权利要求
1.一种氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，其特征在于，原矿铜品位为5wt%以下，根据氧化率将所述氧化铜矿石分为：氧化率50wt%以下的低氧化率氧化铜矿石、氧化率50wt%～75wt%的中等氧化率氧化铜矿石、氧化率75wt%以上的高氧化率氧化铜矿石;
所述低氧化率氧化铜矿石磨矿后进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;所述低氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占65wt%～75wt%;
所述中等氧化率氧化铜矿石磨矿后进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;所述中等氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占65wt%～75wt%;
所述高氧化率氧化铜矿石磨矿后进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿返回高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;所述高氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占80wt%以上。
2.根据权利要求1所述的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，其特征在于，对所述低氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿进入尾矿库;
对所述中等氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿进入尾矿库。
3.根据权利要求2所述的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，其特征在于，对高品位氧化铜精矿进行酸浸，所得浸出渣加水稀释，与浓缩后的低品位氧化铜精矿混合调浆，送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序。
4.根据权利要求3所述的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，其特征在于，通过使用浓硫酸将矿浆pH值调至1.5～2，浸出高品位氧化铜精矿;所述高品位氧化铜精矿酸浸的条件为矿浆浓度10wt%～20wt%，浸出时间6～9h;
将高品位氧化铜精矿酸浸所得的浸出渣稀释至矿浆浓度为60wt%～70wt%;
所述低品位氧化铜精矿浓缩至矿浆浓度为60wt%～70wt%;
所述混合调浆为：将矿浆的pH值调至6.5～7.5。
5.根据权利要求1所述的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，其特征在于，对所述高氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行酸浸，并对渣进行逆流洗涤，得浸出液和浸出渣。
6.根据权利要求1～5中任一项所述的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，其特征在于，硫化铜精选进行一次或两次以上;硫化铜精选为两次以上时，中矿循序返回;
硫化铜扫选进行一次或两次以上;硫化铜扫选为两次以上时，中矿循序返回。
7.根据权利要求2～4中任一项所述的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，其特征在于，氧化铜扫选进行一次或两次以上;氧化铜扫选为两次以上时，每次扫选得到的精矿都作为扫选精矿。
8.根据权利要求1所述的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，其特征在于，原矿铜品位为2wt%～4wt%，氧化率为30wt%～95wt%;
所述低氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占68wt%～71wt%;
所述中等氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占68wt%～73wt%;
所述高氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占85wt%～90wt%。
9.根据权利要求1或8所述的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，其特征在于，所述低氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药;
所述低氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油;
所述中等氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药;
所述中等氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油;
所述高氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药;
所述高氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油;
所述低氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，捕收剂总用量为50～100g/t;
所述低氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，起泡剂总用量为10～20g/t;
所述低氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，捕收剂总用量为20～50g/t;
所述低氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，起泡剂总用量为5～10g/t;
所述中等氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，捕收剂的每次用量为30～60g/t;
所述中等氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，起泡剂的每次用量为10～15g/t;
所述中等氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，捕收剂的每次用量为10～30g/t;
所述中等氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，起泡剂的每次用量为5～10g/t;
所述高氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，捕收剂的每次用量为100～200g/t;
所述高氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，起泡剂的每次用量为10～20g/t;
所述高氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，捕收剂的每次用量为50～100g/t;
所述高氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，起泡剂的每次用量为5～10g/t。
10.根据权利要求2或8所述的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，其特征在于，所述低氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药;
