CN114950712A - 一种综合回收铜钴的联合处理工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种综合回收铜钴的联合处理工艺，根据矿石品位以及氧化率，将矿石分为低氧化率单一铜矿石、高氧化率单一铜矿石、钴铜矿石和单一钴矿石这三类，低氧化率单一铜矿石经浮选产出硫化铜精矿焙烧后进入湿法浸出，氧化铜精矿直接采用湿法浸出；高氧化率单一铜矿石经浮选产出硫化铜精矿焙烧后进入湿法浸出，尾矿直接进入湿法浸出；钴铜矿石和单一钴矿石经浮选、磁选分别产出硫化铜精矿、氧化铜精矿、浮选钴精矿、磁选钴精矿，硫化铜精矿经焙烧后进入湿法浸出，氧化铜精矿、浮选钴精矿、磁选钴精矿进入湿法浸出。本工艺根据矿石固有特点，将矿石进行合理分类，采用不同的处理工艺进行选冶回收，有利于提高铜钴的回收率，降低生产成本。

Description

一种综合回收铜钴的联合处理工艺

技术领域

本发明属于有色金属选矿和冶炼技术领域，尤其涉及一种综合回收铜钴的联合处理工艺。

背景技术

铜是人类最早使用的金属材料之一，化学性质稳定，具有良好的传热性、导电性和耐腐 烛性等，因而在电气工业、机械制造、建筑行业、国防科技等领域得到广泛的应用。我国已 经是最大的铜冶炼加工国，每年消费全球近一半的铜资源。在我国电力行业和新能源汽车投 资日益增加的背景下，预计对铜的需求将继续保持稳步增长。

钴是一种非常稀缺的资源，广泛应用于电池材料、高温合金、磁性材料等领域。近年来， 随着中国以及全球新能源汽车的高速发展，钴的需求势头强劲，战略地位日益凸显。我国钴 资源储量仅为8万金属吨，钴资源较为缺乏。因此增强钴资源的获取能力，对中国在新能源 汽车领域的持续健康发展至关重要。

铜钴混合矿是提取铜、钴金属的主要渠道之一。现有处理铜钴矿石的选冶技术方案很多， 例如采用先浮硫后浮氧的常规浮选方案，工艺流程简单，药剂消耗低，但是当矿石中伴生可 浮选性差的钴矿较多时，无法强化钴的回收；采用直接酸浸，原矿中的硫化矿得不到有效回 收；采用先浮硫后浮氧再磁选的联系工艺，可以最大限度回收铜钴，但是该流程较复杂，投 资较大。因此，针对不同铜、钴品位以及氧化率的矿石采用单一的工艺流程难以获得理想的 选矿指标，需要根据矿石固有特点，对矿石进行合理分类，寻找一种综合回收铜钴的联合处 理工艺，对提高铜钴的资源利用率，降低建设投资和生产成本，具有十分重要的意义。

发明内容

本发明方法可以根据矿石固有特点，将矿石进行合理分类，有针对性地采用不同的处理 工艺进行选冶回收，有利于提高铜钴的回收率。

为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为：

一种综合回收铜钴的联合处理工艺，包括如下步骤：

(1)根据原矿的矿石品位以及氧化率，将矿石分为低氧化率单一铜矿石、高氧化率单一 铜矿石、钴铜矿石和单一钴矿石这三个类别，其中：

所述低氧化率单一铜矿石的铜品位≥3％、钴品位＜0.1％、氧化率＜65％，或铜品位≥1％ 且＜3％、钴品位＜0.1％、氧化率＜80％；

所述高氧化率单一铜矿石的铜品位≥3％、钴品位＜0.1％、氧化率≥65％，或铜品位≥1％且 ＜3％、钴品位＜0.1％、氧化率≥80％；

所述钴铜矿石和单一钴矿石的铜品位≥1％、钴品位≥0.1％，或铜品位＜1％、钴品位≥0.1％；

(2)根据矿石的划分类别选择不同的处理工艺，其中：

所述的低氧化率单一铜矿石经破碎、磨矿后进行硫化铜浮选，得到硫化铜精矿和硫化铜 浮选尾矿，硫化铜精矿经过焙烧后，产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出，产生的硫化铜浮 选尾矿进行氧化铜浮选后得到氧化铜精矿和氧化铜浮选尾矿，氧化铜精矿直接送至湿法浸出， 氧化铜浮选尾矿为最终尾矿；

