一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法.pdf

(19)中华人民共和国国家知识产权局(12)发明专利申请(10)申请公布号CN111632746A(43)申请公布日2020.09.08(21)申请号202010348229.XB03D101/02(2006.01)(22)申请日2020.04.28B03D103/02(2006.01)(71)申请人西北矿冶研究院地址730900甘肃省白银市人民路19号(72)发明人郭艳华苗琳璐杨俊龙郭海宁包玺琳王志丰王李鹏苗培李振宇柏亚林张红徐素敏白守元(74)专利代理机构兰州中科华西专利代理有限公司62002代理人李实军(51)Int.Cl.B03B7/00(2006.01)B03B9/00(2006.01)B03D1/018(2006.01)权利要求书1页说明书3页(54)发明名称一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法(57)摘要本发明一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，首先进行磨矿，磨矿后矿浆调到适宜浓度，添加调整剂弱酸性条件下，添加组合捕收剂回收硫化铜，浮选尾矿加入活化剂、长碳链捕收剂、起泡剂进行回收氧化铜，经三次精选获得铜精矿，一次扫选产出尾矿，中矿顺序返回上一作业。该方法工艺流程简单，有效提高了酸浸渣中铜的回收率，实现了二次资源的综合回收。CN111632746ACN111632746A权利要求书1/1页1.一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：步骤1：磨矿，对原矿磨矿处理至磨矿浓度为50～60％，磨矿细度小于0.074mm含量为80～90％；步骤2：硫化矿浮选，将步骤1得到矿浆调节至矿浆浓度为25～45％，加入调整剂3000～5000g/t，将pH调整到5.5～7，加入硫化铜组合捕收剂，用量为50～70g/t，经过两次粗选，获得铜粗精矿Ⅰ和粗选尾矿；步骤3：氧化矿浮选，步骤2获得的粗选尾矿添加乙二胺磷酸盐40～80g/t、四氯化钛20～50g/t，进行充分活化，加入C7-C9烷基氧肟酸100～150g/t、丁基黄药100～150g/t，加入2#油50～70g/t，经过一次粗选获得铜粗精矿Ⅱ，一次扫选产出尾矿；步骤4：将步骤2、步骤3中获得的铜粗精矿Ⅰ与铜粗精矿Ⅱ合并精选三次获得最终铜精矿。2.根据权利要求1所述一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，其特征在于：所述步骤2中硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药5～7；亚甲基双硫氮0.5～1；Z-2000.5～1。3.根据权利要求2所述一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，其特征在于：所述硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药5；亚甲基双硫氮0.5；Z-2000.5。4.根据权利要求2所述一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，其特征在于：所述硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药7；亚甲基双硫氮1；Z-2001。5.根据权利要求2所述一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，其特征在于：所述硫化铜组合捕收剂由以下重量份的原料制成：乙基双黑药6；亚甲基双硫氮0.7；Z-2000.7。6.据权利要求1所述一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，其特征在于：所述步骤2中pH调整到6，加入硫化铜组合捕收剂，用量为60g/t。7.据权利要求1所述一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，其特征在于：所述步骤3中添加乙二胺磷酸盐60g/t、四氯化钛35g/t。8.据权利要求1所述一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，其特征在于：所述步骤3中添加C7-C9烷基氧肟酸130g/t、丁基黄药130g/t，2#油60g/t。9.据权利要求1所述一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法，其特征在于：所述C7-C9烷基氧肟酸为庚烷基氧肟酸或辛烷基氧肟酸或壬烷基氧肟酸的一种或组合。2CN111632746A说明书1/3页一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法技术领域[0001]本发明属于矿物加工技术领域，具体地说是一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法。背景技术[0002]在我国的铜矿资源中,氧化铜矿也占有重要的地位,除大多数硫化铜矿床上部有氧化带外,还有储量巨大的独立的氧化铜矿床。氧化铜矿仅采用浮选时，铜很难回收。对于高氧化率、高结合率的氧化铜矿，通常采用酸浸-置换法回收铜，取得较好的效果。氧化铜酸浸渣中通常还含量一定的硫化铜矿，酸浸过程这部分硫化铜不与酸发生反应进入渣中。氧化铜酸浸渣中残留了部分硫化铜和难浸氧化铜，为了充分利用二次资源，将回收酸浸渣中的铜。由于经过酸浸后的硫化铜矿表面生成一种钝化膜，采用常规浮选药剂较难回收。发明内容[0003]本发明的一个目的是提供一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法解决常规浮选下回收率低的问题，实现二次资源综合回收。该方法工艺流程简单、适应性强，生产成本低，便于工业化推广和应用。[0004]为实