权利要求
洗涤所述氧化铜浸出渣，得洗涤液和洗涤渣;
选硫尾矿进行重力分选的重选，得密度大的重选精矿和密度小的重选尾矿;
所述洗涤液、硫化铜精矿B和重选精矿一同加酸浸出;
所述重选尾矿采用萃余液中和浸出;
所述氧化铜浸出渣为酸浸所得的浸渣，铜品位为1wt%~3wt%，铁品位≤3wt%，钙品位≥7wt%，镁品位≥5wt%;
所述中品位氧化铜精矿的铜品位为3wt%~9wt%，铁品位≤3wt%，钙品位≥7wt%，镁品位≥5wt%;
所述低品位氧化铜精矿的铜品位为1wt%~3wt%，铁品位≤2wt%，钙品位≥10wt%，镁品位≥9wt%;
所述磁选氧化铜精矿的铜品位为2wt%~5wt%，铁品位>5wt%，钙品位≥4wt%，镁品位≥3wt%;
重选精矿的铁元素品位为25wt%~40wt%。
2.根据权利要求1所述的氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，其特征在于，所述洗涤的洗涤剂为水，所述氧化铜浸出渣与水的比例为15~25∶75~85;洗涤时间为10min~30min;所得洗涤液的铜品位为2wt%~3wt%，pH值为2~3。
3.根据权利要求1所述的氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，其特征在于，再磨时，所述洗涤渣、中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿的质量比为1~4∶1~4∶1~3∶1~4。
4.根据权利要求1所述的氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，其特征在于，氧化铜浸出渣中粒径在74μm以下的颗粒占比90wt%以上;中品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比46wt%~54wt%;低品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比90wt%以上;磁选氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比58wt%~65wt%;
所述再磨矿浆中，粒径在74μm以下的颗粒占比80wt%~90wt%，再磨矿浆的矿浆浓度为25wt%~35wt%。
5.根据权利要求1所述的氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，其特征在于，硫化铜浮选B中，每吨再磨矿浆添加150~400g捕收剂和15~30g起泡剂;
重选精矿的密度为3g/cm3以上;重选尾矿的密度为2g/cm3以下。
6.根据权利要求1所述的氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，其特征在于，硫化铜浮选B中，所用捕收剂为丁基黄药，所用起泡剂为2#油。
7.根据权利要求1所述的氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，其特征在于，加酸浸出前，将所述硫化铜精矿B和重选精矿按照干矿质量比1~2∶1~2配料，浓缩至矿浆浓度为60wt%~70wt%，然后加洗涤液至矿浆浓度为8wt%~15wt%;
加酸浸出中添加硫酸，添加量为50g/L~250g/L;
加酸浸出的温度为70℃~85℃。
8.根据权利要求1所述的氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，其特征在于，萃余液中和浸出的温度为20℃~30℃，浸出时间4h~6h，萃余液与重选尾矿的质量比为10~20∶1;
所述萃余液中铁含量为1g/L~2g/L，硫酸含量为8g/L~20g/L。
9.根据权利要求1~8中任一项所述的氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，其特征在于，所述氧化铜矿低品位产品为高氧化率氧化铜矿的选矿产品;
对高氧化率氧化铜矿原矿进行磨矿，得原矿矿浆;原矿矿浆进行硫化铜浮选;所得硫化铜浮选尾矿进行两段以上的氧化铜粗选;氧化铜粗选所得尾矿进行氧化铜扫选;氧化铜扫选所得尾矿进行磁选;
第一段氧化铜粗选所得精矿为高品位氧化铜精矿;高品位氧化铜精矿浸出后得氧化铜浸出渣;
第一段以外的其余段氧化铜粗选所得精矿为中品位氧化铜精矿;
氧化铜扫选所得精矿为低品位氧化铜精矿;
磁选所得精矿为磁选氧化铜精矿;
高氧化率氧化铜矿原矿的铜品位为1.5wt%~2.5wt%，铜氧化率为60wt%~80wt%。
10.根据权利要求9所述的氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，其特征在于，硫化铜浮选包括硫化铜粗选、硫化铜精选和硫化铜扫选;
硫化铜粗选所得尾矿进行硫化铜扫选;硫化铜扫选所得尾矿为硫化铜浮选尾矿;
硫化铜粗选所得精矿进行硫化铜精选;硫化铜精选所得精矿为硫化铜精矿;
硫化铜精选所得尾矿返回硫化铜粗选;硫化铜扫选所得精矿返回硫化铜粗选。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及一种铜矿石选矿冶金领域，具体涉及一种氧化矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法。
