权利要求
1.一种高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，其特征在于，将所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿与高铜低钴的铜钴矿配矿，研磨;所得矿浆加入药剂脱硫，得硫化铜精矿和高铜尾矿;所述药剂包括捕收剂和/或起泡剂;
所述高铜尾矿与钴精矿配矿，得混合矿;浸出，得浸出液和浸出渣;所述浸出渣酸洗得到的洗涤液和/或所述浸出液经过萃取，得富铜液和含钴萃余液;铜元素富集于富铜液中，钴元素富集于含钴萃余液中;
所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的钴品位为0.2wt%～1.0wt%，铜品位为0.3wt%～1.8wt%，氧化率为80%以上;所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的含钴矿物中，95wt%以上为氧化钴;
所述高铜低钴的铜钴矿的铜品位3wt%～10wt%，钴品位为0.2wt%以下，氧化率为80%以上;
所述钴精矿的的铜品位为2wt%～7wt%，钴品位0.18wt%～0.8wt%;
浸出所用浸出剂含铁、焦亚硫酸钠和硫酸，pH值为1～2。
2.根据权利要求1所述的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，其特征在于，所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的钴品位为0.4wt%～0.8wt%，铜品位为0.6wt%～1.5wt%，氧化率为85%以上;脉石组分包括SiO2、CaO、MgO、K2O、Al2O3中的三种以上;所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的含铜矿物中，70wt%以上为次生硫化铜和/或结合氧化铜;所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的含钴矿物中，97wt%以上为氧化钴;
所述高铜低钴的铜钴矿的铜品位为5wt%～7wt%，钴品位为0.06wt%～0.15wt%，氧化率为85%以上;
所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿与高铜低钴的铜钴矿配矿，重量比为1∶0.6-1.5。
3.根据权利要求1所述的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，其特征在于，所述研磨为：磨至细度为-0.074mm的矿物颗粒占70wt%～85wt%;研磨所得矿浆的浓度为25wt%～35wt%;所述捕收剂的用量为190g/t矿浆～220g/t矿浆;所述起泡剂的用量为45g/t矿浆～55g/t矿浆。
4.根据权利要求1或3所述的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，其特征在于，所述捕收剂包括丁基黄药;所述起泡剂包括松醇油。
5.根据权利要求1所述的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，其特征在于，所述钴精矿的铜品位为3.2wt%～6.5wt%，钴品位为0.2wt%～0.7wt%;所述高铜尾矿与钴精矿配矿，重量比为70～75∶30～25。
6.根据权利要求1或5所述的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，其特征在于，所述钴精矿的由浮选钴精矿和磁选钴精矿按重量比3～4∶1组成;
所述浮选钴精矿的铜品位为4.0wt%～7.0wt%，钴品位为0.2wt%～0.6wt%;
所述磁选钴精矿的铜品位为1.5wt%～3.0wt%，钴品位为0.3wt%～0.8wt%。
7.根据权利要求1所述的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，其特征在于，所述浸出包括一段浸出和二段强化浸出;一段浸出后进行分离，得底流矿浆和一段浸出液;对所述底流矿浆进行二段强化浸出，分离得浸出渣和二段浸出液;所述一段浸出液和/或二段浸出液用于后续的萃取工序。
8.根据权利要求7所述的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，其特征在于，一段浸出时的pH值为1.2～1.8，氧化还原电位为380mV～450mV;二段强化浸出时的pH值为1.6～2.0，氧化还原电位为300mV～350mV，温度为50℃～65℃。
9.根据权利要求7或8所述的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，其特征在于，一段浸出加入浸出剂后形成浸出体系的液固比为5～6∶1;一段浸出的浸出时间为5h-7h;二段强化浸出加入浸出剂后形成浸出体系的液固比为3～4∶1;二段强化浸出的浸出时间为5h-7h。