所述低氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油;
所述低氧化率氧化铜选矿使用的硫化剂为硫氢化钠;
所述中等氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药;
所述中等氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油;
所述中等氧化率氧化铜选矿使用的硫化剂为硫氢化钠;
所述低氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，硫化剂总用量为600～1200g/t;
所述低氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，捕收剂总用量为30～80g/t;
所述低氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，起泡剂总用量为5～10g/t;
所述低氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，硫化剂总用量为200～600g/t;
所述低氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，捕收剂总用量为10～40g/t;
所述低氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，起泡剂总用量为5～10g/t;
所述中等氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，硫化剂的每次用量为2000～3500g/t;
所述中等氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，捕收剂的每次用量为100～150g/t;
所述中等氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，起泡剂的每次用量为5～10g/t;
所述中等氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，硫化剂的每次用量为300～1500g/t;
所述中等氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，捕收剂的每次用量为20～70g/t;
所述中等氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，起泡剂的每次用量为0～5g/t。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及一种选矿方法，具体涉及一种氧化铜矿的选矿方法。
背景技术
[0002]铜矿石按照氧化率(氧化率=氧化铜含量÷总铜含量×100%)的不同，可分为硫化铜矿石(氧化率小于10%)、氧化铜矿石(氧化率大于30%)和混合矿石(氧化率介于10%～30%之间)。刚果(金)目前生产的氧化铜矿中，氧化率在30%～100%之间，差异很大。不同氧化率的氧化铜矿，选冶处理工艺不同：一般将其继续细分为氧化率30%～50%的“低氧化率氧化铜矿”、氧化率50%～70%的“中等氧化率氧化铜矿”、氧化率大于70%的“高氧化率氧化铜矿”进行处理。
[0003]“低氧化率氧化铜矿”的一般选矿工艺为原矿磨矿后，经过先选硫化铜，选硫尾矿再选氧化铜的“先硫后氧”浮选工艺，获得硫化铜精矿和氧化铜精矿，硫化铜精矿经过焙烧后，焙砂进行硫酸浸出，氧化铜精矿直接进行硫酸浸出。“中等氧化率氧化铜矿”的一般选矿工艺与低氧化率氧化铜矿一致，主要差别在于由于原矿氧化率更高，氧化铜矿石含量更高，在氧化铜浮选过程中，采用硫化-黄药浮选法需要的硫化剂(一般为硫氢化钠或硫化钠)用量大幅增加，同时由于原矿含泥量增加，矿泥消耗大量捕收剂，导致捕收剂用量大幅增加;“高氧化率氧化铜矿”的一般选矿工艺为原矿磨矿后选硫化铜，得到硫化铜精矿，硫化铜精矿经过焙烧后，焙砂进行硫酸浸出，选硫化铜尾矿直接进行硫酸浸出。
[0004]上述“高氧化率氧化铜矿”的磨浮浸工艺，适用于原矿碳酸盐矿物含量低的矿石;“低氧化率氧化铜矿”和“中等氧化率氧化铜矿”选冶工艺，适用于原矿碳酸盐矿物含量高的矿石。对于同一来源的矿石，同一来源再根据氧化率细分成的高、中、低氧化率矿石，其原矿碳酸盐矿物含量接近，采用一般的选矿工艺时总有部分工艺不适用，造成总体回收率降低，经济效益差。现有工艺的铜回收率也有待进一步提高。
发明内容
[0005]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，提供一种提高铜回收率的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法。
[0006]本发明解决其技术问题所采用的技术方案如下：一种氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，原矿铜品位为5wt%以下，根据氧化率将所述氧化铜矿石分为：氧化率50wt%以下的低氧化率氧化铜矿石、氧化率50wt%～75wt%的中等氧化率氧化铜矿石、氧化率75wt%以上的高氧化率氧化铜矿石;
[0007]所述低氧化率氧化铜矿石磨矿后进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;所述低氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占65wt%～75wt%;
[0008]所述中等氧化率氧化铜矿石磨矿后进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;所述中等氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占65wt%～75wt%;
[0009]所述高氧化率氧化铜矿石磨矿后进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿返回高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;所述高氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占80wt%以上。
[0010]优选地，对所述低氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿进入尾矿库。
[0011]优选地，对所述中等氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿进入尾矿库。
[0012]更优选地，对高品位氧化铜精矿进行酸浸，所得浸出渣加水稀释，与浓缩后的低品位氧化铜精矿混合调浆，送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序。
[0013]进一步优选地，通过使用浓硫酸将矿浆pH值调至1.5～2，浸出高品位氧化铜精矿;所述高品位氧化铜精矿酸浸的条件为矿浆浓度10wt%～20wt%，浸出时间6～9h。
[0014]进一步优选地，将高品位氧化铜精矿酸浸所得的浸出渣稀释至矿浆浓度为60wt%～70wt%。
[0015]进一步优选地，所述低品位氧化铜精矿浓缩至矿浆浓度为60wt%～70wt%。
[0016]进一步优选地，所述混合调浆为：将矿浆的pH值调至6.5～7.5。
[0017]优选地，对所述高氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行酸浸，并对渣进行逆流洗涤，得浸出液和浸出渣。
[0018]优选地，硫化铜精选进行一次或两次以上。
[0019]更优选地，硫化铜精选为两次以上时，中矿循序返回。
[0020]优选地，硫化铜扫选进行一次或两次以上。
[0021]更优选地，硫化铜扫选为两次以上时，中矿循序返回。
[0022]优选地，氧化铜扫选进行一次或两次以上。
