CN103143447A - 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法。该方法包括以下步骤：将待选原矿进行研磨并调制成矿浆一；对矿浆一进行硫化铜浮选，得到硫化铜精矿一、硫化铜中矿和硫化铜尾矿；对硫化铜尾矿进行氧化铜浮选，得到氧化铜精矿一、氧化铜中矿和氧化铜尾矿；以及对硫化铜中矿和氧化铜中矿进行精选，分别得到硫化铜精矿二和氧化铜精矿二。通过对中矿单独处理，获得高品位硫化铜精矿和高品位氧化铜精矿，同时获得低品位的硫化铜精矿和低品位的氧化铜精矿。通过对高、低品位硫化铜精矿以及氧化铜精矿分离，简化了后续的冶金工艺流程，提高了铜的回收率，加强了共伴生金属资源、尤其是贵金属的回收，降低了生产成本，提高了经济效益。

Description

含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法

技术领域

本发明涉及矿物加工技术领域，具体而言，涉及一种含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法。

背景技术

我国的铜矿储量不少，但是铜矿的平均品位仅为0.87%，大于200万吨级的超大型铜矿品位基本上都低于1%。由于大部分的铜矿产资源为复杂共伴生矿，中小型矿居多，大型矿床只占2.7%，中型矿床占8.9%，小型矿床占88.4%，其中相当大一部分属于硫化-氧化混合铜矿类型，这些铜矿组成较复杂且氧化率高。传统的铜矿浮选技术只考虑了单一的硫化铜矿（包括原生的黄铜矿，次生的辉铜矿、铜蓝等）的浮选或者单一的氧化铜矿的浮选，忽略了硫化-氧化铜矿物混合矿及伴生资源回收的一系列特点，单纯靠选矿来回收上述矿物存在回收率低、铜品位低、选矿药剂消耗大、伴生资源不能得到综合回收、经济效益差等问题。所以打破传统的思路，进行选冶结合成为一个突破点。虽然近年来国内外在选矿与火法冶金和湿法冶金结合方面进行了研究，获得了较大的成功，但是在选冶联合工艺处理氧化-硫化混杂铜矿等组成复杂的难选矿石时，存在工艺流程比较复杂以及成本较高的技术问题。

发明内容

本发明旨在提供一种含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法，以解决现有技术中存在的选矿工艺复杂、铜回收率较低以及生产成本较高的技术问题。

为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法，包括以下步骤：将待选原矿进行研磨并调制成矿浆一；对矿浆一进行硫化铜浮选，得到硫化铜精矿一、硫化铜中矿和硫化铜尾矿；对硫化铜尾矿进行氧化铜浮选，得到氧化铜精矿一、氧化铜中矿和氧化铜尾矿；以及对硫化铜中矿和氧化铜中矿进行精选，分别得到硫化铜精矿二和氧化铜精矿二。

进一步地，矿浆一中粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的68%～73%，矿浆一的浓度为24～36%。

进一步地，硫化铜浮选步骤包括：将矿浆一进行硫化铜粗选，得到硫化铜粗精矿和硫化铜尾矿；将硫化铜粗精矿进行精选，得到硫化铜精矿一和硫化铜精选中矿；将硫化铜尾矿进行扫选，得到硫化铜扫选精矿和硫化铜扫选尾矿；以及硫化铜精选中矿和硫化铜扫选精矿合并，得到硫化铜中矿。

进一步地，氧化铜浮选步骤包括：将硫化铜尾矿进行氧化铜粗选，得到氧化铜粗精矿和氧化铜尾矿；将氧化铜粗精矿进行精选，得到氧化铜精矿一和氧化铜精选中矿；将氧化铜尾矿进行扫选，得到氧化铜扫选精矿和氧化铜扫选尾矿；以及将氧化铜精选中矿和氧化铜扫选精矿合并，得到氧化铜中矿。