所述的高氧化率单一铜矿石经破碎、磨矿后进行硫化铜浮选，得到硫化铜精矿和硫化铜 浮选尾矿，硫化铜精矿经过焙烧后，产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出，产生的硫化铜浮 选尾矿直接进入湿法浸出进一步回收铜钴金属；

所述的钴铜矿石和单一钴矿石经破碎、磨矿后进行硫化铜浮选，得到硫化铜精矿和硫化 铜浮选尾矿，硫化铜精矿经过焙烧后，产生的硫化铜精矿焙砂进入送至湿法浸出，产生的硫 化铜浮选尾矿进行氧化铜浮选后得到氧化铜精矿和氧化铜浮选尾矿，氧化铜浮选尾矿经过钴 浮选后得到浮选钴精矿和钴浮选尾矿，钴浮选尾矿进一步经过钴磁选后得到磁选钴精矿和钴 磁选尾矿，氧化铜精矿、浮选钴精矿、磁选钴精矿直接送至湿法浸出，钴磁选尾矿为最终尾 矿。

上述综合回收铜钴的联合处理工艺，优选的，在所述低氧化率单一铜矿石的处理工艺中， 硫化铜浮选经二次粗选、一次扫选，得到的硫化铜粗精矿经五次精选后得硫化铜精矿；氧化 铜浮选经二次粗选、二次扫选后得到氧化铜精矿。

优选的，在所述高氧化率单一铜矿石的处理工艺中，硫化铜浮选经二次粗选、一次扫选， 得到的硫化铜粗精矿经五次精选后得硫化铜精矿。

优选的，在所述钴铜矿石和单一钴矿石的处理工艺中，硫化铜浮选经二次粗选、一次扫 选，得到的硫化铜粗精矿经五次精选后得硫化铜精矿；氧化铜浮选经二次粗选、二次扫选后 得到氧化铜精矿；钴浮选经三次粗选、四次扫选、得到的钴粗精矿经三次精选得到浮选钴精 矿；钴磁选先经湿式弱磁除杂后再经一粗二精强磁选，得到磁选钴精矿。

优选的，所述焙烧的工艺条件如下：焙烧温度为650～780℃，焙烧时间为2～3h。

优选的，在所述所述低氧化率单一铜矿石的处理工艺中：

硫化铜精矿经焙烧后产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度 60～80℃，浸出矿浆浓度5～8％，浸出时间6～8h，浸出耗酸量0.5～1t/t矿；

氧化铜精矿送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度40～65℃，浸出矿浆浓度25～35％，浸 出时间3～5h，浸出耗酸量0.25～0.4t/t矿。

优选的，在所述高氧化率单一铜矿石的处理工艺中：

硫化铜精矿经焙烧后产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度 60～80℃，浸出矿浆浓度5～8％，浸出时间6～8h，浸出耗酸量0.5～1t/t矿；

硫化铜浮选尾矿送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度40～65℃，浸出矿浆浓度25～35％， 浸出时间3～5h，浸出耗酸量0.25～0.4t/t矿。

优选的，在所述钴铜矿石和单一钴矿石的处理工艺中：

硫化铜精矿经焙烧后产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度 60～80℃，浸出矿浆浓度5～8％，浸出时间6～8h，浸出耗酸量0.5～1t/t矿；

氧化铜精矿送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度40～65℃，浸出矿浆浓度25～35％，浸 出时间3～5h，浸出耗酸量0.25～0.4t/t矿；

浮选钴精矿和磁选钴精矿直接送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度40～65℃，浸出矿 浆浓度15～25％，浸出时间3～5h，浸出耗酸量0.12～0.3t/t矿。

