[发明专利]一种氧化铜和硫化铜混合矿的分选方法

说明书

本发明公开了一种氧化铜和硫化铜混合矿的分选方法，包括：S1将氧化铜和硫化铜混合矿磨至0.074mm粒级以下占60‑70％的细度；S2向步骤S1得到的矿浆中加入硫化铜矿浮选的调整剂、捕收剂和起泡剂进行浮选；S3将步骤S2获得的硫化铜粗精矿磨矿，进行充气浮选得到硫化铜精矿；S4向步骤S2得到的硫化铜粗选尾矿中加入硫化剂、调整剂、捕收剂和起泡剂进行浮选得到氧化铜粗精矿；S5向步骤S4中获得的氧化铜粗精矿中加入硫化剂、调整剂、捕收剂和起泡剂进行浮选，获得氧化铜精矿和精选尾矿，将精选尾矿扫选后产出。本发明的分选方法能够获得品位和回收率较高的硫化铜精矿和氧化铜精矿，节省投资，能够实现在工业生产中应用。

技术领域

本发明属于铜矿处理技术领域，具体涉及一种氧化铜和硫化铜混合矿的分选方法。

背景技术

铜矿资源中，由于硫化铜矿床经过风蚀氧化后，形成了一定数量的氧硫混合铜矿资源，由于氧化铜矿具有较大的表面张力，遇水则会发生强烈的作用，且其矿物组成的结构构造也较为复杂，使得氧化铜矿物分选难度增大。一般的混合铜矿浮选技术对于硫化铜矿(原生黄铜矿，次生铜和铜蓝)的回收效果好，但对于氧化铜矿的分选回收率较低。

目前，对于硫化铜矿和氧化铜矿的混合矿采用混合浮选工艺，即使用捕收能力强的捕收剂强化铜矿的回收，但硫化剂的用量会职级影响铜的选别指标，用量大时会抑制硫化铜的可浮性，用量小时会对氧化铜活化不足。而且，采用混合浮选工艺获得的是硫化铜精矿和氧化铜精矿的混合精矿。

此外，对于硫化铜矿和氧化铜矿混合矿，采用搅拌浸出后萃取、萃取液电积的湿法冶炼工艺方法回收，其中硫化铜回收率低；采用细菌堆浸后萃取，然后再电积湿法冶炼工艺方法回收，生产周期长达6个月乃至数年，浸出回收率不稳定；采用搅拌浸出、浸出渣浮选、浸出液萃取、电积工艺，浸出尾矿要固液分离设备，供给浮选矿浆连续性、稳定性差，浮选波动大，工业生产中不易操作。

因此，需要开发一种能够将硫化铜矿和氧化铜矿混合矿有效分离的方法，提高硫化铜和氧化铜的回收率。

发明内容

本发明是基于发明人对以下事实和问题的发现和认识做出的：

硫化铜矿和氧化铜矿的混合矿是一种常见铜矿的存在形式，其中以微细粒形式存在的硫化铜矿和可浮性较差的氧化铜矿在浮选过程中难以回收，造成铜的回收率较低。若实现大部分硫化铜矿嵌布粒度细的硫化铜矿回收，需要将原矿磨矿至较细才能实现分选，这会产生部分细泥，细泥会恶化浮选环境，矿泥夹杂在泡沫产品中会使精矿品位下降。

目前，针对硫化铜矿和氧化铜矿的混合矿的分选工艺的相关技术如下：

1、CN101190426B公开了一种硫化-氧化混合铜矿浮选方法，采用硫化铜矿和氧化铜矿混合浮选。主要工艺为：磨矿过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯20-50g/t，同时加入pH调整剂使矿浆pH保持9.5-10.5；包括一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选；快选过程中加入壬及羟肟酸20-30g/t，加入起泡剂20-30g/t；粗选过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯10-30g/t、壬基羟肟酸10-20g/t，起泡剂10-20g/t；扫选过程加入壬基羟肟酸10-20g/t；保持浮选矿浆pH为9.5-10.5，实现硫化铜矿和氧化铜矿的混合浮选，获得硫化铜和氧化铜混合精矿。

2、CN101961673B公开了一种混合铜矿的联合选冶方法，采用选矿和湿法冶炼联合的工艺。具体为：将氧化率在10-80％之间的氧硫混合铜矿石用浮选方法选出硫化矿得到铜精矿，浮选中不加氧化铜的浮选活化剂Na₂S，将磨矿得到的初始矿浆进行搅拌中和得到中和矿浆，将中和矿浆分级后得到分级矿浆，分级矿浆静浮选后得到铜精矿和尾矿。浮选后的尾矿在直接进行酸浸搅拌浸出，经萃取电积得到阴极铜，形成浮选-酸浸的选冶联合的方法。