[0023]更优选地，氧化铜扫选为两次以上时，每次扫选得到的精矿都作为扫选精矿。
[0024]优选地，原矿铜品位为2wt%～4wt%，氧化率为30wt%～95wt%。
[0025]优选地，所述低氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占68wt%～71wt%。优选地，所述中等氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占68wt%～73wt%。
[0026]优选地，所述高氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占85wt%～90wt%。优选地，所述低氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药。
[0027]优选地，所述低氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油。
[0028]优选地，所述低氧化率氧化铜选矿使用的硫化剂为硫氢化钠。
[0029]优选地，所述中等氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药。
[0030]优选地，所述中等氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油。
[0031]优选地，所述中等氧化率氧化铜选矿使用的硫化剂为硫氢化钠。
[0032]优选地，所述高氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药。
[0033]优选地，所述高氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油。
[0034]优选地，所述低氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，捕收剂总用量为50～100g/t。优选地，所述低氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，起泡剂总用量为10～20g/t。优选地，所述低氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，捕收剂总用量为20～50g/t。优选地，所述低氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，起泡剂总用量为5～10g/t。
[0035]优选地，所述中等氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，捕收剂的每次用量为30～60g/t。
[0036]优选地，所述中等氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，起泡剂的每次用量为10～15g/t。
[0037]优选地，所述中等氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，捕收剂的每次用量为10～30g/t。
[0038]优选地，所述中等氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，起泡剂的每次用量为5～10g/t。
[0039]优选地，所述高氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，捕收剂的每次用量为100～200g/t。
[0040]优选地，所述高氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，起泡剂的每次用量为10～20g/t。
[0041]优选地，所述高氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，捕收剂的每次用量为50～100g/t。
[0042]优选地，所述高氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，起泡剂的每次用量为5～10g/t。
[0043]优选地，所述低氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，硫化剂总用量为600～1200g/t。
[0044]优选地，所述低氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，捕收剂总用量为30～80g/t。
[0045]优选地，所述低氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，起泡剂总用量为5～10g/t。
[0046]优选地，所述低氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，硫化剂总用量为200～600g/t。
[0047]优选地，所述低氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，捕收剂总用量为10～40g/t。
[0048]优选地，所述低氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，起泡剂总用量为5～10g/t。
[0049]优选地，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，硫化剂的每次用量为2000～3500g/t。
[0050]优选地，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，捕收剂的每次用量为100～150g/t。
[0051]优选地，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，起泡剂的每次用量为5～10g/t。
[0052]优选地，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，硫化剂的每次用量为300～1500g/t。
[0053]优选地，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，捕收剂的每次用量为20～70g/t。
[0054]优选地，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，起泡剂的每次用量为0～5g/t。
[0055]本发明具有以下的有益效果：本发明方法有效提升了矿石回收率，简化了处理工序，所得硫化铜精矿具有更高品位和更低产率，降低了硫化铜精矿的后续处理难度，提高经济效益。
[0056]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
[0057]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：
[0058]图1是本发明实施例1氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
[0059]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。
[0060]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。
[0061]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。
[0062]本发明的实施例提供了一种氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法，原矿铜品位为5wt%以下，根据氧化率将所述氧化铜矿石分为：氧化率50wt%以下的低氧化率氧化铜矿石、氧化率50wt%～75wt%的中等氧化率氧化铜矿石、氧化率75wt%以上的高氧化率氧化铜矿石;