进一步地，在将硫化铜中矿进行精选步骤之前还包括对硫化铜中矿进行球磨并调制成中矿矿浆二的步骤，中矿矿浆二中粒径小于0.044mm的颗粒占总颗粒重量的95～98%。

进一步地，硫化铜中矿进行精选的步骤包括：对硫化铜中矿进行第一次硫化铜中矿精选，得到硫化铜中矿精选一精矿和硫化铜中矿精选一尾矿；其中，硫化铜中矿精选一尾矿返回氧化铜浮选步骤；对硫化铜中矿精选一精矿进行第二次硫化铜中矿精选，得到硫化铜中矿精选二精矿和硫化铜中矿精选二尾矿；其中，硫化铜中矿精选二尾矿返回第一次硫化铜中矿精选步骤；以及对硫化铜中矿精选二精矿进行第三次硫化铜中矿精选，得到硫化铜精矿二和硫化铜中矿精选三尾矿，其中硫化铜中矿精选三尾矿返回第二次硫化铜中矿精选步骤。

进一步地，第一次硫化铜中矿精选步骤中采用戊基黄原酸甲酸乙酯作为捕收剂，松醇油作为起泡剂；其中戊基黄原酸甲酸乙酯的加入量为50～70g/t原矿，松油醇的加入量为20～40g/t原矿；第二次硫化铜中矿精选步骤和第三次硫化铜中矿精选步骤均采用六偏磷酸钠作为抑制剂，六偏磷酸钠的加入量均为100～200g/t原矿。

进一步地，对硫化铜尾矿进行氧化铜粗选和对氧化铜粗选尾矿进行扫选的步骤中均采用硫化钠作为硫化剂，硫化氢铵作为活化剂，二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂作为捕收剂。

进一步地，氧化铜中矿精选的步骤包括：对氧化铜中矿进行第一次氧化铜中矿精选，得到氧化铜中矿精选一精矿和氧化铜中矿精选一尾矿；其中，氧化铜中矿精选一尾矿返回氧化铜浮选步骤；对氧化铜中矿精选一精矿进行第二次氧化铜中矿精选，得到氧化铜中矿精选二精矿和氧化铜中矿精选二尾矿；其中，氧化铜中矿精选二尾矿返回第一次氧化铜中矿精选步骤；以及对氧化铜中矿精选二精矿进行第三次氧化铜中矿精选，得到氧化铜精矿二和氧化铜中矿精选三尾矿，其中，氧化铜中矿精选三尾矿返回第二次氧化铜中矿精选步骤。

进一步地，第一次氧化铜中矿精选步骤中采用硫化钠作为硫化剂，硫化氢铵作为活化剂，二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂作为捕收剂；其中硫化钠的加入量为200-400g/t原矿，硫化氢胺的加入量为100～300g/t原矿，二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂的加入量为60～100g/t原矿；第二次氧化铜中矿精选步骤采用二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂作为捕收剂，二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂的加入量为30～60g/t原矿；第三次氧化铜中矿精选步骤采用六偏磷酸钠作为抑制剂，六偏磷酸钠的加入量为100～300g/t原矿。

本发明通过在选矿工艺流程中将易选的有用矿物回收到精矿中，将未解离的矿物分选到中矿中，对中矿进行单独处理，获得高品位硫化铜精矿和高品位氧化铜精矿，同时获得低品位的硫化铜精矿和低品位的氧化铜精矿。其中得到的高品位硫化铜精矿中Cu+Fe+S占94%左右，接近或优于冰铜化学组成，可以省略掉后续火法冶炼的常规“造锍熔炼”工序，直接进入“锍吹炼”工序，大幅简化了火法冶炼的工艺；高品位氧化铜精矿含铜45%左右，孔雀石、硅孔雀石含量约为90%，优于一般氧化铜矿化学成。得到的低品位铜精矿在吹炼炉中与Cu₂S产生交互反应可直接产生粗铜，方便冶金同时减少湿法冶炼铜的生产量。本发明的选矿工艺由于将高品位和低品位的硫化铜精矿以及氧化铜精矿分离，大幅简化了后续的冶金工艺流程，不仅提高了铜的回收率，而且加强了对共伴生金属资源、尤其是贵金属的回收，降低了生产成本，提高了经济效益。

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示出了根据本发明典型实施例的含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿工艺流程图。