10.根据权利要求7所述的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，其特征在于，浸出剂含浓度为0.5g/L～2.5g/L的铁元素;所述浸出渣的酸洗的所用洗液pH值为1.5～2.0;所述萃取的萃取剂为Lix984N。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及一种矿产资源加工工艺，具体涉及一种高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺。
背景技术
[0002]高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿是一种含有较高钴含量和较低铜含量，同时伴生有硫、氧等多种元素的复杂矿石。刚果(金)地区是世界上最大的沉积层控型铜钴矿床富集区，位于中非铜钴成矿带。SICOMINES铜钴矿床所在的加丹加高原位于非洲大陆核心扎伊尔克拉通的东北部，矿区出露地层主要为新元古代Katanga(加丹加)系Roan(罗安)群，地层由白云岩、页岩、黏土岩、砂岩等组成，主要矿化类型为氧化矿、硫化矿、混合矿，其中铜矿物大部分以自由氧化铜和结合氧化铜的形式赋存在矿石中，含有少量原生硫化铜和次生硫化铜，钴矿物主要以氧化钴的形式存在，少量硅酸盐和硫化钴，矿石氧化率高、泥化严重。目前该矿石主要根据采出矿石性质不同，采取不同的选冶联合工艺处理。但目前已有的方法只适合处理氧化率相对较低的矿石，对于氧化率大于80%且氧化钴含量大于95%的高钴低铜硫氧复合铜钴矿矿石，还没有高效回收方法。如果采用已有的技术处理该类高氧化率矿石，往往存在钴回收率低的情况，造成大量有价资源流失。
发明内容
[0003]本发明所要解决的技术问题是，克服现有技术存在的上述缺陷，提供一种钴回收率高的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺。
[0004]本发明解决其技术问题所采用的技术方案如下：一种高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，将所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿与高铜低钴的铜钴矿配矿，研磨;所得矿浆加入药剂脱硫，得硫化铜精矿和高铜尾矿;所述药剂包括捕收剂和/或起泡剂;
[0005]所述高铜尾矿与钴精矿配矿，得混合矿;浸出，得浸出液和浸出渣;所述浸出渣酸洗得到的洗涤液和/或所述浸出液经过萃取，得富铜液和含钴萃余液;铜元素富集于富铜液中，钴元素富集于含钴萃余液中;
[0006]所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的钴品位为0.2wt%～1.0wt%，铜品位为0.3wt%～1.8wt%，氧化率为80%以上;所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的含钴矿物中，95wt%以上为氧化钴;
[0007]所述高铜低钴的铜钴矿的铜品位3wt%～10wt%，钴品位为0.2wt%以下，氧化率为80%以上;
[0008]所述钴精矿的的铜品位为2wt%～7wt%，钴品位0.18wt%～0.8wt%;
[0009]浸出所用浸出剂含铁、焦亚硫酸钠和硫酸，pH值为1～2。
[0010]优选地，所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的钴品位为0.4wt%～0.8wt%，铜品位为0.6wt%～1.5wt%，氧化率为85%以上;脉石组分包括SiO2、CaO、MgO、K2O、Al2O3中的三种以上。
[0011]优选地，所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的含铜矿物中，70wt%以上为次生硫化铜和/或结合氧化铜。
[0012]优选地，所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的含钴矿物中，97wt%以上为氧化钴。
[0013]优选地，所述高铜低钴的铜钴矿的铜品位为5wt%～7wt%，钴品位为0.06wt%～0.15wt%，氧化率为85%以上。
[0014]优选地，所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿与高铜低钴的铜钴矿配矿，重量比为1∶0.6-1.5。
[0015]优选地，所述研磨为：磨至细度为-0.074mm的矿物颗粒占70wt%～85wt%。
[0016]优选地，研磨所得矿浆的浓度为25wt%～35wt%。
[0017]优选地，所述捕收剂的用量为190g/t矿浆～220g/t矿浆。
[0018]优选地，所述起泡剂的用量为45g/t矿浆～55g/t矿浆。
[0019]优选地，所述捕收剂包括丁基黄药。
[0020]优选地，所述起泡剂包括松醇油。
[0021]优选地，所述钴精矿的铜品位为3.2wt%～6.5wt%，钴品位为0.2wt%～0.7wt%。
[0022]优选地，所述高铜尾矿与钴精矿配矿，重量比为70～75∶30～25。
[0023]优选地，所述钴精矿的由浮选钴精矿和磁选钴精矿按重量比3～4∶1组成。
[0024]更优选地，所述浮选钴精矿的铜品位为4.0wt%～7.0wt%，钴品位为0.2wt%～0.6wt%。