[0063]所述低氧化率氧化铜矿石磨矿后进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;所述低氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占65wt%～75wt%;
[0064]所述中等氧化率氧化铜矿石磨矿后进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;所述中等氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占65wt%～75wt%;
[0065]所述高氧化率氧化铜矿石磨矿后进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿返回高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;所述高氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占80wt%以上。
[0066]本发明方法中高氧化率氧化铜矿石的氧化率为75wt%以上，对引导碳酸盐脉石矿物分布(流向中等氧化率氧化铜矿石)有一定优化作用。
[0067]所得硫化铜精矿可按照常规方式进行进一步冶炼，如焙烧后进行酸浸，使有价元素进入浸出液中。
[0068]本发明实施例提供的氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法具有以下优点：本发明实施例方法有效提升了矿石回收率，简化了处理工序，所得硫化铜精矿具有更高品位和更低产率，降低了硫化铜精矿的后续处理难度，提高经济效益。
[0069]硫化铜扫选所得精矿和硫化铜精选所得尾矿可统称为硫化铜浮选中矿。经研究发现，中矿中主要为硫化铜矿物与脉石矿物的连生体及硫化铜矿物与氧化铜矿物的连生体，由于氧化铜矿物和脉石矿物可浮性差，导致连生体的可浮性较解离后的硫化铜矿物差，如果连生体直接返回浮选粗选，而未改变矿石可浮性，最终会在硫化铜精矿闭路流程中不断循环：一部分最终进入硫化铜精矿，由于连生体中含有脉石矿物和氧化铜矿物，既向硫化铜精矿后续焙烧系统带入了脉石矿物，影响焙烧指标及设备安全，又带入了无需焙烧、可以直接浸出的氧化铜矿物，占用了焙烧产能，降低了焙烧经济效益;还有一部分随氧化铜矿物回收，最终由于无法通过氧化铜矿物浸出工艺的浸出，成为浸出渣，进入尾矿中，提高了尾矿铜品位，降低铜回收率。本发明将硫化铜浮选中矿改为返回至高氧化率铜矿磨矿系统进行再磨后，实现了硫化铜矿物与脉石矿物及氧化铜矿物的解离，减少了中矿中连生的脉石矿物和氧化铜矿物进入硫化铜精矿，提高了硫化铜精矿品位及纯度，提高了焙烧系统的利用效率。
[0070]硫化铜浮选中矿中残留的大量捕收剂和起泡剂，也随硫化铜浮选中矿一起返回磨矿后浮选，可实现硫化铜浮选中矿中残留浮选药剂的重复利用，大幅降低高氧化铜矿石硫化铜浮选过程新添加的捕收剂和起泡剂用量。
[0071]在本发明的实施例中，对所述低氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿进入尾矿库。
[0072]在本发明的实施例中，对所述中等氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿进入尾矿库。
[0073]在一些实施例中，对高品位氧化铜精矿进行酸浸，所得浸出渣加水稀释，与浓缩后的低品位氧化铜精矿混合调浆，送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序。
[0074]传统的高品位氧化铜精矿浸出渣采用直接浮选工艺处理，不但需要单独设置耐酸的渣选浮选系统，还只能获得无法直接利用，只能堆存的渣选低品位硫化铜精矿(铜品位较低，杂质含量较高，无法直接进行焙烧，难以进一步回收)，无直接经济效益，反而产生大量成本。本方案中通过将高品位氧化铜精矿浸出渣与低品位氧化铜精矿混合调浆再磨再选，能大幅度提升浮选产品品位至60%以上。经研究发现，渣选低品位硫化铜精矿之所以铜品位低，主要是因为硫化铜矿物与脉石矿物连生，未解离。通过将氧化铜浸出渣进行再磨后，提高浸出渣细度，提高浸出渣中硫化铜矿物解离度，可以提高浸出渣浮选分选效果。
[0075]在本发明的一些实施例中，通过使用浓硫酸将矿浆pH值调至1.5～2，浸出高品位氧化铜精矿;所述高品位氧化铜精矿酸浸的条件为矿浆浓度10wt%～20wt%，浸出时间6～9h。
[0076]在本发明的一些实施例中，将高品位氧化铜精矿酸浸所得的浸出渣稀释至矿浆浓度为60wt%～70wt%。
[0077]在本发明的一些实施例中，所述低品位氧化铜精矿浓缩至矿浆浓度为60wt%～70wt%。浓缩能起到脱药和调节pH值的作用;浓缩可通过常用的设备实现，比如浓密机。浓缩过程能将泡沫精矿中残留的药剂，主要是硫化剂通过溢流脱除。因为在低氧化率氧化铜矿石和中等氧化率氧化铜矿石的氧化铜浮选扫选过程中需要使用硫化剂，如果不脱药，低品位氧化铜精矿中残留的硫化剂，返回磨矿段后进入硫化铜浮选段，由于硫化剂含量较高，将对硫化铜矿产生抑制作用，大幅降低硫化铜浮选回收效果。另一方面，通过浓缩，可以将低品位氧化铜精矿的矿浆浓度，由5～10%大幅提高至与最佳磨矿浓度一致，便于后续处理。
[0078]在本发明的一些实施例中，所述混合调浆为：将矿浆的pH值调至6.5～7.5。
[0079]矿浆调节至中性后，可实现高品位氧化铜浸出渣中性浮选，较原有的在pH=4-5的酸性浮选工艺，一方面可以减少浮选捕收剂黄药在酸性矿浆的分解[黄药(ROCSSN a)在酸性环境中分解生成醇(ROH)和二硫化碳(CS2)：ROCSS-+H+→ROH+CS2↑ROCSS-+H+→ROH+CS2↑]，提高黄药的浮选效果;另一方面可以避免酸性矿浆浮选过程中挥发的硫酸对操作人员的身体伤害，提高职业健康水平。
[0080]高品位氧化铜精矿的酸浸渣加水稀释后，pH值为3～5;低品位氧化铜精矿浓缩后，pH值为9～10;二者混合调浆，能得到pH值接近中性的混合矿浆，避免后续处理中酸碱性过强的矿浆对常规不耐酸碱设备的腐蚀。
[0081]将高品位氧化铜精矿浸出渣中残留的硫酸，可以与浓缩后的低品位氧化铜精矿中仍残留少量硫化剂反应(H2SO4+2NaHS→Na2SO4+2H2S↑)，彻底消除残留硫化剂对硫化铜浮选的抑制作用。
[0082]部分如硫化矿暴露于空气后表面易形成氧化膜(如FeOOH、CuO等)，阻碍捕收剂吸附;高品位氧化铜精矿浸出渣中残留的硫酸，与浓缩后的低品位氧化铜精矿搅拌调浆过程中，硫酸通过酸蚀作用溶解氧化层(FeOOH+3H+→Fe3++2H2O)，暴露出新鲜的矿物表面，还能增强捕收剂(如黄药)的吸附能力。
[0083]高品位氧化铜精矿浸出渣中残留的硫酸，与浓缩后的低品位氧化铜精矿搅拌调浆过程中，硫酸还能与低品位氧化铜精矿中的耗酸脉石碳酸盐矿物(如CaCO3、MgCO3)反应(CaCO3+H2SO4→CaSO4+CO2↑+H2O)，降低低品位氧化铜精矿中耗酸脉石矿物含量，减少低品位氧化铜精矿经再磨再选后进行硫酸浸出的硫酸消耗。
[0084]在本发明的实施例中，对所述高氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行酸浸，并对渣进行逆流洗涤(CCD)，得浸出液和浸出渣。对该扫选尾矿的酸浸以及CCD处理，采用常规方式即可。
[0085]高氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿不再进行氧化铜浮选，利用该特点，相比一般的磨矿，可以将磨矿细度进一步提高而不影响浮选，匹配矿物解离不充分的硫化铜浮选中矿、低品位氧化铜精矿、高品位氧化铜精矿浸出渣的再磨细度要求。
[0086]在本发明的实施例中，硫化铜精选进行一次或两次以上。
[0087]在一些实施例中，硫化铜精选为两次以上时，中矿循序返回。
[0088]在本发明的实施例中，硫化铜扫选进行一次或两次以上。
[0089]在一些实施例中，硫化铜扫选为两次以上时，中矿循序返回。
[0090]在本发明的实施例中，氧化铜扫选进行一次或两次以上。
