一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法

技术领域

本发明属于有色金属湿法冶金技术领域，具体涉及一种从结合氧化铜矿 中回收铜的选冶方法。

背景技术

铜矿石按氧化程度高低可分为硫化矿、混合矿和氧化矿，氧化矿又分 为游离氧化铜矿和结合氧化铜矿。硫化矿易于通过浮选回收，游离氧化铜 矿可以通过浮选或直接浸出回收，但结合氧化铜矿则难以通过常规方法回 收。结合氧化铜矿是指化学分析过程中，在用H₂SO₄-Na₂SO₃浸取、溴素- 甲醇浸取、氰化物浸取硫化相和自由氧化相铜矿物后的浸渣中所剩余的需 要采取HF溶解的铜矿。这类铜矿中的铜以铜铝铁的磷酸盐或硅酸盐形式 存在，有独立矿物、也有铜的氧化物以某种形态与脉石相结合，或以机械 方式成为极细分散的铜矿物之包裹体，在该领域属于难选冶矿石。化学方 法是处理该类结合氧化铜矿的主要方法，能取得较好技术指标，但也存在 一些问题，如工艺流程复杂、能耗高、有毒性物质产生等。

申请号为201310100642.4的专利文献中公开了一种从结合氧化铜矿 中离析-浮选法回收铜的方法，其具体工艺为：将矿石破碎到一定的粒度 以后，混以少量的氯化剂和焦炭，隔氧加热至900℃左右，矿石中的铜便 以金属状态在碳粒表面析出，将焙砂隔氧冷却后经磨矿进行浮选，即得铜 精矿。离析-浮选法最大的优点是能解决那些不能用常规选矿方法处理的 矿石，可以综合回收矿石中的有用金属，但该方法处理结合氧化铜矿仍存 在工艺流程复杂、能耗高、有毒性物质产生等缺陷，因此，解决复杂氧化 铜矿石资源中有价金属铜的回收问题，提出可操作性强的选矿技术具有重 要的实际意义。

发明内容

本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足，提供一 种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，该方法中铜的回收率不小于 80％，进一步提取能够得到质量纯度不低于90％的海绵铜，具有选矿指标 高，产品质量高，可操作性强，工艺流程简单的优点。

为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种从结合氧化铜矿 中回收铜的选冶方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿 粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为 25％～50％；

步骤二、对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁选，分离得到弱磁选精矿 和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床重选，得到重选精矿和重 选尾矿，再对所述重选尾矿进行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯 度磁选度尾矿；

步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得 到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:(1～3)混合均匀，得 到一次矿浆；

步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为20℃～95 ℃的条件下搅拌1h～5h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，所 述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量的5％～20％；

步骤五、将水和步骤四中所述预处理渣按质量比(1.5～3):1混合均匀， 得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为25℃～65℃ 的条件下搅拌1h～10h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液。

上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤 一中所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为1％～10％，结合氧化铜矿中铜的 结合相占有率不低于20％，。

上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤 一中所述矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％～90％。

上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤 一中所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％。

上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤 二中所述弱磁选采用湿式弱磁场磁选机进行，所述湿式弱磁场磁选机的磁 感应强度为0.06T～0.10T。

上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤 二中所述高梯度磁选采用高梯度磁选机进行，所述高梯度磁选机的磁感应 强度为0.7T～1.0T。

上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤 五中所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量的5％～20％。

上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，所述 浓硫酸的质量浓度不低于98％。

本发明中所述铜的结合相占有率是指结合氧化铜相中铜的质量占结 合氧化铜矿中铜的总质量的百分比。

本发明与现有技术相比具有以下优点：

1、本发明中铜的回收率不小于80％，进一步提取能够得到质量纯度 不低于90％的海绵铜，具有选矿指标高，产品质量高，可操作性强，工艺 流程简单的优点。

2、本发明根据结合氧化铜矿中的结合铜矿物含铁，结合铜矿物比重 较大且具有弱磁性的特征，将结合氧化铜矿磨矿后采用“弱磁选-重选-高 梯度磁选”的联合选矿工艺流程进行选矿富集，得到铜含量相对较高的富 集物渣，然后采用氢氧化钠对含有富集物渣的一次矿浆进行预处理，再结 合酸浸处理工艺实现结合氧化铜矿中铜的浸出，回收得到海绵铜产品，该 选冶结合的工艺过程与现有技术相比具有能耗低、操作简单以及环境友好 的特点。

3、本发明为难处理的、复杂的含有磷铜铁矿和绿磷铁铜矿的结合氧 化铜矿资源的开发利用提供了新的有效方法，很好的解决了结合氧化铜矿 中结合形式的铜不易回收的难题，适宜于推广应用。