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。

本发明中所指的含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿是指铜矿物中氧化铜矿所占比例大于40%的铜矿，该铜矿中还含有一些可回收的共伴生金属。本发明的选矿工艺流程，不仅适用于高氧化率复杂铜矿，对于一些普通的铜矿同样适用。

根据本发明的一种典型实施方式，如图1所示，含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法包括以下步骤：将待原矿进行研磨并调制成矿浆一；对矿浆一进行硫化铜浮选，得到硫化铜精矿一、硫化铜中矿和硫化铜尾矿；对硫化铜尾矿进行氧化铜浮选，得到氧化铜精矿一、氧化铜中矿和氧化铜尾矿；以及对硫化铜中矿和氧化铜中矿进行精选，分别得到硫化铜精矿二和氧化铜精矿二。

通过在选矿工艺流程中将易选的有用矿物回收到精矿中，将未解离的矿物分选到中矿中，对中矿进行单独处理，获得高品位硫化铜精矿一和高品位的氧化铜精矿一，同时获得低品位的硫化铜精矿二和较低品位的氧化铜精矿二。其中得到的高品位硫化铜精矿中Cu+Fe+S占94%左右，接近或优于冰铜化学组成，可以省略掉后续火法冶炼的常规“造锍熔炼”工序，直接进入“锍吹炼”工序，大幅简化了火法冶炼的工艺；高品位氧化铜精矿含铜45%左右，孔雀石、硅孔雀石含量约为90%，优于一般氧化铜矿化学成。得到的低品位铜精矿在吹炼炉中与Cu₂S产生交互反应可直接产生粗铜，方便冶金同时减少湿法冶炼铜的生产量。本发明的选矿工艺由于将高品位和低品位的硫化铜精矿以及氧化铜精矿分离，大幅简化了选矿和后续的冶金工艺流程，不仅提高了铜的回收率，而且加强了对共伴生金属资源、尤其是贵金属的回收，降低了生产成本，提高了经济效益。

根据本发明的一种优选实施方式，矿浆一中粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的68%～73%，矿浆一的浓度为24%～36%。原矿磨矿并通过添加水调制成矿浆一，当矿浆一的质量百分比浓度为24%～36%时将该矿浆一送入浮选槽并加入浮选药剂进行浮选。将矿浆一中的颗粒细度以及质量百分比浓度控制在上述范围内有助于矿浆中的目的产物快速高效地和浮选药剂结合并浮上来，节省了浮选时间，提高了浮选效果。

根据本发明的一种典型实施方式，如图1所示，硫化铜浮选步骤包括：将矿浆一进行硫化铜粗选，得到硫化铜粗精矿和硫化铜尾矿；将硫化铜粗精矿进行精选，得到硫化铜精矿一和硫化铜精选中矿；将硫化铜尾矿进行扫选，得到硫化铜扫选中矿和硫化铜扫选尾矿；以及硫化铜精选中矿和硫化铜扫选中矿合并，得到硫化铜中矿。

硫化铜粗选采用戊基黄原酸甲酸乙酯作为捕收剂，用量为100克/吨-120克/吨，松醇油作为起泡剂，用量为40-60g/t原矿；硫化铜扫选分为两次，其中硫化铜扫选一采用碳酸钠作为调整剂，用量为300-500g/t原矿，戊基黄原酸甲酸乙酯作为捕收剂，用量为40-60g/t原矿，松醇油作为起泡剂，用量为30-40g/t原矿，硫化铜扫选二采用戊基黄原酸甲酸乙酯作为捕收剂，用量为40-60g/t原矿。氧化铜粗精矿精选均采用六偏磷酸钠作为抑制剂，用量为100-300g/t原矿。

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捕收剂和起泡剂，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。在浮选的过程中要对矿浆体系进行搅拌，搅拌是为了使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。通过该过程可以将易选的有用矿物回收到硫化铜精矿一中，而将未解离的矿物分选到硫化铜精选中和硫化铜扫选中矿中。其中硫化铜扫选的步骤是为了提高铜的回收率。