[0025]更优选地，所述磁选钴精矿的铜品位为1.5wt%～3.0wt%，钴品位为0.3wt%～0.8wt%。
[0026]优选地，所述浸出包括一段浸出和二段强化浸出;一段浸出后进行分离，得底流矿浆和一段浸出液;对所述底流矿浆进行二段强化浸出，分离得浸出渣和二段浸出液;所述一段浸出液和/或二段浸出液用于后续的萃取工序。
[0027]更优选地，一段浸出时的pH值为1.2～1.8，氧化还原电位为380mV～450mV。
[0028]更优选地，二段强化浸出时的pH值为1.6～2.0，氧化还原电位为300mV～350mV，温度为50℃～65℃。
[0029]更优选地，一段浸出加入浸出剂后形成浸出体系的液固比为5～6∶1。
[0030]更优选地，一段浸出的浸出时间为5h-7h。
[0031]更优选地，二段强化浸出加入浸出剂后形成浸出体系的液固比为3～4∶1。
[0032]更优选地，二段强化浸出的浸出时间为5h-7h。
[0033]优选地，浸出剂含浓度为0.5g/L～2.5g/L的铁元素。
[0034]优选地，所述浸出渣的酸洗的所用洗液pH值为1.5～2.0。
[0035]优选地，所述萃取的萃取剂为Lix984N。
[0036]本发明具有以下的有益效果：本发明在高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的处理过程中，通过与其他矿物配合并结合优化选矿工艺，取得了较好的铜钴回收效果，特别是显著提升了钴的回收率，降低了生产成本，实现资源的最大化利用。
[0037]除了上面所描述的目的、特征和优点之外，本发明还有其它的目的、特征和优点。下面将参照附图，对本发明作进一步详细的说明。
附图说明
[0038]构成本申请的一部分的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：
[0039]图1是本发明实施例1高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺的工艺流程图。
具体实施方式
[0040]为了使本发明的目的、方案和有益技术更加清晰，以下结合实施例和附图对本发明作进一步详细说明。应指出的是，本说明书中描述的实施例仅仅是为了解释本发明，并非为了限定本发明。
[0041]为了简便，本文仅明确地公开了一些数值范围。然而，任意下限可以与任何上限组合形成未明确记载的范围;以及任意下限可以与其它下限组合形成未明确记载的范围，同样任意上限可以与任意其它上限组合形成未明确记载的范围。此外，尽管未明确记载，但是范围端点间的每个点或单个数值都包含在该范围内。因而，每个点或单个数值可以作为自身的下限或上限与任意其它点或单个数值组合或与其它下限或上限组合形成未明确记载的范围。
[0042]在本文的描述中，需要说明的是，除非另有说明，“以上”、“以下”为包含本数，“一种或多种”中的“多种”的含义是两种及以上，“一个或多个”中的“多个”的含义是两个及以上。
[0043]本发明的实施例提供了一种高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，将所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿与高铜低钴的铜钴矿配矿，研磨;所得矿浆加入药剂脱硫，得硫化铜精矿和高铜尾矿;所述药剂包括捕收剂和/或起泡剂;
[0044]所述高铜尾矿与钴精矿配矿，得混合矿;浸出，得浸出液和浸出渣;所述浸出渣酸洗得到的洗涤液和/或所述浸出液经过萃取，得富铜液和含钴萃余液;铜元素富集于富铜液中，钴元素富集于含钴萃余液中;
[0045]所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的钴品位为0.2wt%～1.0wt%，铜品位为0.3wt%～1.8wt%，氧化率为80%以上;所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的含钴矿物中，95wt%以上为氧化钴;
[0046]所述高铜低钴的铜钴矿的铜品位3wt%～10wt%，钴品位为0.2wt%以下，氧化率为80%以上;
[0047]所述钴精矿的的铜品位为2wt%～7wt%，钴品位0.18wt%～0.8wt%;
[0048]浸出所用浸出剂含铁、焦亚硫酸钠和硫酸，pH值为1～2。
[0049]对于高氧化率高钴低铜复合铜钴矿，常规的脱硫工艺将难以直接浸出次生硫化铜得到硫化铜精矿，本发明中通过将高氧化率高钴低铜复合铜钴矿与高铜低钴的铜钴矿配合处理，使常规的脱硫工艺能够用于处理高氧化率高钴低铜复合铜钴矿。
[0050]本发明实施例提供的高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的选冶联合处理工艺具有以下优点：本发明实施例在高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的处理过程中，通过与其他矿物配合并结合优化选矿工艺，取得了较好的铜钴回收效果，特别是显著提升了钴的回收率，降低了生产成本，实现资源的最大化利用。