4、由于结合氧化铜矿中的结合铜矿物磷铜铁矿和绿磷铁铜矿采用硫 酸溶液酸浸时很难浸出矿石中的铜，而本发明中向得到的一次矿浆中加入 氢氧化钠预处理后，经检测预处理液中含有大量的Al和P元素，进一步 检测含有大量的各类磷酸钠盐，表明氢氧化钠的加入破坏了Al³⁺、PO₄^3-与Cu²⁺、Fe³⁺之间的结合，生成的Cu(OH)₂和Fe(OH)₃进入预处理渣中， 从而在酸浸条件下容易浸出铜。

下面通过实施例，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。

具体实施方式

实施例1

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿 粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为36％， 所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为1.08％，结合氧化铜矿中铜的结合相 占有率为44.76％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，所述 矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％；

步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁 选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床 重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进 行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁 场磁选机的磁感应强度为0.08T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为0.9T；

步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得 到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:1混合均匀，得到一次 矿浆；

步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为75℃的 条件下搅拌2h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所 述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量 的7.2％；

步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比1.5：1混合均匀， 得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为50℃的条件 下搅拌3h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述 预处理渣质量的13.8％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％。

本实施例中铜的回收率为88.78％。

采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干 燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子 质量，铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜 离子质量的2倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为90.2％。

实施例2

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿 粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为30％， 所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为1.2％，结合氧化铜矿中铜的结合相占 有率为48.36％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，所述矿 粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％；

步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁 选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床 重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进 行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁 场磁选机的磁感应强度为0.09T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为0.8T；

步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得 到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:2混合均匀，得到一次 矿浆；

步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为85℃的 条件下搅拌2h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所 述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量 的10％；

步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比1.5：1混合均匀， 得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为25℃的条件 下搅拌3h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述 预处理渣质量的11％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％。

本实施例中铜的回收率为86.68％。

采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干 燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子 质量，铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜 离子质量的2倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为91.1％。

实施例3

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿 粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为25％， 所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为2.07％，结合氧化铜矿中铜的结合相 占有率为50.91％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，所述 矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％；

步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁 选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床 重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进 行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁 场磁选机的磁感应强度为0.10T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为1.0T；

步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得 到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:1混合均匀，得到一次 矿浆；

步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为85℃的 条件下搅拌3h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所 述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量 的9％；

步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比1.5：1混合均匀， 得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为50℃的条件 下搅拌2h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述 预处理渣质量的15％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％。

本实施例中铜的回收率为93.10％。

采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干 燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子 质量，铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜 离子质量的2倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为90.8％。

实施例4

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿 粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为50％， 所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为5.4％，结合氧化铜矿中铜的结合相占 有率为40.02％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，所述矿 粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的70％；

步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁 选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床 重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进 行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁 场磁选机的磁感应强度为0.06T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为0.7T；

步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得 到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:2.5混合均匀，得到一 次矿浆；

步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为20℃的 条件下搅拌5h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所 述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量 的5％；

步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比2：1混合均匀， 得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为25℃的条件 下搅拌10h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述 预处理渣质量的5％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

本实施例中铜的回收率为85.43％。

采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干 燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子 质量，铁屑置换的反应时间为30min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜 离子质量的2.5倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为91.3％。

实施例5

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿 粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为40％， 所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为9.97％，结合氧化铜矿中铜的结合相 占有率为25.66％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，所述 矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的90％；

步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁 选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床 重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进 行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁 场磁选机的磁感应强度为0.09T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为1.0T；

步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得 到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:3混合均匀，得到一次 矿浆；

步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为90℃的 条件下搅拌1h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所 述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量 的20％；

步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比3:1混合均匀， 得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为65℃的条件 下搅拌1h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述 预处理渣质量的20％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

本实施例中铜的回收率为80.67％。

采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干 燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子 质量，铁屑置换的反应时间为60min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜 离子质量的2倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为91.8％。

实施例6

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿 粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为45％， 所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为7.6％，结合氧化铜矿中铜的结合相占 有率为34.78％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，矿粉中 粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的80％；

步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁 选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床 重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进 行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁 场磁选机的磁感应强度为0.09T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为1.0T；

步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得 到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:3混合均匀，得到一次 矿浆；

步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为60℃的 条件下搅拌1.5h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所 述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量 的13％；

步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比2.5：1混合均匀， 得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为45℃的条件 下搅拌5h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述 预处理渣质量的12％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

本实施例中铜的回收率为82.96％。

采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干 燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子 质量，铁屑置换的反应时间为60min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜 离子质量的2倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为90％。

以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明作任何限制，凡是 根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构 变化，均仍属于本发明技术方案的保护范围内。