[0091]在一些实施例中，氧化铜扫选为两次以上时，每次扫选得到的精矿都作为扫选精矿。
[0092]在本发明的实施例中，原矿铜品位为2wt%～4wt%，氧化率为30wt%～95wt%。
[0093]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占68wt%～71wt%。
[0094]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占68wt%～73wt%。
[0095]在本发明的实施例中，所述高氧化率氧化铜矿石磨矿至细于200目的颗粒占85wt%～90wt%。
[0096]为了尽可能的提高硫化铜矿物回收效果，应尽量提高磨矿细度，提高硫化铜矿物的解离度，但是如果磨矿细度过细，会导致泥化现象加重，矿泥易罩盖于浮选药剂及目的矿物表面，降低后续氧化铜浮选效果，增加药剂用量。经过综合考虑，低氧化率氧化铜矿石和中等氧化率氧化铜矿石的细度设置不宜过细，在该磨矿细度下，部分硫化铜矿物未完全解离(包括部分未与氧化铜矿物解离、部分未与脉石矿物解离)，在硫化铜浮选过程中，成为硫化铜中矿，送入设置有较高磨矿细度的高氧化率氧化铜矿石磨矿工序后进行进一步解离，高氧化率氧化铜矿石由于无需进行氧化铜浮选，设置较高磨矿细度后依然具有很好的回收效果。
[0097]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药。
[0098]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油。
[0099]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜选矿使用的硫化剂为硫氢化钠。
[0100]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药。
[0101]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油。
[0102]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜选矿使用的硫化剂为硫氢化钠。
[0103]在本发明的实施例中，所述高氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药。
[0104]在本发明的实施例中，所述高氧化率氧化铜选矿使用的起泡剂为松醇油。
[0105]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，捕收剂总用量为50～100g/t。
[0106]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，起泡剂总用量为10～20g/t。
[0107]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，捕收剂总用量为20～50g/t。
[0108]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，起泡剂总用量为5～10g/t。
[0109]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，捕收剂的每次用量为30～60g/t。
[0110]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，起泡剂的每次用量为10～15g/t。
[0111]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，捕收剂的每次用量为10～30g/t。
[0112]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，起泡剂的每次用量为5～10g/t。
[0113]在本发明的实施例中，所述高氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，捕收剂的每次用量为100～200g/t。
[0114]在本发明的实施例中，所述高氧化率氧化铜的硫化铜粗选中，起泡剂的每次用量为10～20g/t。
[0115]在本发明的实施例中，所述高氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，捕收剂的每次用量为50～100g/t。
[0116]在本发明的实施例中，所述高氧化率氧化铜的硫化铜扫选中，起泡剂的每次用量为5～10g/t。
[0117]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，硫化剂总用量为600～1200g/t。
[0118]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，捕收剂总用量为30～80g/t。
[0119]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，起泡剂总用量为5～10g/t。
[0120]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，硫化剂总用量为200～600g/t。
[0121]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，捕收剂总用量为10～40g/t。
[0122]在本发明的实施例中，所述低氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，起泡剂总用量为5～10g/t。
[0123]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，硫化剂的每次用量为2000～3500g/t。
[0124]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，捕收剂的每次用量为100～150g/t。
[0125]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜粗选中，起泡剂的每次用量为5～10g/t。
[0126]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，硫化剂的每次用量为300～1500g/t。
[0127]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，捕收剂的每次用量为20～70g/t。
[0128]在本发明的实施例中，所述中等氧化率氧化铜的氧化铜扫选中，起泡剂的每次用量为0～5g/t。
[0129]在低氧化率氧化铜矿和中等氧化率氧化铜矿氧化铜浮选工艺中，普遍采用硫化剂(一般为硫氢化钠或硫化钠)硫化后黄药捕收浮选方法;但硫化剂过量后反而会对被硫化的氧化铜矿物起抑制作用;由于氧化铜浮选的该特征，在生产中，氧化铜浮选段一般采用开路浮选，即选出的精矿不再返回前面流程进行闭路浮选富集，因为如果闭路返回前面浮选流程，泡沫精矿中的硫化剂也会带入前面的氧化矿浮选流程中，使前面氧化矿浮选段的硫化剂超出最佳范围，恶化浮选指标;为了降低氧化铜浮选的操作难度，提高氧化铜浮选回收率，氧化铜浮选采用全开路浮选。由于氧化铜浮选段为全开路浮选，流程越往后，浮选精矿品位越低，产率越高，即：氧化铜粗选产出10-25%的高品位氧化铜精矿;氧化铜扫选产出品位2-5%的低品位氧化铜精矿。低品位氧化铜精矿由于含部分未解离的硫化铜矿物，无法通过硫酸浸出，导致浸出率低，只有30-50%，未浸出部分损失于冶炼渣中。
[0130]实施例
[0131]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。
[0132]实施例1
[0133]刚果(金)某铜矿，原矿铜平均品位为2.97%、平均氧化率为56.67%，矿石性质复杂。采用氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法进行回收，工艺流程如图1所示。本实施例具体方法如下：