与现有技术相比，本发明的有益效果为：

1、本发明方法可以根据原矿矿石固有特点，将矿石进行合理分类，采用不同的处理工艺 进行选冶回收，有利于提高铜钴的回收率，降低生产成本。

2、本发明针对低氧化率单一铜矿石采用浮选产出硫化铜精矿和氧化铜精矿，硫化铜精矿 经焙烧后产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出，氧化铜精矿直接采用湿法浸出，该工艺可以 有效避免选别指标较差的氧化铜矿石对整体选别指标的影响，并能有效提高该类矿石的总铜 回收率，同时还可减少氧化铜选别段的浮选药剂消耗，进而提高整体的效益。

3、本发明针对高氧化率单一铜矿石采用浮选产出硫化铜精矿和尾矿，硫化铜精矿经焙烧 后产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出，尾矿直接送至湿法浸出，该工艺可以充分回收少量 可浮性较好的硫化铜矿物，较先浮硫后浮氧流程的总铜回收率有较大幅度提升。

4、本发明针对钴铜矿石和副产单一钴矿石采用浮选产出硫化铜精矿、氧化铜精矿和浮选 钴精矿，浮选尾矿经磁选后产出磁选钴精矿，硫化铜精矿经焙烧后产生的硫化铜精矿焙砂送 至湿法浸出，氧化铜精矿、浮选钴精矿、磁选钴精矿送至湿法浸出，该工艺在保证铜回收率 的前提下，当钴矿物与可浮性较好的硫化矿物、氧化矿物共生时可通过浮选回收，当钴矿物 与具有弱磁性的铁锰矿物共生时可通过强磁选回收，进一步强化钴矿物的回收。

附图说明

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

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明做更全面、细致 地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。

除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本 文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。

除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购 买得到或者可通过现有方法制备得到。

实施例1：

一种综合回收铜钴的联合处理工艺，包括如下步骤：

某铜钴矿氧化率为30％，含铜3.47％，含钴0.05％，将该矿石定为低氧化率单一铜矿石。 本矿石中铜矿物和含铜矿物的种类特别多，硫化铜矿以辉铜矿为主，还有极少量斑铜矿和黄 铜矿；氧化铜以孔雀石为主，还含有少量的假孔雀石、硅孔雀石、斜硅铜矿。钴矿石含量较 少，主要为硫铜钴矿、钴硬锰矿和钴斜硅铜矿，以及少量的水钴矿、水钴铜矿、含铜钴硬锰 矿、含硫铜钴矿等。

如图1所示，应用本发明的综合回收铜钴的联合处理工艺处理上述低氧化率单一铜矿石。 具体工艺流程为：

低氧化率单一铜矿石经破碎、磨矿后进行硫化铜浮选，硫化铜浮选为二次粗选、一次扫 选、硫化铜粗精矿经五次精选得到硫化铜精矿和硫化铜浮选尾矿；硫化铜精矿经过焙烧后， 产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出，产生的硫化铜浮选尾矿进入氧化铜浮选，氧化铜浮选 流程为二次粗选、二次扫选得到氧化铜精矿和氧化铜浮选尾矿，氧化铜精矿直接送至湿法浸 出，氧化铜浮选尾矿为最终尾矿。其中，硫化铜精矿焙烧温度为730℃，焙烧时间为2h，硫 化铜精矿经焙烧后产生的硫化铜精矿焙砂湿法浸出工艺条件为：浸出温度60℃，浸出矿浆浓 度7％，浸出时间7h，浸出耗酸量0.75t/t矿；氧化铜精矿湿法浸出工艺条件为：浸出温度50℃， 浸出矿浆浓度35％，浸出时间5h，浸出耗酸量0.3t/t矿。

本发明实施例1的工艺指标见表1和表2。

表1：实施例1的选矿工艺指标

表2：实施例1的湿法浸出工艺指标

实施例1中原矿铜品位3.47％、钴品位0.050％，氧化率为30％，可获得的硫化铜精矿产 率为4.11％，铜品位55％、钴品位0.012％，铜回收率为65％、钴回收率为1％；氧化铜精矿 产率为4.34％，铜品位16％、钴品位0.058％，铜回收率为20％、钴回收率为5％。硫化铜精 矿焙砂铜浸出率为96.8％，钴浸出率为54.2；氧化铜精矿铜浸出率为91.2％，钴浸出率为20.7％。 该选冶联合工艺总铜回收率为81.2％，总钴回收率为1.6％。