[0051]在本发明的实施例中，所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的钴品位为0.4wt%～0.8wt%，铜品位为0.6wt%～1.5wt%，氧化率为85%以上;脉石组分包括SiO2、CaO、MgO、K2O、Al2O3中的三种以上。
[0052]在本发明的实施例中，所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的含铜矿物中，70wt%以上为次生硫化铜和/或结合氧化铜。次生硫化铜及结合氧化铜较难被浸出。
[0053]在本发明的一些实施例中，所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的含钴矿物中，97wt%以上为氧化钴。
[0054]在本发明的实施例中，所述高铜低钴的铜钴矿的铜品位为5wt%～7wt%，钴品位为0.06wt%～0.15wt%，氧化率为85%以上。
[0055]在本发明的实施例中，所述高氧化率高钴低铜复合铜钴矿与高铜低钴的铜钴矿配矿，重量比为1∶0.6-1.5。
[0056]在本发明的实施例中，所述研磨为：磨至细度为-0.074mm的矿物颗粒占70wt%～85wt%。该细度有助于使铜钴矿物的解离，便于后续进行浸出处理。
[0057]在本发明的实施例中，研磨所得矿浆的浓度为25wt%～35wt%。
[0058]在本发明的实施例中，所述捕收剂的用量为190g/t矿浆～220g/t矿浆。
[0059]在本发明的实施例中，所述起泡剂的用量为45g/t矿浆～55g/t矿浆。
[0060]在本发明的实施例中，所述捕收剂包括丁基黄药。
[0061]在本发明的实施例中，所述起泡剂包括松醇油。
[0062]在本发明的实施例中，所述钴精矿的铜品位为3.2wt%～6.5wt%，钴品位为0.2wt%～0.7wt%。
[0063]在本发明的实施例中，所述高铜尾矿与钴精矿配矿，重量比为70～75∶30～25。
[0064]在本发明的实施例中，所述钴精矿的由浮选钴精矿和磁选钴精矿按重量比3～4∶1组成。
[0065]在本发明的一些实施例中，所述浮选钴精矿的铜品位为4.0wt%～7.0wt%，钴品位为0.2wt%～0.6wt%。
[0066]在本发明的一些实施例中，所述磁选钴精矿的铜品位为1.5wt%～3.0wt%，钴品位为0.3wt%～0.8wt%。
[0067]在本发明的实施例中，所述浸出包括一段浸出和二段强化浸出;一段浸出后进行分离，得底流矿浆和一段浸出液;对所述底流矿浆进行二段强化浸出，分离得浸出渣和二段浸出液;所述一段浸出液和/或二段浸出液用于后续的萃取工序。配入的钴精矿可在浸出时降低溶液氧化还原电位，有利于钴矿物的协同浸出。一段浸出主要处理易浸出的铜钴矿物，二段强化浸出工序用于针对性地处理难浸铜钴矿物。
[0068]在普通浸出工艺条件下，高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的铜回收率在85-87%，钴回收率在5-6%;在本发明所采用的工艺条件下，最终铜综合回收率91-93%，钴综合回收率75-78%，铜回收率可提高6%，钴回收率可提高70%。
[0069]在本发明的一些实施例中，一段浸出时的pH值为1.2～1.8，氧化还原电位为380mV～450mV。
[0070]在本发明的一些实施例中，二段强化浸出时的pH值为1.6～2.0，氧化还原电位为300mV～350mV，温度为50℃～65℃。二段强化浸出工序在升温、还原环境、pH值等综合浸出条件下，可显著提高铜钴的浸出率。反应温度、氧化还原电位和pH值能提高还原剂的利用效率。升温也加速焦亚硫酸钠的分解，释放更多的SO2，可进一步降低溶液氧化还原电位，为钴的浸出创造更好的还原条件。
[0071]在本发明的一些实施例中，二段强化浸出时通入蒸汽加热。
[0072]在本发明的一些实施例中，一段浸出加入浸出剂后形成浸出体系的液固比为5～6∶1。
[0073]在本发明的一些实施例中，一段浸出的浸出时间为5h-7h。
[0074]在本发明的一些实施例中，二段强化浸出加入浸出剂后形成浸出体系的液固比为3～4∶1。
[0075]在本发明的一些实施例中，二段强化浸出的浸出时间为5h-7h。
[0076]在本发明的实施例中，浸出剂含浓度为0.5g/L～2.5g/L的铁元素。
[0077]在本发明的一些实施例中，所述浸出剂由包括焦亚硫酸钠溶液、浓硫酸、来自铜钴湿法冶金工艺的萃余液在内的原料配成;其中来自铜钴湿法冶金工艺的萃余液中的铁元素含量为1.0g/L～2.0g/L。
[0078]在本发明的实施例中，所述浸出渣的酸洗的所用洗液pH值为1.5～2.0。
[0079]在本发明的一些实施例中，所述浸出渣的酸洗采用逆流洗涤。
[0080]所得硫化铜精矿可通过富氧焙烧-酸浸-电积工艺用于生产阴极铜。
[0081]所得富铜液可通过电积工艺生产阴极铜。
[0082]所述含钴萃余液除铁锰后，可通过常规的沉钴生产粗制氢氧化钴。
[0083]在本发明的实施例中，所述萃取的萃取剂为Lix984N。Lix984N是一种常用的铜萃取剂，可直接购买使用。
[0084]实施例
