为30～115mm，所述筛下物料的粒度为不大于30mm。

优选地，所述X射线智能选矿机借助铜矿物与脉石矿物的密度差异，实现对所述筛上物料的分选。

优选地，所述碎磨作业采用“半自磨+球磨工艺”、“破碎+球磨工艺”或“高压辊磨+球磨工艺”。

优选地，所述矿浆的质量浓度为27％。

优选地，所述矿浆中的矿石粒度为57％-0.074mm。

由上述本发明提供的技术方案可以看出，本发明所提供的氧化铜矿回收方法先通过破碎分级得到粒度30～115mm的筛上物料和粒度不大于30mm的筛下物料，然后用X射线智能选矿机对粒度30～115mm的筛上物料进行预选，在保障硅孔雀石等氧化铜矿物充分回收的前提下，预先抛除大量耗酸性脉石矿物，大幅降低了进入磨矿制浆的矿石量以及进入酸浸作业的耗酸性矿物，进而降低了碎磨成本以及搅拌浸出酸耗，降低了企业生产成本。通过将预选精矿与粒度不大于30mm的筛下物料合并制成矿浆，再进行湿法提铜，从而避免了细粒级氧化铜矿物损失，保障了铜资源的回收率。此外，X射线智能选矿机预选得到的预选尾矿粒度相对较大，可用于尾矿筑坝、路基材料等方面，在延长尾矿库使用寿命的同时，还可为企业增加经济效益。

本发明不仅具有过程节能环保、高效稳定、易于现场管理等优点，而且降低了矿石中耗酸性脉石矿物含量，原矿品位波动适应性强，能够在保证铜资源回收率的同时，降低企业生产成本，增加企业经济效益，是一种高效的氧化铜回收工艺。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域的普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。

图1为本发明实施例提供氧化铜矿回收方法的流程示意图。

具体实施方式

下面结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。

下面对本发明所提供的氧化铜矿回收方法进行详细描述。本发明实施例中未作详细描述的内容属于本领域专业技术人员公知的现有技术。

如图1所示，一种氧化铜矿回收方法，包括以下工序：

工序1、破碎分级：将氧化铜矿原矿进行破碎、筛分分级，从而得到粒度为30～115mm的筛上物料及粒度不大于30mm的筛下物料。

工序2、预选抛废：用X射线智能选矿机对所述筛上物料进行分选，把氧化铜富连生体与脉石矿物分离，从而得到预选精矿及预选尾矿。预选尾矿直接丢弃或用于其他用途，实现粗粒抛废。

工序3、碎磨制浆：将所述预选精矿与所述筛下物料混合，并进行碎磨作业，从而得到质量浓度为27％的矿浆。

工序4、湿法提铜(酸浸-萃取-电积)：向所述矿浆中添加硫酸，进行搅拌浸出，从而得到浸出液及浸渣；对所述浸出液进行萃取、电积，从而得到阴极铜。

具体地，该氧化铜矿回收方法可以包括以下实施方案：

(1)在工序1中，所述破碎可以为一段破碎，也可以为多段破碎，最终破碎分级得到的筛上物料粒度为30～115mm，筛下物料粒度为不大于30mm。

(2)在工序2中，所述X射线智能选矿机采用现有技术中的X射线智能选矿机。X射线智能选矿机是指采用X射线作为识别源，利用不同矿物密度不同，在X射线源照射下所呈现颜色的差异进行分选的选矿设备。采用X射线智能选矿机进行预选抛废，通过物理识别方法进行分选，可有效解决硅孔雀石可浮性差、浮选回收率低的问题。

(3)在工序2中，X射线智能选矿机的给矿为工序1得到的粒度在30～115mm之间的筛上物料；在该粒度条件下，X射线智能选矿机可同时兼顾分选效率及精确性，获得最佳分选指标。