实施例2：

一种综合回收铜钴的联合处理工艺，包括如下步骤：

某铜钴矿氧化率为81％，含铜3.62％，含钴0.055％，将该矿石定为高氧化率单一铜矿石。 本矿石中铜矿物含量高，铜矿物主要是孔雀石、假孔雀石，其次为硅孔雀石、蓝磷铜矿，少 量铜蓝、辉铜矿、黄铜矿、自然铜、赤铜矿、水胆矾、斑铜矿等。钴矿石含量较少，主要为 硫铜钴矿、钴硬锰矿和钴斜硅铜矿，以及少量的水钴矿、水钴铜矿、含铜钴硬锰矿、含硫铜 钴矿等。

如图1所示，应用本发明的综合回收铜钴的联合处理工艺处理上述高氧化率单一铜矿石。 具体工艺流程为：

高氧化率单一铜矿石经破碎、磨矿后进行硫化铜浮选，硫化铜浮选为二次粗选、一次扫 选、硫化铜粗精矿经五次精选得硫化铜精矿和硫化铜浮选尾矿，硫化铜精矿经过焙烧后，产 生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出，产生的硫化铜浮选尾矿直接送至湿法浸出进一步回收铜 钴金属。其中，硫化铜精矿焙烧温度为730℃，焙烧时间为2h，硫化铜精矿经焙烧后产生的 硫化铜精矿焙砂湿法浸出工艺条件为：浸出温度60℃，浸出矿浆浓度7％，浸出时间7h，浸 出耗酸量0.75t/t矿；硫化铜浮选尾矿湿法浸出工艺条件为：浸出温度40～65℃，浸出矿浆浓 度25～35％，浸出时间3～5h，浸出耗酸量0.25～0.4t/t矿。

本发明实施例2的工艺指标见表3和表4。

表3：实施例2的选矿工艺指标

表4：实施例2的湿法浸出工艺指标

实施例2中原矿铜品位3.62％、钴品位0.055％，氧化率为81％，可获得的硫化铜精矿产 率为1.04％，铜品位55％、钴品位0.099％，铜回收率为15.8％、钴回收率为1.87％。硫化铜 精矿焙砂铜浸出率为96.8％，钴浸出率为54.2；硫化铜浮选尾矿铜浸出率为83.3％，钴浸出 率为30.9％。该选冶联合工艺总铜回收率为85.4％，总钴回收率为31.3％。

实施例3：

一种综合回收铜钴的联合处理工艺，包括如下步骤：

某铜钴矿氧化率为48％，含铜3.13％，含钴0.311％，将该矿石定为钴铜矿石和单一钴矿 石。本矿石中铜矿物和含铜矿物的种类特别多，硫化铜矿以辉铜矿为主，还有极少量斑铜矿 和黄铜矿。硫化铜矿物及氧化铜矿物的选矿工艺性能均良好，但矿石中的钴严重分散，硫铜 钴矿、钴硬锰矿和钴斜硅铜矿为富钴矿物，但含量均极少。大部分钴分散存在于各矿物中， 主要包括水钴矿、水钴铜矿、含铜钴硬锰矿、含硫铜钴矿、斜硅铜矿、孔雀石、假孔雀石、 硅孔雀石、钴白云石、方解石等，粉砂岩中钴含量也很高。