根据本发明的另一种典型实施方式，如图1所示，氧化铜浮选步骤包括：将硫化铜尾矿进行氧化铜粗选，得到氧化铜粗精矿和氧化铜尾矿；将氧化铜粗精矿进行精选，得到氧化铜精矿一和氧化铜精选中矿；将氧化铜尾矿进行扫选，得到氧化铜扫选精矿和氧化铜扫选尾矿；以及将氧化铜精选中矿和氧化铜扫选精矿合并，得到氧化铜中矿。

经过硫化铜浮选后得到的氧化铜矿中的泥浆比较多，相对于硫化铜矿的浮选更困难。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。

根据本发明的一种典型实施方式，在将硫化铜中矿进行精选步骤之前还包括对硫化铜中矿进行球磨并调制成中矿矿浆二的步骤，中矿矿浆二中粒径小于0.044mm的颗粒占总颗粒重量的95～98%。对硫化铜中矿矿浆进行球磨保证了下一步精选的效果，提高嵌布粒度极细连生矿物的单体解离度，使各种矿物得到充分解离，精选过程中使用抑制剂，可将一部分脉石矿物进行抑制，从而提高铜精矿品位及伴生金属的含量。

优选地，硫化铜中矿进行精选的步骤包括：对硫化铜中矿进行第一次硫化铜中矿精选，得到硫化铜中矿精选一精矿和硫化铜中矿精选一尾矿；其中，硫化铜中矿精选一尾矿返回氧化铜浮选步骤；对硫化铜中矿精选一精矿进行第二次硫化铜中矿精选，得到硫化铜中矿精选二精矿和硫化铜中矿精选二尾矿；其中，硫化铜中矿精选二尾矿返回第一次硫化铜中矿精选步骤；以及对硫化铜中矿精选二精矿进行第三次硫化铜中矿精选，得到硫化铜精矿二和硫化铜中矿精选三尾矿，其中硫化铜中矿精选三尾矿返回第二次硫化铜中矿精选步骤。

将硫化铜中矿进行三次精选步骤最终得到了硫化铜精矿二，该硫化铜精矿二相对于硫化铜精矿一来说虽然纯度较低，但是相对于现有技术来说，却具有很大的进步，现有技术的选矿工艺中一般只得到硫化铜精矿一，其余的作为尾矿。本发明通过选矿工艺的改变，得到了比硫化铜精矿一纯度低但相对于尾矿的纯度较高的中间硫化铜精矿二，该硫化铜精矿二中含有较高品位的共伴生金属资源，如钴、镍、金、银等，通过二次对硫化铜精矿进行精选，提高了共伴生金属的回收率。通过冶金方法得到铜产品，避免了传统工艺产率大的缺点；同时较传统的选矿工艺来说，增加了共伴生金属资源的回收，大幅降低后续冶金工艺的生产，增加了经济效益。

进一步优选地，第一次硫化铜中矿精选步骤中采用戊基黄原酸甲酸乙酯作为捕收剂，松醇油作为起泡剂；其中戊基黄原酸甲酸乙酯的加入量为50～70g/t原矿，松油醇的加入量为20～40g/t原矿；第二次硫化铜中矿精选步骤和第三次硫化铜中矿精选步骤均采用六偏磷酸钠作为抑制剂，六偏磷酸钠的加入量均为100～200g/t原矿。

根据本发明的一种典型实施方式，对硫化铜尾矿进行氧化铜粗选和对氧化铜粗选尾矿进行扫选的步骤中均采用硫化钠作为硫化剂，硫化氢铵作为活化剂，二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂作为捕收剂。向矿浆中加入硫化氢铵，不仅能在浮选孔雀石时增强氢硫离子的活化作用，大大加快硫化反应的速度，也能消除或降低残余氢硫化物的不利因素，避免了过剩硫离子对被硫化过的孔雀石、硅孔雀石的抑制作用，使孔雀石、硅孔雀石表面生成的硫化膜更加坚实、稳定。上述作用有利于孔雀石、硅孔雀石与捕收剂作用。根据药剂分子设计理论，对于浮选孔雀石可以计算出捕收剂最合适的碳链长度，其计算值为11～12之间。本发明选择二苯基次膦酸作为捕收剂，其碳个数刚好在此之间，其选择性好于直链烃基次膦酸类捕收剂，与异羟肟酸钠形成组合捕收剂，优势互补，有助于提高氧化铜的精矿品位而且不影响铜回收率，增加伴生金属资源的回收率。