[0134]根据氧化率将所述氧化铜矿石分为：氧化率50%以下的低氧化率氧化铜矿石(测得铜平均品位3%～3.5%)、氧化率50%～75%的中等氧化率氧化铜矿石(测得铜平均品位2%～3%，耗酸碳酸盐脉石矿物含量偏高)、氧化率75%以上的高氧化率氧化铜矿石(测得铜平均品位3%～4%，耗酸碳酸盐脉石矿物含量偏低)。
[0135](1)低氧化率氧化铜矿石的处理：
[0136]所述低氧化率氧化铜矿石磨至细于200目的颗粒占70%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;
[0137]对所述低氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿作为本实施例方案的最终尾矿进入尾矿库。
[0138]其中低氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油，硫化剂为硫氢化钠;
[0139]其中硫化铜粗选进行一次，捕收剂用量为80g/t，起泡剂用量为15g/t;
[0140]其中硫化铜扫选进行一次，捕收剂用量为40g/t，起泡剂用量为7.5g/t;
[0141]其中硫化铜精选进行五次，为不加药剂的空白精选，第一到第四次精选所得精矿进入下一次精选，每次精选得到的尾矿循序返回;
[0142]其中氧化铜粗选进行一次，硫化剂用量为800g/t，捕收剂用量为40g/t，起泡剂用量为5g/t;
[0143]其中氧化铜扫选进行两次，硫化剂总用量为400g/t，捕收剂总用量为20g/t，起泡剂总用量为7.5g/t，第一次扫选所得的尾矿，进行第二次扫选，两次扫选得到的精矿都作为扫选精矿。
[0144](2)中等氧化率氧化铜矿石的处理：
[0145]所述中等氧化率氧化铜矿石磨至细于200目的颗粒占71%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;
[0146]对所述中等氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿作为本实施例方案的最终尾矿进入尾矿库。
[0147]其中中等氧化率氧化铜选矿使用的硫化剂为硫氢化钠，捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油;
[0148]其中硫化铜粗选进行一次，捕收剂的用量为50g/t，起泡剂的用量为12.5g/t;
[0149]其中硫化铜扫选进行一次，捕收剂的用量为20g/t，起泡剂的用量为7.5g/t;
[0150]其中硫化铜精选进行五次，为不加药剂的空白精选，第一到第四次精选所得精矿进入下一次精选，每次精选得到的尾矿循序返回;
[0151]其中氧化铜粗选进行一次，硫化剂用量为2500g/t，捕收剂用量为120g/t，起泡剂的每次用量为7.5g/t;
[0152]其中氧化铜扫选进行六次，硫化剂的每次用量为700g/t，捕收剂的每次用量为50g/t，起泡剂的每次用量为2.5g/t;第一到第五次扫选所得的尾矿，进行下一次扫选，每次扫选得到的精矿都作为扫选精矿。
[0153](3)所得高品位氧化铜精矿和低品位氧化铜精矿的处理：
[0154]对高品位氧化铜精矿进行酸浸，所得浸出渣加水稀释至矿浆浓度为65%，与浓缩至矿浆浓度为65%的低品位氧化铜精矿混合调浆，送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;
[0155]所述酸浸的具体方式为：通过使用浓硫酸将矿浆pH值调至1.5，浸出高品位氧化铜精矿;所述高品位氧化铜精矿酸浸的条件为矿浆浓度20wt%，浸出时间9h。
[0156]其中高品位氧化铜精矿进行酸浸-稀释后测得pH值为4;低品位氧化铜精矿浓缩后测得pH值为9.5;混合调浆后所得的混合矿浆pH至为7。
[0157](4)高氧化率氧化铜矿石的处理：
[0158]所述高氧化率氧化铜矿石(以及各流程中硫化铜扫选所得精矿、各流程中硫化铜精选所得尾矿、高品位氧化铜精矿和低品位氧化铜精矿处理后所得的混合矿浆)磨至细于200目的颗粒占88%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿返回高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿。
[0159]其中高氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油;
[0160]其中硫化铜粗选进行一次，捕收剂用量为150g/t，起泡剂用量为15g/t;
[0161]其中硫化铜扫选进行两次，捕收剂的每次用量为75g/t，起泡剂的每次用量为7.5g/t;第一次扫选的尾矿，进行第二次扫选，每次扫选得到的精矿循序返回;
[0162]其中硫化铜精选进行五次，为不加药剂的空白精选，第一到第四次精选所得精矿进入下一次精选，每次精选所得尾矿循序返回。
[0163]对所述高氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿(高铜尾矿)进行酸浸，并对渣进行逆流洗涤，洗涤液中的铜金属最终都进入浸出液中实现了回收，得浸出液和浸出渣;浸出渣作为本实施例方案的最终尾矿进入尾矿库;其中酸浸的具体方式为：通过使用浓硫酸将矿浆pH值调至1.5，矿浆的浓度为20wt%，浸出时间9h;逆流洗涤的洗涤设备为浓密机，洗涤次数5次，浓密机逆流洗涤比为1.5(浓密机外加洗涤水体积与底流中溶液体积的比值称为洗涤比R)。
[0164]本实施例所得最终精矿和最终尾矿的检测数据如表1所示。
[0165]表1实施例1综合选矿方法试验结果
[0166]
[0167]对比例1
[0168]本对比例采用的矿石与实施例1相同，采用目前的常用处理方法进行选矿，与本发明实施例1的区别主要在于：
[0169](1)低氧化率氧化铜矿石、中等氧化率氧化铜矿石、高氧化率氧化铜矿石的硫化铜浮选中矿(即，硫化铜扫选所得精矿和硫化铜精选所得尾矿)，由进入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序改为返回各自的硫化铜粗选;
[0170](2)高品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、高氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得扫选尾矿(高铜尾矿)得到后不再处理，直接记为精矿;
[0171](3)低氧化率氧化铜矿石、中等氧化率氧化铜矿石的氧化铜扫选所得的扫选尾矿，记为最终尾矿。
[0172]本对比例采用的具体方法如下：
[0173]根据氧化率将所述氧化铜矿石分为：氧化率50%以下的低氧化率氧化铜矿石、氧化率50%～75%的中等氧化率氧化铜矿石、氧化率75%以上的高氧化率氧化铜矿石。
[0174](1)低氧化率氧化铜矿石的处理：
[0175]所述低氧化率氧化铜矿石磨至细于200目的颗粒占70%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿返回低氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;
[0176]对所述低氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿作为本对比例的最终尾矿进入尾矿库。
[0177]低氧化率氧化铜矿石的处理涉及的各浮选的具体操作和所用药剂与实施例1一致。
[0178](2)中等氧化率氧化铜矿石的处理：
[0179]所述中等氧化率氧化铜矿石磨至细于200目的颗粒占71%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿返回中等氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;