如图1所示，应用本发明的综合回收铜钴的联合处理工艺处理上述钴铜矿石和单一钴矿 石。具体工艺流程为：

钴铜矿石和单一钴矿石经破碎、磨矿后进行硫化铜浮选，硫化铜浮选为二次粗选、一次 扫选、硫化铜粗精矿经五次精选得硫化铜精矿和硫化铜浮选尾矿，硫化铜精矿经过焙烧后， 产生的硫化铜精矿焙砂进入送至湿法浸出，产生的硫化铜浮选尾矿进入氧化铜浮选，氧化铜 浮选工艺为二次粗选、二次扫选得到氧化铜精矿和氧化铜浮选尾矿；氧化铜浮选尾矿进入钴 浮选，钴浮选工艺为三次粗选、四次扫选、钴粗精矿经三次精选得到浮选钴精矿和钴浮选尾 矿；钴扫选尾矿先经湿式弱磁除杂后再经一粗二精强磁选得到磁选钴精矿及钴磁选尾矿，氧 化铜精矿、浮选钴精矿、磁选钴精矿直接送至湿法浸出，磁选尾矿为最终尾矿。其中，硫化 铜精矿焙烧温度为730℃，焙烧时间为2h，硫化铜精矿经焙烧后产生的硫化铜精矿焙砂湿法 浸出工艺条件为：浸出温度60℃，浸出矿浆浓度7％，浸出时间7h，浸出耗酸量0.75t/t矿； 氧化铜精矿湿法浸出工艺条件为：浸出温度50℃，浸出矿浆浓度35％，浸出时间5h，浸出耗 酸量0.3t/t矿；浮选钴精矿和磁选钴精矿湿法浸出工艺条件为：浸出温度50℃，浸出矿浆浓 度25％，浸出时间5h，浸出耗酸量0.15t/t矿。

本发明实施例3的工艺指标见表5和表6。

表5：实施例3的选矿工艺指标

表6：实施例3的湿法浸出工艺指标

实施例3中原矿铜品位3.13％、钴品位0.311％，氧化率为48％，可获得的硫化铜精矿产 率为2.62％，铜品位55％、钴品位0.297％，铜回收率为46％、钴回收率为2.5％；氧化铜精 矿产率为3.13％，铜品位16％、钴品位0.248％，铜回收率为16％、钴回收率为2.5％；浮选 钴精矿产率为9.14％，铜品位6％、钴品位0.596％，铜回收率为17.5％、钴回收率为17.5％； 磁选钴精矿产率为24.63％，铜品位0.64％、钴品位0.480％，铜回收率为5％、钴回收率为38％。 硫化铜精矿焙砂铜浸出率为96.8％，钴浸出率为54.2；氧化铜精矿铜浸出率为91.2％，钴浸 出率为20.7％；浮选钴精矿和磁选钴精矿铜浸出率为78.4％，钴浸出率为78.3。该选冶联合 工艺总铜回收率为78.4％，总钴回收率为45.3％。

以上所述仅为本发明的优选实施例而已，不能理解为对本发明做任何限制。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 (8)

1.一种综合回收铜钴的联合处理工艺，其特征在于，包括如下步骤：

(1)根据原矿的矿石品位以及氧化率，将矿石分为低氧化率单一铜矿石、高氧化率单一铜矿石、钴铜矿石和单一钴矿石这三个类别，其中：

所述低氧化率单一铜矿石的铜品位≥3％、钴品位＜0.1％、氧化率＜65％，或铜品位≥1％且＜3％、钴品位＜0.1％、氧化率＜80％；

所述高氧化率单一铜矿石的铜品位≥3％、钴品位＜0.1％、氧化率≥65％，或铜品位≥1％且＜3％、钴品位＜0.1％、氧化率≥80％；

所述钴铜矿石和单一钴矿石的铜品位≥1％、钴品位≥0.1％，或铜品位＜1％、钴品位≥0.1％；

(2)根据矿石的划分类别选择不同的处理工艺，其中：

所述的低氧化率单一铜矿石经破碎、磨矿后进行硫化铜浮选，得到硫化铜精矿和硫化铜浮选尾矿，硫化铜精矿经过焙烧后，产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出，产生的硫化铜浮选尾矿进行氧化铜浮选后得到氧化铜精矿和氧化铜浮选尾矿，氧化铜精矿直接送至湿法浸出，氧化铜浮选尾矿为最终尾矿；