氧化铜粗选中采用的硫化钠和硫化氢胺的量依次为600-800g/t原矿、200-400g/t原矿；捕收剂二苯基次膦酸和异羟肟酸钠的用量依次为80-120g/t原矿、40-60g/t原矿。氧化铜粗选尾矿进行扫选的步骤中，扫选一采用的硫化钠和硫化氢胺的用量依次为200-400g/t原矿和100-150g/t原矿，捕收剂二苯基次膦酸和异羟肟酸钠的用量依次为50-80g/t原矿和20-40g/t原矿；氧化铜扫选二采用的硫化钠和硫化氢胺的用量依次为100-300g/t原矿和40-80g/t原矿，捕收剂二苯基次膦酸和异羟肟酸钠的用量依次为40-60g/t原矿、10-30g/t原矿。

根据本发明的一种优选实施方式，氧化铜中矿精选的步骤包括：对氧化铜中矿进行第一次氧化铜中矿精选，得到氧化铜中矿精选一精矿和氧化铜中矿精选一尾矿；其中，氧化铜中矿精选一尾矿返回氧化铜浮选步骤；对氧化铜中矿精选一精矿进行第二次氧化铜中矿精选，得到氧化铜中矿精选二精矿和氧化铜中矿精选二尾矿；其中，氧化铜中矿精选二尾矿返回第一次氧化铜中矿精选步骤；以及对氧化铜中矿精选二精矿进行第三次氧化铜中矿精选，得到氧化铜精矿二和氧化铜中矿精选三尾矿，其中，氧化铜中矿精选三尾矿返回第二次氧化铜中矿精选步骤。

通过设计选矿工艺流程，对氧化铜中矿进行进一步的精选，得到氧化铜精矿二，该氧化铜精矿二相对于氧化铜精矿一的纯度较低，但相对于氧化铜尾矿的纯度较高。氧化铜精矿二可以经过简单的处理，进入下一步的冶金工序，大大降低了传统方法直接进入冶金工序的处理量，降低冶金工艺的投资。对氧化铜中矿进行进一步的精选，可以最大限度地回收铜资源，对于不同品位的氧化铜精矿产品可以采用不同的方法进行处理，给后续冶金带来更大的节约空间，而且使铜的伴生资源（如钴、镍、金、银等）得到最大限度的回收。

优选地，第一次氧化铜中矿精选步骤中采用硫化钠作为硫化剂，硫化氢胺作为活化剂，二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂作为捕收剂；其中硫化钠的加入量为200-400g/t原矿，硫化氢胺的加入量为100-300g/t原矿；二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂的加入量为60～100g/t原矿；第二次氧化铜中矿精选步骤采用二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂作为捕收剂，二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂的加入量为30～60g/t原矿；第三次氧化铜中矿精选步骤采用六偏磷酸钠作为抑制剂，六偏磷酸钠的加入量为100～300g/t原矿。

由于氧化铜矿，尤其是硅孔雀石含有的泥浆较多，在浮选过程中主要是脱泥，所以采用常规的一些捕收剂浮选较困难，很难达到效果。本发明采用二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂作为捕收剂，对氧化铜矿物的选择性好并且回收率高，可以较好地进行浮选。经过两次精选步骤后，加入抑制剂对一些杂质脉石矿物进行抑制，使其和目的矿物进行分离，提高铜的回收率。

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

原矿含铜3.42%，铜氧化率为43.38%，含钴0.16%。

选矿步骤如下：

（1）将1吨原矿经球磨机磨矿，磨矿细度至矿浆中粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的73%，矿浆的质量百分比浓度为36%时进入浮选槽进行浮选。

（2）向矿浆中加入戊基黄原酸甲酸乙酯120g，松醇油60g，进行3分钟的硫化铜粗选，获得硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿。