[0085]下述实施例更具体地描述了本发明公开的内容，这些实施例仅仅用于阐述性说明，因为在本发明公开内容的范围内进行各种修改和变化对本领域技术人员来说是明显的。除非另有声明，以下实施例中所报道的所有份、百分比、和比值都是基于重量计。除非另有声明，实施例中使用的所有试剂都可通过常规商业途径获得或是按照常规方法进行合成获得，并且可直接使用而无需进一步处理。除非另有声明，实施例中使用的仪器均可通过常规商业途径获得。
[0086]实施例1
[0087]如图1所示，本实施例涉及的高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿的铜品位为0.88%、钴品位为0.65%，氧化率为83.39%，脉石组分包括SiO2、CaO、MgO、K2O、Al2O3;其含铜矿物中，56wt%为次生硫化铜，26wt%为结合氧化铜，13wt%为硫酸铜，其余为自由氧化铜;其含钴矿物中，97.8wt%以上为氧化钴，其次为硫化钴和硫酸钴。
[0088]本实施例高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，具体工艺流程为：
[0089](1)高氧化率高钴低铜复合铜钴矿配入高铜低钴的铜钴矿，一同破碎和磨矿，所得矿浆加入药剂脱硫，得硫化铜精矿和高铜尾矿;
[0090](2)高铜尾矿配入钴精矿进行浸出，浸出包括一段浸出和二段强化浸出;混合矿一段浸出后浓密分离，得底流矿浆和一段浸出液;对底流矿浆进行二段强化浸出，分离得浸出渣和二段浸出液;浸出渣经过5级逆流洗涤得到洗涤液;一段浸出液、二段浸出液和洗涤液经过萃取，得富铜液和含钴萃余液;
[0091]硫化铜精矿经过富氧焙烧、酸浸-直接电积后生产阴极铜;富铜液进入电积工序生产阴极铜，含钴萃余液进入除铁沉钴工序生产粗氢氧化钴。
[0092]其中配入高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的高铜低钴的铜钴矿，铜氧化率88.1%，钴氧化率100%，含铜品位5.81%，含钴品位0.122%。配入比例为高氧化率高钴低铜复合铜钴矿、高铜低钴的铜钴矿质量比1∶1。配矿后磨矿至细度为-0.074mm的颗粒占80wt%，矿浆质量百分浓度32wt%。
[0093]脱硫工序消耗丁基黄药(捕收剂)202g/t矿浆，消耗松醇油(起泡剂)48g/t矿浆。
[0094]钴精矿由浮选钴精矿和磁选钴精矿组成;浮选钴精矿、磁选钴精矿和高铜尾矿比例为30:8:100。浮选钴精矿含铜5.53%，含钴0.38%;磁选钴精矿含铜2.11%，含钴0.54%。
[0095]一段浸出的pH值为1.5，氧化还原电位为385-395mV，液固比为5-6:1，浸出时间5h-7h;二段强化浸出pH值1.7-1.8，通入蒸汽升温，浸出温度55-60℃，液固比控制3-4:1，氧化还原电位310-330mV，浸出时间5h-7h。一段浸出和二段强化浸出所用浸出剂含铁、焦亚硫酸钠和硫酸，其中含铁1.0-2.0g/L。
[0096]萃取所使用萃取剂为Lix984N。
[0097]洗涤过程pH值控制在1.6-1.8范围内。
[0098]本实施例的选矿工艺指标如下：
[0099]
产品名称产率/%Cu品位/%Co品位/%Cu回收率/%Co回收率/%硫化铜精矿0.6765.790.1411.760.28高铜尾矿99.333.330.4188.2499.72
[0100]实施例1中原矿铜品位0.88%、钴品位0.65%，氧化率为83.39%，可获得产量为0.67%，铜品位65.79%，钴品位0.14%，铜回收率11.76%，钴回收率0.28%的硫化铜精矿;高铜尾矿产量为99.33%，铜品位3.33%，钴品位0.439%，铜回收率88.24%，钴回收率99.72%。
[0101]所得高铜尾矿经过配矿、浸出，铜浸出率为91.45%、钴浸出率为76.03%;所得硫化铜精矿经过常规的冶炼预处理工艺(硫化铜精矿在沸腾焙烧炉内进行焙烧，温度600-800℃)获得硫化铜精矿焙砂，经过常规的浸出工艺处理(采用硫酸作为浸出剂，常温搅拌浸出，酸浓度20-100g/L，浸出时间3-6小时，液固比[浸出液/焙砂]=14～16:1)，铜浸出率为98.05%、钴浸出率为82.40%。
[0102]该选冶联合工艺总铜回收率为92.23%，总钴回收率为76.04%。
[0103]如果所配入矿物全部按常规选冶磨浸工艺流程处理(矿浆通过球磨机破碎研磨，磨至细度为-0.074mm的矿物颗粒占70wt%～85wt%，研磨所得矿浆的浓度为25wt%～35wt%;所得矿浆采用硫酸作为浸出剂，常温搅拌浸出，浸出pH值1.2-1.8，浸出时间3-6小时，矿浆浓度5-15%)，总铜回收率为87.77%，总钴回收率为54.85%。本实施例较常规处理工艺可将铜综合回收率提高4.46%，钴回收率提高21.19%，特别是对钴回收率有非常显著的提升。
[0104]实施例2
[0105]本实施例涉及的高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿的铜品位为0.56%，钴品位为0.576%，氧化率为85.57%，脉石组分包括SiO2、CaO、MgO、K2O、Al2O3;其含铜矿物中，75wt%以上为次生硫化铜和/或结合氧化铜，其含钴矿物中，97.1wt%以上为氧化钴。
[0106]本实施例高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，具体工艺流程为：