(4)在工序2中，先从筛上物料中选取典型氧化铜矿物(孔雀石、硅孔雀石等)和典型脉石矿物(白云石、方解石等)，经过X射线扫描、图像建模、分选阀值调优等，确定最优分选参数，最优分选参数是根据矿石中矿物的种类、嵌布特性等，确定的X射线智能选矿机的工作参数；在该最优分选参数下，X射线智能选矿机可以将有用矿物与脉石矿物有效分离。在最优分选参数条件下，X射线智能选矿机可有效完成把氧化铜富连生体与脉石矿物分离，得到预选精矿及预选尾矿。

(5)在工序3中，所述碎磨作业可以采用“半自磨+球磨工艺”、“破碎+球磨工艺”或“高压辊磨+球磨工艺”。碎磨作业所得矿浆的质量浓度27％，所述矿浆中的矿石粒度为57％-0.074mm。

(6)在工序4中，搅拌浸出终点矿浆pH值为1.5，浸出时间为2h。

进一步地，本发明所提供的氧化铜矿回收方法先通过破碎分级得到粒度30～115mm的筛上物料和粒度不大于30mm的筛下物料，而粒度30～115mm是X射线智能选矿机处理的最佳矿石粒度，用X射线智能选矿机对粒度30～115mm的筛上物料进行分选，通过物理分选的方法，解决了硅孔雀石等氧化铜矿物可浮性差、采用浮选工艺时回收率低的问题，提高了铜资源的回收率，同时，在粒度较粗的条件下，预先抛除大量耗酸性脉石矿物，大幅降低了进入磨矿制浆的矿石量以及进入酸浸作业的耗酸性矿物，进而降低了碎磨成本以及搅拌浸出酸耗，降低了企业生产成本。通过将预选精矿与粒度不大于30mm的筛下物料合并制成矿浆，再进行湿法提铜，从而避免了细粒级氧化铜矿物损失，保障了铜资源的回收率，实现了资源的最大化利用。此外，X射线智能选矿机预选得到的预选尾矿粒度相对较大，可用于尾矿筑坝、路基材料等方面，在延长尾矿库使用寿命的同时，还可为企业增加经济效益。

与现有技术相比，本发明有效解决了低品位碱性脉石氧化铜矿酸耗大、选冶联合资源综合回收率低、湿法提铜成本高、矿山经济效差的难题。本发明高效节能、操作简单、便于矿山现场实施，对矿石品位波动适应性强，是一种高效的氧化铜矿回收工艺。

综上可见，本发明不仅具有过程节能环保、高效稳定、易于现场管理等优点，而且降低了矿石中耗酸性脉石矿物含量，原矿品位波动适应性强，能够在保证铜资源回收率的同时，降低企业生产成本，增加企业经济效益，是一种高效的氧化铜回收工艺。

为了更加清晰地展现出本发明所提供的技术方案及所产生的技术效果，下面以具体实施例对本发明实施例所提供的氧化铜矿回收方法进行详细描述。

实施例1

某含铜1.84％的氧化铜矿，矿石中铜的氧化率为98.26％。矿石中的铜矿物主要为孔雀石、硅孔雀石，其次为辉铜矿，少量为黑铜矿等，其中硅孔雀石中铜含量占总铜的32.34％；脉石矿物主要为白云石、方解石、石英、云母、绿泥石、滑石等。矿石矿物组成相对简单，但硅孔雀石含量较大，且脉石矿物以白云石、方解石等碳酸盐矿物为主。

对于上述氧化铜矿，矿山原设计采用原矿直接浸出工艺回收铜：即原矿直接磨矿，在磨矿细度约60％-0.074mm的条件下进行搅拌浸出，铜浸出率为88.25％，相对较高。但因矿石中碱性脉石矿物较多，浸出酸耗高达388Kg/t(原矿)，而矿山所在区域硫酸单价较高，造成生产成本居高不下，在铜金属价格较低时甚至造成生产成本倒挂，严重影响企业效益。另外，采用传统选冶联合工艺，即浮选工艺脱除脉石矿物—浮选精矿酸浸工艺，但因矿石中硅孔雀石含量较大，铜浮选回收率较低，仅为73.56％，即使氧化铜精矿浸出率达100％，铜的选冶综合回收率也仅为73.56％，资源回收率过低，严重影响企业经济效益。