向硫化铜粗选尾矿中加入碳酸钠500g，戊基黄原酸甲酸乙酯60g，松醇油20g进行第一次硫化铜扫选，时间3分钟，得到硫化铜扫选精矿一和硫化铜扫选尾矿一，向硫化铜扫选尾矿一中加入戊基黄原酸甲酸乙酯60g，搅拌，时间2分钟，获得硫化铜扫选精矿二和最终硫化铜尾矿，其中硫化铜扫选精矿二返回硫化铜粗选步骤。

将硫化铜粗精矿进行3次精选，获得硫化铜精矿一和硫化铜精选中矿。

将硫化铜扫选精矿与硫化铜精选中矿合并进行球磨，得到粒径小于0.044mm的颗粒占总颗粒重量98%的矿浆，之后进行第一次硫化铜中矿精选，加入戊基黄原酸甲酸乙酯70g，松醇油40g，浮选2分钟，第二次硫化铜中矿精选和第三次硫化铜中矿精选均加入抑制剂六偏磷酸钠，加入量依次为200g和100g，浮选时间均为1分钟，得到硫化铜精矿二。

（3）硫化矿粗选和扫选作业完成后对硫化铜尾矿进行氧化矿浮选作业。其中氧化铜粗选加入硫化钠800g、硫化氢胺400g，捕收剂二苯基次膦酸120克/吨、异羟肟酸钠60克/吨，浮选时间3分钟，得到氧化铜粗精矿和氧化铜粗选尾矿；

对氧化铜粗选尾矿进行氧化铜扫选，其中氧化铜扫选一加入剂硫化钠400g、硫化氢胺150g，捕收剂二苯基次膦酸80g、异羟肟酸钠40g，浮选时间3分钟，获得氧化铜扫选精矿一和氧化铜扫选尾矿一，对氧化铜扫选尾矿一进行第二次氧化铜扫选，其中加入硫化钠300g、硫化氢胺80g，捕收剂二苯基次膦酸60g、异羟肟酸钠30g，浮选2分钟，得到氧化铜扫选中矿二和尾矿。

对氧化铜粗精矿进行精选，加入抑制剂六偏磷酸钠300g，浮选时间为2分钟，得到氧化铜精矿一和氧化铜精选中矿。

（4）将氧化铜精选中矿和氧化铜扫选精矿合并进行氧化铜中矿精选，其中第一次氧化铜中矿精选中加入硫化钠400g，硫化氢胺300g，捕收剂二苯基次膦酸60g、异羟肟酸钠40g，浮选时间3分钟；第二次氧化铜中矿精选中加入二苯基次膦酸40g、异羟肟酸钠20g，浮选时间2分钟；第三次氧化铜中矿精选中加入六偏磷酸钠300g，浮选时间2分钟，其中第一次氧化铜中矿精选得到的精选尾矿经过球磨返回到氧化铜粗选步骤，其中球磨机磨至粒径小于0.074的颗粒占总颗粒重量的95%，第二次氧化铜中矿精选和第三次氧化铜中矿精选得到的精选尾矿顺序返回上一级作业，最终得到氧化铜精矿二。

实施例1得到的实验数据见表1。

表1

从上表1可以看出，应用本发明的选矿工艺流程，得到了高品位的硫化铜精矿一和氧化铜精矿一，同时得到了低品位的硫化铜精矿二和氧化铜精矿二，在较大限度地回收铜资源的同时，也对共伴生金属钴资源进行了回收，使得钴具有较高的回收率。

实施例2

原矿含铜2.22%，铜氧化率为57.19%，含银68.93克/吨原矿。

选矿步骤如下：

（1）将1吨原矿经球磨机磨矿，磨矿细度至矿浆中粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的68%，矿浆的质量百分比浓度为24%时进入浮选槽进行浮选。

（2）向矿浆中加入戊基黄原酸甲酸乙酯100g，松醇油40g，浮选时间为3分钟，获得硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿。

向硫化铜粗选尾矿中加入碳酸钠300g，戊基黄原酸甲酸乙酯40g，松醇油30g进行第一次硫化铜扫选，时间3分钟，得到硫化铜扫选精矿一和硫化铜扫选尾矿一，向硫化铜扫选尾矿一中加入戊基黄原酸甲酸乙酯40g浮选2分钟，获得硫化铜扫选精矿二和最终硫化铜尾矿，硫化铜扫选精矿二返回硫化铜粗选步骤。