[0107](1)高氧化率高钴低铜复合铜钴矿配入高铜低钴的铜钴矿，一同破碎和磨矿，所得矿浆加入药剂脱硫，得硫化铜精矿和高铜尾矿;
[0108](2)高铜尾矿配入钴精矿进行浸出，浸出包括一段浸出和二段强化浸出;混合矿一段浸出后浓密分离，得底流矿浆和一段浸出液;对底流矿浆进行二段强化浸出，分离得浸出渣和二段浸出液;浸出渣经过5级逆流洗涤得到洗涤液;一段浸出液、二段浸出液和洗涤液经过萃取，得富铜液和含钴萃余液;
[0109]硫化铜精矿经过富氧焙烧、酸浸-直接电积后生产阴极铜;富铜液进入电积工序生产阴极铜，含钴萃余液进入除铁沉钴工序生产粗氢氧化钴。
[0110]其中配入高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的高铜低钴的铜钴矿，铜氧化率86.82%，钴氧化率98.52%，含铜品位6.18%，含钴品位0.075%。配入比例为高氧化率高钴低铜复合铜钴矿、高铜低钴的铜钴矿质量比3∶2。配矿后磨矿至细度为-0.074mm的颗粒占82wt%，矿浆质量百分浓度31wt%。
[0111]脱硫工序消耗丁基黄药(捕收剂)214g/t矿浆，消耗松醇油(起泡剂)49g/t矿浆。
[0112]钴精矿由浮选钴精矿和磁选钴精矿组成;浮选钴精矿、磁选钴精矿和高铜尾矿比例为33:9:100。浮选钴精矿含铜4.31%，含钴0.41%;磁选钴精矿含铜2.51%，含钴0.49%。
[0113]一段浸出的pH值为1.6，氧化还原电位为380-390mV，液固比为5-6:1，浸出时间5h-7h;二段强化浸出pH值1.8-1.9，通入蒸汽升温，浸出温度55-60℃，液固比控制3-4:1，氧化还原电位300-320mV，浸出时间5h-7h。一段浸出和二段强化浸出所用浸出剂含铁、焦亚硫酸钠和硫酸，其中含铁1.0-2.0g/L。
[0114]萃取所使用萃取剂为Lix984N。
[0115]洗涤过程pH值控制在1.7-1.9范围内。
[0116]本实施例的选矿工艺指标如下：
[0117]
产品名称产率/%Cu品位/%Co品位/%Cu回收率/%Co回收率/%硫化铜精矿0.5264.020.1710.610.23高铜尾矿99.482.820.39289.3999.77
[0118]实施例2中原矿铜品位0.56%、钴品位0.576%，氧化率为85.57%，可获得产量为0.52%，铜品位64.02%，钴品位0.17%，铜回收率10.61%，钴回收率0.23%的硫化铜精矿;高铜尾矿产量为99.48%，铜品位2.82%，钴品位0.392%，铜回收率89.39%，钴回收率99.77%。
[0119]所得高铜尾矿经过配矿、浸出，铜浸出率为91.70%、钴浸出率为77.55%;所得硫化铜精矿经过常规的冶炼工艺获得硫化铜精矿焙砂，经过常规的浸出工艺处理，铜浸出率为98.12%、钴浸出率为87.03%。
[0120]该选冶联合工艺总铜回收率为91.73%，总钴回收率为77.60%。
[0121]如果所配入矿物全部按常规选冶磨浸工艺流程处理，总铜回收率为87.82%，总钴回收率为50.36%。本实施例较常规处理工艺可将铜综合回收率提高3.91%，钴回收率提高27.24%，特别是对钴回收率有非常显著的提升。
[0122]实施例3
[0123]本实施例涉及的高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿的铜品位为0.45%，钴品位为0.795%，氧化率为87.63%，脉石组分包括SiO2、CaO、MgO、K2O、Al2O3;其含铜矿物中，78wt%以上为次生硫化铜和/或结合氧化铜，其含钴矿物中，98.3wt%以上为氧化钴。
[0124]本实施例高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿的选冶联合处理工艺，具体工艺流程为：
[0125](1)高氧化率高钴低铜复合铜钴矿配入高铜低钴的铜钴矿，一同破碎和磨矿，所得矿浆加入药剂脱硫，得硫化铜精矿和高铜尾矿;
[0126](2)高铜尾矿配入钴精矿进行浸出，浸出包括一段浸出和二段强化浸出;混合矿一段浸出后浓密分离，得底流矿浆和一段浸出液;对底流矿浆进行二段强化浸出，分离得浸出渣和二段浸出液;浸出渣经过5级逆流洗涤得到洗涤液;一段浸出液、二段浸出液和洗涤液经过萃取，得富铜液和含钴萃余液;
[0127]硫化铜精矿经过富氧焙烧、酸浸-直接电积后生产阴极铜;富铜液进入电积工序生产阴极铜，含钴萃余液进入除铁沉钴工序生产粗氢氧化钴。
[0128]其中配入高氧化率高钴低铜复合铜钴矿的高铜低钴的铜钴矿，铜氧化率82.52%，钴氧化率99.3%，含铜品位8.14%，含钴品位0.058%。配入比例为高氧化率高钴低铜复合铜钴矿、高铜低钴的铜钴矿质量比3∶2。配矿后磨矿至细度为-0.074mm的颗粒占82wt%，矿浆质量百分浓度31wt%。
[0129]脱硫工序消耗丁基黄药(捕收剂)197g/t矿浆，消耗松醇油(起泡剂)43g/t矿浆。
[0130]钴精矿由浮选钴精矿和磁选钴精矿组成;浮选钴精矿、磁选钴精矿和高铜尾矿比例为27:8:100。浮选钴精矿含铜3.56%，含钴0.32%;磁选钴精矿含铜2.33%，含钴0.44%。