[0180]对所述中等氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿作为本实施例方案的最终尾矿进入尾矿库。
[0181]中等氧化率氧化铜矿石的处理涉及的各浮选的具体操作和所用药剂与实施例1一致。
[0182](3)高氧化率氧化铜矿石的处理：
[0183]所述高氧化率氧化铜矿石磨至细于200目的颗粒占88%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿返回高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿。
[0184]高氧化率氧化铜矿石的处理涉及的各浮选的具体操作和所用药剂与实施例1一致。
[0185]所述高氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿为高铜尾矿。
[0186]本对比例所得最终精矿和最终尾矿的检测数据如表2所示。
[0187]表2对比例1综合选矿方法试验结果
[0188]
[0189]由实施例1和对比例1的试验结果可知，同样的矿石、同样的处理量，与常规选矿方法相比，采用发明的工艺：硫化铜精矿铜品位由64.33%提高至68.22%，提高3.89个百分点;硫化铜精矿产率由2.40%降低至1.93%，降幅19.58%，降低了硫化铜精矿后续焙烧的处理量，降低了焙烧生产成本。
[0190]对比例1中将高品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、高氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得扫选尾矿(高铜尾矿)直接记为了精矿，不同于实施例1中是以高品位氧化铜精矿、高铜尾矿的浸出液作为计算，而后续对高品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、高铜尾矿的进一步冶炼(如浸出)肯定存在损耗。如对比例1中的低氧化率氧化铜矿石和中等氧化率氧化铜矿石经氧化铜扫选所得的扫选精矿，即低品位氧化铜精矿，采用常规的硫酸浸出时，浸出率只有50-60%，浸出渣铜品位仍高达1.5-2%。因此对比例1中的总精矿铜回收率算出的值是偏高的，如果采用与实施例1一致的计算标准，其结果会更低;但即便如此，实施例1算得的总精矿铜回收率为85.27%，仍比对比例1算得的84.65%提高了0.62个百分点。
[0191]实施例1中通过再磨，将硫化铜矿物与脉石矿物和氧化铜矿物解离后，低氧化率氧化铜矿、中等氧化率氧化铜矿的硫化铜浮选中矿再浮选的浮选效率大幅提高，中矿返回量大幅降低，同时减少了中矿返回硫化铜粗选对硫化铜浮选粗选的影响，使得实施例1所得硫化铜精矿铜品位提高。
[0192]实施例1中硫化铜精矿的回收率相比对比例1出现下降，主要是因为磨矿后，硫化铜矿物与氧化铜矿物解离度提高，氧化铜矿物与硫化铜矿物连生降低，减少了连生的氧化铜矿物进入硫化铜浮选粗选精矿和硫化铜浮选扫选精矿，降低了硫化铜精矿中氧化铜矿物的含量;实施例1中解离后的氧化铜矿物进入硫化铜浮选尾矿，在后续的氧化铜浮选中回收，不会损失于浮选尾矿中，因此，总铜回收率不会降低。
[0193]参考例
[0194]采用与实施例1相同的原料、工艺和参数，得到与实施例1相同的高品位氧化铜精矿酸浸的浸出渣，进行洗涤试验。
[0195]添加清水搅拌调浆，将浸出渣调至矿浆浓度25%(相当于一次清水洗涤)，澄清后取上层清夜(洗涤液)检测铜含量，取下层矿浆(洗涤渣)过滤检测铜品位，计算洗涤率;试验结果见表3。
[0196]表3高品位氧化铜精矿浸出渣洗涤试验结果
[0197]
[0198]由表3可知，高品位氧化铜精矿浸出渣进行一次清水洗涤的洗涤率为29.74%。
[0199]现有工艺处理高品位氧化铜精矿浸出渣时，是将其添加清水调浆至浓度20-30%后直接进行酸性浮选，获得低品位硫化铜精矿，浮选尾矿作为最终尾矿丢弃;如本试验结果，清水调浆过程中有29.74%的铜进入洗涤液中，这部分铜无法通过浮选回收，会进入最终尾矿中全部损失，使得铜回收率下降。
[0200]本发明中，将高品位氧化铜精矿浸出渣汇入高氧化率氧化铜矿石的处理中，洗涤液随高氧化率氧化铜矿石的硫化铜浮选进入选硫尾矿中，利用原本工艺已有的CCD(逆流洗涤)工序，洗涤液中的铜金属最终都进入浸出液中实现了回收。
[0201]实施例2
[0202]刚果(金)某铜矿，原矿铜品位为2.42%、氧化率为50.60%，矿石性质复杂。采用氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法进行回收。本实施例具体方法如下：
[0203]根据氧化率将所述氧化铜矿石分为：氧化率50%以下的低氧化率氧化铜矿石(测得铜平均品位3%～3.5%)、氧化率50%～75%的中等氧化率氧化铜矿石(测得铜平均品位2%～3%，耗酸碳酸盐脉石矿物含量偏高)、氧化率75%以上的高氧化率氧化铜矿石(测得铜平均品位3%～4%，耗酸碳酸盐脉石矿物含量偏低)。
[0204](1)低氧化率氧化铜矿石的处理：
[0205]所述低氧化率氧化铜矿石磨至细于200目的颗粒占71%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;
[0206]对所述低氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿作为本实施例方案的最终尾矿进入尾矿库。
[0207]其中低氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油，硫化剂为硫氢化钠;
[0208]其中硫化铜粗选进行一次，捕收剂用量为60g/t，起泡剂用量为10g/t;
[0209]其中硫化铜扫选进行一次，捕收剂用量为30g/t，起泡剂用量为5g/t;
[0210]其中硫化铜精选进行五次，为不加药剂的空白精选，第一到第四次精选所得精矿进入下一次精选，每次精选得到的尾矿循序返回;
[0211]其中氧化铜粗选进行一次，硫化剂用量为600g/t，捕收剂用量为30g/t，起泡剂用量为5g/t;
[0212]其中氧化铜扫选进行两次，硫化剂总用量为200g/t，捕收剂总用量为10g/t，起泡剂总用量为5g/t，第一次扫选所得的尾矿，进行第二次扫选，两次扫选得到的精矿都作为扫选精矿。
[0213](2)中等氧化率氧化铜矿石的处理：
[0214]所述中等氧化率氧化铜矿石磨至细于200目的颗粒占72%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;
[0215]对所述中等氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿作为本实施例方案的最终尾矿进入尾矿库。
[0216]其中中等氧化率氧化铜选矿使用的硫化剂为硫氢化钠，捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油;
[0217]其中硫化铜粗选进行一次，捕收剂的用量为40g/t，起泡剂的用量为10g/t;
[0218]其中硫化铜扫选进行一次，捕收剂的用量为10g/t，起泡剂的用量为5g/t;
[0219]其中硫化铜精选进行五次，为不加药剂的空白精选，第一到第四次精选所得精矿进入下一次精选，每次精选得到的尾矿循序返回;
[0220]其中氧化铜粗选进行一次，硫化剂用量为2000g/t，捕收剂用量为100g/t，起泡剂的每次用量为5g/t;
[0221]其中氧化铜扫选进行六次，硫化剂的每次用量为600g/t，捕收剂的每次用量为30g/t，起泡剂的每次用量为0g/t;第一到第五次扫选所得的尾矿，进行下一次扫选，每次扫选得到的精矿都作为扫选精矿。
[0222](3)所得高品位氧化铜精矿和低品位氧化铜精矿的处理：
[0223]对高品位氧化铜精矿进行酸浸，所得浸出渣加水稀释至矿浆浓度为60%，与浓缩至矿浆浓度为60%的低品位氧化铜精矿混合调浆，送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;