将硫化铜粗精矿进行3次精选，获得硫化铜精矿一和硫化铜精选中矿。

将硫化铜扫选精矿与硫化铜精选中矿合并进行球磨，得到粒径小于0.044mm的颗粒占总颗粒重量95%的矿浆，之后进行第一次硫化铜中矿精选，加入戊基黄原酸甲酸乙酯50g，松醇油20g，浮选2分钟，第二次硫化铜中矿精选和第三次硫化铜中矿精选中均加入抑制剂六偏磷酸钠，加入量依次为150g和100g，浮选时间均为1分钟，得到硫化铜精矿二。

（3）硫化矿粗选和扫选作业完成后对硫化铜尾矿进行氧化矿浮选作业。其中氧化铜粗选加入硫化钠600g、硫酸铝400g、硫化氢铵200g，捕收剂二苯基次膦酸80g、异羟肟酸钠40g，浮选时间3分钟，得到氧化铜粗精矿和氧化铜粗选尾矿；

对氧化铜粗选尾矿进行氧化铜扫选，其中第一次氧化铜扫选中加入硫化钠200g、硫化氢胺100g，捕收剂二苯基次膦酸50g、异羟肟酸钠20，浮选时间3分钟，获得氧化铜扫选精矿一和氧化铜扫选尾矿一，对氧化铜扫选尾矿一进行第二次氧化铜扫选，其中加入硫化钠100g、硫化氢胺40g，捕收剂二苯基次膦酸40g、异羟肟酸钠10g，浮选2分钟，得到氧化铜扫选精矿二和尾矿。

对氧化铜粗精矿进行精选，加入抑制剂六偏磷酸钠100g，浮选时间为2分钟，得到氧化铜精矿一和氧化铜精选中矿。

（4）将氧化铜精选中矿和氧化铜扫选精矿合并得到氧化铜中矿，对氧化铜中矿进行精选，其中第一次氧化铜中矿精选中加入硫化钠200g，硫化氢胺100g，捕收剂二苯基次膦酸40g、异羟肟酸钠20g，浮选时间3分钟；第二次氧化铜中矿精选中加入二苯基次膦酸20g、异羟肟酸钠10g，浮选时间2分钟；第三次氧化铜中矿精选中加入六偏磷酸钠100g，浮选时间2分钟，其中第一次氧化铜中矿精选中得到的精选尾矿经过球磨返回到氧化铜粗选步骤，其中球磨机磨至粒径小于0.074的颗粒占总颗粒重量的93%，第二次氧化铜中矿精选和第三次氧化铜中矿精选得到的精选尾矿顺序返回上一级作业，最终得到氧化铜精矿二。

实施例1得到的实验数据见表1

表2

从以上的描述和实验数据可以看出，采用本发明的技术方案可以使铜总的回收率高达92.12%，伴生银的回收率为88.45%，使得铜及银都得到了较好的回收。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)

1.一种含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：

将待选原矿进行研磨并调制成矿浆一；

对所述矿浆一进行硫化铜浮选，得到硫化铜精矿一、硫化铜中矿和硫化铜尾矿；

对所述硫化铜尾矿进行氧化铜浮选，得到氧化铜精矿一、氧化铜中矿和氧化铜尾矿；以及

对所述硫化铜中矿和所述氧化铜中矿进行精选，分别得到硫化铜精矿二和氧化铜精矿二。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述矿浆一中粒径小于0.074mm的颗粒占总颗粒重量的68%～73%，所述矿浆一的浓度为24%～36%。