所述的高氧化率单一铜矿石经破碎、磨矿后进行硫化铜浮选，得到硫化铜精矿和硫化铜浮选尾矿，硫化铜精矿经过焙烧后，产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出，产生的硫化铜浮选尾矿直接进入湿法浸出进一步回收铜钴金属；

所述的钴铜矿石和单一钴矿石经破碎、磨矿后进行硫化铜浮选，得到硫化铜精矿和硫化铜浮选尾矿，硫化铜精矿经过焙烧后，产生的硫化铜精矿焙砂进入送至湿法浸出，产生的硫化铜浮选尾矿进行氧化铜浮选后得到氧化铜精矿和氧化铜浮选尾矿，氧化铜浮选尾矿经过钴浮选后得到浮选钴精矿和钴浮选尾矿，钴浮选尾矿进一步经过钴磁选后得到磁选钴精矿和钴磁选尾矿，氧化铜精矿、浮选钴精矿、磁选钴精矿直接送至湿法浸出，钴磁选尾矿为最终尾矿。

2.根据权利要求1所述综合回收铜钴的联合处理工艺，其特征在于，在所述低氧化率单一铜矿石的处理工艺中，硫化铜浮选经二次粗选、一次扫选，得到的硫化铜粗精矿经五次精选后得硫化铜精矿；氧化铜浮选经二次粗选、二次扫选后得到氧化铜精矿。

3.根据权利要求1所述综合回收铜钴的联合处理工艺，其特征在于，在所述高氧化率单一铜矿石的处理工艺中，硫化铜浮选经二次粗选、一次扫选，得到的硫化铜粗精矿经五次精选后得硫化铜精矿。

4.根据权利要求1所述综合回收铜钴的联合处理工艺，其特征在于，在所述钴铜矿石和单一钴矿石的处理工艺中，硫化铜浮选经二次粗选、一次扫选，得到的硫化铜粗精矿经五次精选后得硫化铜精矿；氧化铜浮选经二次粗选、二次扫选后得到氧化铜精矿；钴浮选经三次粗选、四次扫选、得到的钴粗精矿经三次精选得到浮选钴精矿；钴磁选先经湿式弱磁除杂后再经一粗二精强磁选，得到磁选钴精矿。

5.根据权利要求1-4中任一项所述综合回收铜钴的联合处理工艺，其特征在于，所述焙烧的工艺条件如下：焙烧温度为650～780℃，焙烧时间为2～3h。

6.根据权利要求1-4中任一项所述综合回收铜钴的联合处理工艺，其特征在于，在所述所述低氧化率单一铜矿石的处理工艺中：

硫化铜精矿经焙烧后产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度60～80℃，浸出矿浆浓度5～8％，浸出时间6～8h，浸出耗酸量0.5～1t/t矿；

氧化铜精矿送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度40～65℃，浸出矿浆浓度25～35％，浸出时间3～5h，浸出耗酸量0.25～0.4t/t矿。

7.根据权利要求1-4中任一项所述综合回收铜钴的联合处理工艺，其特征在于，在所述高氧化率单一铜矿石的处理工艺中：

硫化铜精矿经焙烧后产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度60～80℃，浸出矿浆浓度5～8％，浸出时间6～8h，浸出耗酸量0.5～1t/t矿；

硫化铜浮选尾矿送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度40～65℃，浸出矿浆浓度25～35％，浸出时间3～5h，浸出耗酸量0.25～0.4t/t矿。

8.根据权利要求1-4中任一项所述综合回收铜钴的联合处理工艺，其特征在于，在所述钴铜矿石和单一钴矿石的处理工艺中：

硫化铜精矿经焙烧后产生的硫化铜精矿焙砂送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度60～80℃，浸出矿浆浓度5～8％，浸出时间6～8h，浸出耗酸量0.5～1t/t矿；

氧化铜精矿送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度40～65℃，浸出矿浆浓度25～35％，浸出时间3～5h，浸出耗酸量0.25～0.4t/t矿；

浮选钴精矿和磁选钴精矿直接送至湿法浸出的工艺条件为：浸出温度40～65℃，浸出矿浆浓度15～25％，浸出时间3～5h，浸出耗酸量0.12～0.3t/t矿。

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