[0131]一段浸出的pH值为1.4，氧化还原电位为385-395mV，液固比为5-6:1，浸出时间5h-7h;二段强化浸出pH值1.6-1.7，通入蒸汽升温，浸出温度58-63℃，液固比控制3-4:1，氧化还原电位305-325mV，浸出时间5h-7h。一段浸出和二段强化浸出所用浸出剂含铁、焦亚硫酸钠和硫酸，其中含铁1.0-2.0g/L。
[0132]萃取所使用萃取剂为Lix984N。
[0133]洗涤过程pH值控制在1.8-2.0范围内。
[0134]本实施例的选矿工艺指标如下：
[0135]
产品名称产率/%Cu品位/%Co品位/%Cu回收率/%Co回收率/%硫化铜精矿0.7666.390.2814.570.46高铜尾矿99.242.980.46285.4399.54
[0136]实施例3中原矿铜品位0.45%、钴品位0.795%，氧化率为87.63%，可获得产量为0.76%，铜品位66.39%，钴品位0.28%，铜回收率14.57%，钴回收率0.46%的硫化铜精矿;高铜尾矿产量为99.24%，铜品位2.98%，钴品位0.462%，铜回收率85.43%，钴回收率99.54%。
[0137]所得高铜尾矿经过配矿、浸出，铜浸出率为92.30%、钴浸出率为77.17%;所得硫化铜精矿经过常规的冶炼工艺获得硫化铜精矿焙砂，经过常规的浸出工艺处理，铜浸出率为98.31%、钴浸出率为90.26%。
[0138]该选冶联合工艺总铜回收率为92.34%，总钴回收率为77.27%。
[0139]如果所配入矿物全部按常规选冶磨浸工艺流程处理，总铜回收率为87.65%，总钴回收率为48.53%。本实施例较常规处理工艺可将铜综合回收率提高4.70%，钴回收率提高28.73%，特别是对钴回收率有非常显著的提升。
[0140]对比例1
[0141]对比例1采用的高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿与实施例1的属于同一批次，构成相似，因为抽取的具体样品不同而矿石数据略有出入;铜品位0.88%、钴品位0.69%，氧化率为84.4%。本对比例对高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿采用常规处理工艺，具体步骤如下：
[0142]采用常规磨矿-硫酸浸出-萃取-电积工艺处理上述高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿。具体工艺为：
[0143]高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿经破碎、磨矿后进行进入浸出;浸出流程为常温硫酸浸出、浓密分离、压滤洗涤，浸出液和洗涤液进入萃取-电积工序生产阴极铜，含钴萃余液进入除铁沉钴工序生产粗氢氧化钴。
[0144]其中高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿进行破碎和磨矿后，细度为-0.074mm的颗粒占80wt%，矿浆质量百分浓度30%。
[0145]浸出剂pH值为1.5，氧化还原电位385-395mV，液固比控制在5-6:1，浸出时间5h-7h。
[0146]本对比例的选矿工艺指标如下：
[0147]
产品名称产率/%Cu品位/%Co品位/%Cu回收率/%Co回收率/%氧化矿1000.880.69100100
[0148]对比例1中原矿铜品位0.88%、钴品位0.69%，氧化率为84.4%，破碎、磨矿后可获得产量为100%，铜品位0.88%，钴品位0.69%，铜回收率100%，钴回收率100%的氧化矿。冶炼处理后，获得氧化矿铜浸出率为86.30%、钴浸出率为5.5%。
[0149]该工艺总铜回收率为86.30%，总钴回收率为5.5%。钴回收率很低。
[0150]对比例2
[0151]对比例2采用的高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿与实施例1的属于同一批次，构成相似，因为抽取的具体样品不同而矿石数据略有出入;铜品位0.90%、钴品位0.68%，氧化率为83.72%。本对比例对高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿处理工艺为，相比于本发明方法，省略了配矿步骤，即不配入高铜低钴的铜钴矿和钴精矿;具体工艺流程为：
[0152](1)高氧化率高钴低铜复合铜钴矿破碎和磨矿，所得矿浆加入药剂脱硫，得硫化铜精矿和高铜尾矿;
[0153](2)高铜尾矿浸出，包括一段浸出和二段强化浸出;混合矿一段浸出后浓密分离，得底流矿浆和一段浸出液;对底流矿浆进行二段强化浸出，分离得浸出渣和二段浸出液;浸出渣经过5级逆流洗涤得到洗涤液;一段浸出液、二段浸出液和洗涤液经过萃取，得富铜液和含钴萃余液;
[0154]硫化铜精矿经过富氧焙烧、酸浸-直接电积后生产阴极铜;富铜液进入电积工序生产阴极铜，含钴萃余液进入除铁沉钴工序生产粗氢氧化钴。
[0155]其中磨矿后细度为-0.074mm的颗粒占81wt%，矿浆质量百分浓度31wt%。
[0156]脱硫工序消耗丁基黄药(捕收剂)208g/t矿浆，消耗松醇油(起泡剂)49g/t矿浆。