如图1所示，采用本发明所提供的氧化铜矿回收方法对上述氧化铜矿进行处理，具体可以包括以下工序：

工序1、破碎分级：将氧化铜矿原矿进行粗碎，得到粒度不大于300mm的产品；对粒度不大于300mm的产品进行中碎，得到粒度不大于115mm的产品；对粒度不大于115mm的产品进行筛分，筛孔尺寸为30mm，从而得到粒度为30～115mm的筛上物料及粒度不大于30mm的筛下物料。

工序2、预选抛废：从粒度30～115mm的筛上物料中选取典型氧化铜矿物和典型方解石、白云石等脉石矿物，经过X射线扫描、图像建模、分选阀值调优等，确定最优分选参数，在最优分选参数条件下，用X射线智能选矿机分选机对粒度30～115mm的筛上物料进行预选抛废，把氧化铜富连生体和与耗酸性脉石矿物分离，得到预选精矿及预选尾矿；其中预选精矿中铜的回收率约95％，预选尾矿产率约40％。

工序3、碎磨制浆：将所述预选精矿与所述筛下物料混合，并进行碎磨作业，碎磨细度为57％-0.074mm，从而得到质量浓度为27％的矿浆。

工序4、湿法提铜(酸浸-萃取-电积)：向工序3得到的矿浆中添加硫酸，进行搅拌浸出：初始矿浆浓度27％，浸出温度为室温，加酸方法：一次性加入，浸出终点pH值为1.5，浸出时间为2h，针对搅拌浸出给矿，铜浸出率约92％，铜的选冶综合回收率约87.40％，与原矿直接浸出差别不大，但酸耗仅为130Kg/t(原矿)，酸耗降低约66％；浸出完成后，对浸出液进行萃取-电积，从而得到阴极铜。

具体地，该氧化铜矿铜氧化率较高，矿石中的铜矿物有较大比例以硅孔雀石的形式存在，脉石矿物主要以白云石、方解石等耗酸性脉石矿物为主，这给该氧化铜矿的回收带来较大困难。根据矿石性质，采用本发明的氧化铜矿回收方法，通过“预先破碎分级-X射线预选抛废-分级筛下产品与X射线预选精矿磨矿制浆-湿法提铜”，铜的选冶综合回收率约87.40％，与原矿直接浸出差别不大，但酸耗仅为130Kg/t(原矿)，酸耗降低约66％。同时，在较大粒度抛废，还可以减少了磨矿量，降低磨矿能耗约40％，实现节能减排，经济效益及环境效益显著。

综上可见，本发明实施例能够在保障铜回收率的同时，降低浸出酸耗，减少对环境的污染，增加企业经济效益。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims (6)

1.一种氧化铜矿回收方法，其特征在于，包括以下工序：

工序1、破碎分级：将氧化铜矿原矿进行破碎、筛分分级，从而得到筛上物料及筛下物料；

工序2、预选抛废：用X射线智能选矿机对所述筛上物料进行分选，从而得到预选精矿及预选尾矿；

工序3、碎磨制浆：将所述预选精矿与所述筛下物料混合，并进行碎磨作业，从而得到矿浆；

工序4、湿法提铜：向所述矿浆中添加硫酸，进行搅拌浸出，从而得到浸出液及浸渣；对所述浸出液进行萃取、电积，从而得到阴极铜。

2.根据权利要求1所述的氧化铜矿回收方法，其特征在于，所述筛上物料的粒度为30～115mm，所述筛下物料的粒度为不大于30mm。

3.根据权利要求1或2所述的氧化铜矿回收方法，其特征在于，所述X射线智能选矿机借助铜矿物与脉石矿物的密度差异，实现对所述筛上物料的分选。

4.根据权利要求1或2所述的氧化铜矿回收方法，其特征在于，所述碎磨作业采用“半自磨+球磨工艺”、“破碎+球磨工艺”或“高压辊磨+球磨工艺”。

5.根据权利要求1或2所述的氧化铜矿回收方法，其特征在于，所述矿浆的质量浓度为27％。

6.根据权利要求1或2所述的氧化铜矿回收方法，其特征在于，所述矿浆中的矿石粒度为57％-0.074mm。

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