3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，所述硫化铜浮选步骤包括：

将所述矿浆一进行硫化铜粗选，得到硫化铜粗精矿和硫化铜尾矿；

将所述硫化铜粗精矿进行精选，得到硫化铜精矿一和硫化铜精选中矿；

将所述硫化铜尾矿进行扫选，得到硫化铜扫选精矿和硫化铜扫选尾矿；以及

所述硫化铜精选中矿和所述硫化铜扫选精矿合并，得到硫化铜中矿。

4.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，所述氧化铜浮选步骤包括：

将硫化铜尾矿进行氧化铜粗选，得到氧化铜粗精矿和氧化铜尾矿；

将所述氧化铜粗精矿进行精选，得到氧化铜精矿一和氧化铜精选中矿；

将所述氧化铜尾矿进行扫选，得到氧化铜扫选精矿和氧化铜扫选尾矿；以及

将所述氧化铜精选中矿和所述氧化铜扫选精矿合并，得到氧化铜中矿。

5.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，在将所述硫化铜中矿进行精选步骤之前还包括对所述硫化铜中矿进行球磨并调制成中矿矿浆二的步骤，所述中矿矿浆二中粒径小于0.044mm的颗粒占总颗粒重量的95%～98%。

6.根据权利要求1至3中任一项所述的方法，其特征在于，对所述硫化铜中矿进行精选的步骤包括：

对所述硫化铜中矿进行第一次硫化铜中矿精选，得到硫化铜中矿精选一精矿和硫化铜中矿精选一尾矿；其中，所述硫化铜中矿精选一尾矿返回氧化铜浮选步骤；

对所述硫化铜中矿精选一精矿进行第二次硫化铜中矿精选，得到硫化铜中矿精选二精矿和硫化铜中矿精选二尾矿；其中，硫化铜中矿精选二尾矿返回第一次硫化铜中矿精选步骤；以及

对所述硫化铜中矿精选二精矿进行第三次硫化铜中矿精选，得到硫化铜精矿二和硫化铜中矿精选三尾矿，其中硫化铜中矿精选三尾矿返回第二次硫化铜中矿精选步骤。

7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，

所述第一次硫化铜中矿精选步骤中采用戊基黄原酸甲酸乙酯作为捕收剂，松醇油作为起泡剂；其中所述戊基黄原酸甲酸乙酯的加入量为50～70g/t原矿，所述松油醇的加入量为20～40g/t原矿；

所述第二次硫化铜中矿精选步骤和所述第三次硫化铜中矿精选步骤均采用六偏磷酸钠作为抑制剂，所述六偏磷酸钠的加入量均为100～200g/t原矿。

8.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，对所述硫化铜尾矿进行氧化铜粗选和对所述氧化铜粗选尾矿进行扫选的步骤中均采用硫化钠作为硫化剂，硫化氢铵作为活化剂，二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂作为捕收剂。

9.根据权利要求1至3中任一项所述的方法，其特征在于，对所述氧化铜中矿进行精选的步骤包括：

对所述氧化铜中矿进行第一次氧化铜中矿精选，得到氧化铜中矿精选一精矿和氧化铜中矿精选一尾矿；其中，所述氧化铜中矿精选一尾矿返回所述氧化铜浮选步骤；

对所述氧化铜中矿精选一精矿进行第二次氧化铜中矿精选，得到氧化铜中矿精选二精矿和氧化铜中矿精选二尾矿；其中，所述氧化铜中矿精选二尾矿返回所述第一次氧化铜中矿精选步骤；以及

对所述氧化铜中矿精选二精矿进行第三次氧化铜中矿精选，得到氧化铜精矿二和氧化铜中矿精选三尾矿，其中，所述氧化铜中矿精选三尾矿返回所述第二次氧化铜中矿精选步骤。

10.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，

所述第一次氧化铜中矿精选步骤中采用硫化钠作为硫化剂，硫化氢铵作为活化剂，二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂作为捕收剂；其中所述硫化钠的加入量为200-400g/t原矿，所述硫化氢胺的加入量为100～300g/t原矿，所述二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂的加入量为60～100g/t原矿；

所述第二次氧化铜中矿精选步骤采用二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂作为捕收剂，所述二苯基次膦酸和异羟肟酸钠形成的组合药剂的加入量为30～60g/t原矿；

所述第三次氧化铜中矿精选步骤采用六偏磷酸钠作为抑制剂，所述六偏磷酸钠的加入量为100～300g/t原矿。

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