[0224]所述酸浸的具体方式为：通过使用浓硫酸将矿浆pH值调至2，浸出高品位氧化铜精矿;所述高品位氧化铜精矿酸浸的条件为矿浆浓度10wt%，浸出时间6h。
[0225]其中高品位氧化铜精矿进行酸浸-稀释后测得pH值为3.8;低品位氧化铜精矿浓缩后测得pH值为9;混合调浆后所得的混合矿浆pH至为6.8。
[0226](4)高氧化率氧化铜矿石的处理：
[0227]所述高氧化率氧化铜矿石(以及各流程中硫化铜扫选所得精矿、各流程中硫化铜精选所得尾矿、高品位氧化铜精矿和低品位氧化铜精矿处理后所得的混合矿浆)磨至细于200目的颗粒占90%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿返回高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿。
[0228]其中高氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油;
[0229]其中硫化铜粗选进行一次，捕收剂用量为100g/t，起泡剂用量为10g/t;
[0230]其中硫化铜扫选进行两次，捕收剂的每次用量为50g/t，起泡剂的每次用量为5g/t;第一次扫选的尾矿，进行第二次扫选，每次扫选得到的精矿循序返回;
[0231]其中硫化铜精选进行五次，为不加药剂的空白精选，第一到第四次精选所得精矿进入下一次精选，每次精选所得尾矿循序返回。
[0232]对所述高氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿(高铜尾矿)进行酸浸，并对渣进行逆流洗涤，洗涤液中的铜金属最终都进入浸出液中实现了回收，得浸出液和浸出渣;浸出渣作为本实施例方案的最终尾矿进入尾矿库;其中酸浸的具体方式为：通过使用浓硫酸将矿浆pH值调至2，矿浆的浓度为10wt%，浸出时间6h;逆流洗涤的洗涤设备为浓密机，洗涤次数5次，浓密机逆流洗涤比为1.5(浓密机外加洗涤水体积与底流中溶液体积的比值称为洗涤比R)。
[0233]本实施例所得最终精矿和最终尾矿的检测数据如表4所示。
[0234]表4实施例2综合选矿方法试验结果
[0235]
[0236]实施例3
[0237]刚果(金)某铜矿，原矿铜品位为3.54%、氧化率为61.67%，矿石性质复杂。采用氧化铜矿选冶产品串流集中再磨浮选选矿方法进行回收。本实施例具体方法如下：
[0238]根据氧化率将所述氧化铜矿石分为：氧化率50%以下的低氧化率氧化铜矿石(测得铜平均品位3%～3.5%)、氧化率50%～75%的中等氧化率氧化铜矿石(测得铜平均品位2%～3%，耗酸碳酸盐脉石矿物含量偏高)、氧化率75%以上的高氧化率氧化铜矿石(测得铜平均品位3%～4%，耗酸碳酸盐脉石矿物含量偏低)。
[0239](1)低氧化率氧化铜矿石的处理：
[0240]所述低氧化率氧化铜矿石磨至细于200目的颗粒占69%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;
[0241]对所述低氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿作为本实施例方案的最终尾矿进入尾矿库。
[0242]其中低氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油，硫化剂为硫氢化钠;
[0243]其中硫化铜粗选进行一次，捕收剂用量为100g/t，起泡剂用量为20g/t;
[0244]其中硫化铜扫选进行一次，捕收剂用量为50g/t，起泡剂用量为10g/t;
[0245]其中硫化铜精选进行五次，为不加药剂的空白精选，第一到第四次精选所得精矿进入下一次精选，每次精选得到的尾矿循序返回;
[0246]其中氧化铜粗选进行一次，硫化剂用量为1000g/t，捕收剂用量为60g/t，起泡剂用量为10g/t;
[0247]其中氧化铜扫选进行两次，硫化剂总用量为600g/t，捕收剂总用量为30g/t，起泡剂总用量为10g/t，第一次扫选所得的尾矿，进行第二次扫选，两次扫选得到的精矿都作为扫选精矿。
[0248](2)中等氧化率氧化铜矿石的处理：
[0249]所述中等氧化率氧化铜矿石磨至细于200目的颗粒占68%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿;
[0250]对所述中等氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿进行氧化铜粗选，所得粗选精矿为高品位氧化铜精矿，所得粗选尾矿进行氧化铜扫选;所述氧化铜扫选所得的扫选精矿为低品位氧化铜精矿;所述氧化铜扫选所得的扫选尾矿作为本实施例方案的最终尾矿进入尾矿库。
[0251]其中中等氧化率氧化铜选矿使用的硫化剂为硫氢化钠，捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油;
[0252]其中硫化铜粗选进行一次，捕收剂的用量为60g/t，起泡剂的用量为15g/t;
[0253]其中硫化铜扫选进行一次，捕收剂的用量为30g/t，起泡剂的用量为10g/t;
[0254]其中硫化铜精选进行五次，为不加药剂的空白精选，第一到第四次精选所得精矿进入下一次精选，每次精选得到的尾矿循序返回;
[0255]其中氧化铜粗选进行一次，硫化剂用量为3000g/t，捕收剂用量为150g/t，起泡剂的每次用量为10g/t;
[0256]其中氧化铜扫选进行六次，硫化剂的每次用量为800g/t，捕收剂的每次用量为70g/t，起泡剂的每次用量为5g/t;第一到第五次扫选所得的尾矿，进行下一次扫选，每次扫选得到的精矿都作为扫选精矿。
[0257](3)所得高品位氧化铜精矿和低品位氧化铜精矿的处理：
[0258]对高品位氧化铜精矿进行酸浸，所得浸出渣加水稀释至矿浆浓度为70%，与浓缩至矿浆浓度为70%的低品位氧化铜精矿混合调浆，送入高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;
[0259]所述酸浸的具体方式为：通过使用浓硫酸将矿浆pH值调至1.5，浸出高品位氧化铜精矿;所述高品位氧化铜精矿酸浸的条件为矿浆浓度15wt%，浸出时间7h。
[0260]其中高品位氧化铜精矿进行酸浸-稀释后测得pH值为4.2;低品位氧化铜精矿浓缩后测得pH值为10;混合调浆后所得的混合矿浆pH至为7.3。
[0261](4)高氧化率氧化铜矿石的处理：
[0262]所述高氧化率氧化铜矿石(以及各流程中硫化铜扫选所得精矿、各流程中硫化铜精选所得尾矿、高品位氧化铜精矿和低品位氧化铜精矿处理后所得的混合矿浆)磨至细于200目的颗粒占86%，进行硫化铜粗选，所得粗选尾矿进行硫化铜扫选，所得粗选精矿进行硫化铜精选;所述硫化铜扫选所得精矿和所述硫化铜精选所得尾矿返回高氧化率氧化铜矿石的磨矿工序;所述硫化铜精选所得精选精矿为硫化铜精矿。
[0263]其中高氧化率氧化铜选矿使用的捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油;
[0264]其中硫化铜粗选进行一次，捕收剂用量为200g/t，起泡剂用量为20g/t;
[0265]其中硫化铜扫选进行两次，捕收剂的每次用量为100g/t，起泡剂的每次用量为10g/t;第一次扫选的尾矿，进行第二次扫选，每次扫选得到的精矿循序返回;
[0266]其中硫化铜精选进行五次，为不加药剂的空白精选，第一到第四次精选所得精矿进入下一次精选，每次精选所得尾矿循序返回。
[0267]对所述高氧化率氧化铜矿石硫化铜扫选所得的扫选尾矿(高铜尾矿)进行酸浸，并对渣进行逆流洗涤，洗涤液中的铜金属最终都进入浸出液中实现了回收，得浸出液和浸出渣;浸出渣作为本实施例方案的最终尾矿进入尾矿库;其中酸浸的具体方式为：通过使用浓硫酸将矿浆pH值调至1.5，矿浆的浓度为15wt%，浸出时间7h;逆流洗涤的洗涤设备为浓密机，洗涤次数5次，浓密机逆流洗涤比为1.5(浓密机外加洗涤水体积与底流中溶液体积的比值称为洗涤比R)。
[0268]本实施例所得最终精矿和最终尾矿的检测数据如表5所示。
[0269]表5实施例3综合选矿方法试验结果
[0270]
说明书附图(1)