[0157]一段浸出pH值1.5，氧化还原电位385-395mV，液固比控制在5-6:1，浸出时间5h-7h。二段强化浸出pH值1.7-1.8，通入蒸汽升温，浸出温度55-60℃，液固比控制3-4:1，氧化还原电位310-330mV，浸出时间5h-7h。一段浸出和二段强化浸出所用浸出剂含铁、焦亚硫酸钠和硫酸，其中含铁1.0-2.0g/L。
[0158]萃取所使用萃取剂为Lix984N。
[0159]洗涤过程pH值控制在1.6-1.8范围内。
[0160]本对比例的选矿工艺指标如下：
[0161]
产品名称产率/%Cu品位/%Co品位/%Cu回收率/%Co回收率/%硫化铜精矿0.0561.130.363.400.03高铜尾矿99.950.870.6896.6099.97
[0162]对比例2中原矿铜品位0.90%、钴品位0.68%，氧化率为83.72%，可获得产量为0.05%，铜品位61.13%，钴品位0.36%，铜回收率3.40%，钴回收率0.03%的硫化铜精矿;高铜尾矿产量为99.95%，铜品位0.87%，钴品位0.68%，铜回收率96.60%，钴回收率99.97%。
[0163]所得高铜尾矿经过浸出，铜浸出率为88.50%、钴浸出率为8.97%;所得硫化铜精矿经过常规的冶炼工艺获得硫化铜精矿焙砂，经过常规的浸出工艺处理，铜浸出率为97.9%、钴浸出率为88.2%。
[0164]该选冶联合工艺总铜回收率为88.50%，总钴回收率为9.01%。
[0165]如果所涉及的矿物全部按常规选冶磨浸工艺流程处理，总铜回收率为86.30%，总钴回收率为5.50%。本对比例较常规处理工艺可将铜综合回收率提高2.20%，钴回收率提高3.51%，具有一定的提升，但由于未采用本发明的配矿技术，提升效果有限，且总体而言钴回收率处于很低的水平。
[0166]对比例3
[0167]对比例3不使用高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿，对高铜低钴的铜钴矿进行处理;采用的高铜低钴的铜钴矿与实施例1的属于同一批次，构成相似，因为抽取的具体样品不同而矿石数据略有出入;铜品位5.2%、钴品位0.14%，铜氧化率为86.21%，钴氧化率100%。本对比例处理工艺为，相比于本发明方法，省略了配矿步骤，即不配入高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿和钴精矿;具体工艺流程为：
[0168](1)高铜低钴的铜钴矿经过破碎和磨矿，所得矿浆加入药剂脱硫，得硫化铜精矿和高铜尾矿;
[0169](2)高铜尾矿进行浸出，浸出包括一段浸出和二段强化浸出;混合矿一段浸出后浓密分离，得底流矿浆和一段浸出液;对底流矿浆进行二段强化浸出，分离得浸出渣和二段浸出液;浸出渣经过5级逆流洗涤得到洗涤液;一段浸出液、二段浸出液和洗涤液经过萃取，得富铜液和含钴萃余液;
[0170]硫化铜精矿经过富氧焙烧、酸浸-直接电积后生产阴极铜;富铜液进入电积工序生产阴极铜，含钴萃余液进入除铁沉钴工序生产粗氢氧化钴。
[0171]其中磨矿后细度为-0.074mm的颗粒占83wt%，矿浆质量百分浓度32%。
[0172]脱硫工序消耗丁基黄药(捕收剂)211g/t矿浆，消耗松醇油(起泡剂)48g/t矿浆。
[0173]一段浸出pH值1.6，氧化还原电位380-390mV，液固比控制5-6:1，浸出时间5h-7h。二段强化浸出pH值1.8-1.9，通入蒸汽升温，浸出温度55-60℃，液固比控制3-4:1，氧化还原电位300-320mV，浸出时间5h-7h。一段浸出和二段强化浸出所用浸出剂含铁、焦亚硫酸钠和硫酸，其中含铁1.0-2.0g/L。
[0174]洗涤过程pH值控制在1.7-1.9范围内。
[0175]本对比例的选矿工艺指标如下：
[0176]
产品名称产率/%Cu品位/%Co品位/%Cu回收率/%Co回收率/%硫化铜精矿0.8963.20.1510.820.95高铜尾矿99.114.680.1489.1899.05
[0177]对比例3中原矿铜品位5.2%、钴品位0.14%，氧化率为86.21%，可获得产量为0.89%，铜品位63.2%，钴品位0.15%，铜回收率10.82%，钴回收率0.95%的硫化铜精矿;高铜尾矿产量为99.11%，铜品位4.68%，钴品位0.14%，铜回收率89.18%，钴回收率99.05%。
[0178]所得高铜尾矿经过浸出，铜浸出率为92.30%、钴浸出率为89.78%;所得硫化铜精矿经过常规的冶炼工艺获得硫化铜精矿焙砂，经过常规的浸出工艺处理，铜浸出率为98.15%、钴浸出率为95.42%。
[0179]萃取所使用萃取剂为Lix984N。
[0180]该工艺总铜回收率为92.35%，总钴回收率为89.83%。
[0181]如果所涉及的矿物全部按常规选冶磨浸工艺流程处理，总铜回收率为86.80%，总钴回收率为81.30%。本对比例较常规处理工艺可将铜综合回收率提高5.55%，钴回收率提高8.53%。与本申请实施例1～3相比，总铜回收率都为92%左右，基本相当，说明本发明方法没有牺牲高铜低钴的铜钴矿的铜浸出率;而本对比例中，虽然总钴回收率比本发明的实施例1～3更高，但本对比例处理的高铜低钴的铜钴矿的钴品位仅有0.14%，相较而言，本发明中给高氧化率高钴低铜硫氧复合铜钴矿带来的钴回收率的提升使得钴的总回收率显著提高。
说明书附图(1)