背景技术
[0002]铜凭借其卓越的导电性、导热性与延展性，被广泛应用于电力系统的电缆、变压器，电子信息产业的芯片、印刷电路板，以及新能源汽车的电机、电池等关键部件，在诸多领域发挥着不可替代的核心作用。铜矿资源虽有一定储量，但高品位硫化铜矿日渐枯竭，高氧化率氧化铜矿已成为重要替代资源，其中，中非铜成矿带的氧化铜矿储量占全球总量的一半以上。该地区高氧化率氧化铜矿通常采用硫化铜浮选+氧化铜浮选+磁选的方式选别，其中氧化铜浮选会产出高、中、低三种品位的氧化铜精矿，磁选会产出一种磁选精矿，各氧化态铜精矿产品通过硫酸浸出-萃取-电积的工艺产生合格的阴极铜产品。
[0003]目前的常规工艺在处理高氧化率铜矿时存在一定问题：一是该区域的铜矿石中含大量的碱性脉石，如方解石CaCO3、白云石CaMg(CO3)2等，这些脉石大量存在于中、低品位氧化态精矿产品中，其中，中、低品位浮选氧化铜精矿、磁选精矿中脉石含量较高，其浸出过程酸耗较高，导致生产成本较高。
发明内容
[0004]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，提供一种酸耗小、回收率高的氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法。
[0005]本发明解决其技术问题所采用的技术方案如下：一种氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，所述氧化铜矿低品位产品包括氧化铜浸出渣、中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿;
洗涤所述氧化铜浸出渣，得洗涤液和洗涤渣;
所述洗涤渣与中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿一同进行再磨，得再磨矿浆;再磨矿浆进行硫化铜浮选B，得硫化铜精矿B和选硫尾矿;
选硫尾矿进行重力分选的重选，得密度大的重选精矿和密度小的重选尾矿;
所述洗涤液、硫化铜精矿B和重选精矿一同加酸浸出;
所述重选尾矿采用萃余液中和浸出;
所述氧化铜浸出渣为酸浸所得的浸渣，铜品位为1wt%~3wt%，铁品位≤3wt%，钙品位≥7wt%，镁品位≥5wt%;
所述中品位氧化铜精矿的铜品位为3wt%~9wt%，铁品位≤3wt%，钙品位≥7wt%，镁品位≥5wt%;
所述低品位氧化铜精矿的铜品位为1wt%~3wt%，铁品位≤2wt%，钙品位≥10wt%，镁品位≥9wt%;
所述磁选氧化铜精矿的铜品位为2wt%~5wt%，铁品位>5wt%，钙品位≥4wt%，镁品位≥3wt%;
重选精矿的铁元素品位为25wt%~40wt%。
[0006]优选地，所述洗涤的洗涤剂为水，所述氧化铜浸出渣与水的比例为15~25∶75~85;洗涤时间为10min~30min。
[0007]优选地，所得洗涤液的铜品位为2wt%~3wt%，pH值为2~3。
[0008]优选地，再磨时，所述洗涤渣、中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿的质量比为1~4∶1~4∶1~3∶1~4。
[0009]优选地，氧化铜浸出渣中粒径在74μm以下的颗粒占比90wt%以上。
[0010]优选地，中品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比46wt%~54wt%。
[0011]优选地，低品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比90wt%以上。
[0012]优选地，磁选氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比58wt%~65wt%。
[0013]优选地，所述再磨矿浆中，粒径在74μm以下的颗粒占比80wt%~90wt%，再磨矿浆的矿浆浓度为25wt%~35wt%。
[0014]优选地，硫化铜浮选B中，每吨再磨矿浆添加150~400g捕收剂和15~30g起泡剂。
[0015]优选地，重选精矿的密度为3g/cm3以上;重选尾矿的密度为2g/cm3以下。
[0016]优选地，硫化铜浮选B中，所用捕收剂为丁基黄药，所用起泡剂为2#油。
[0017]优选地，加酸浸出前，将所述硫化铜精矿B和重选精矿按照干矿质量比1~2∶1~2配料，浓缩至矿浆浓度为60wt%~70wt%，然后加洗涤液至矿浆浓度为8wt%~15wt%。
[0018]优选地，加酸浸出中添加硫酸，添加量为50g/L~250g/L。
[0019]优选地，加酸浸出的温度为70℃~85℃。
[0020]优选地，萃余液中和浸出的温度为20℃~30℃，浸出时间4h~6h，萃余液与重选尾矿的质量比为10~20∶1。
[0021]优选地，所述萃余液中铁含量为1g/L~2g/L，硫酸含量为8g/L~20g/L。
[0022]优选地，所述氧化铜矿低品位产品为高氧化率氧化铜矿的选矿产品。
[0023]优选地，对高氧化率氧化铜矿原矿进行磨矿，得原矿矿浆;原矿矿浆进行硫化铜浮选;所得硫化铜浮选尾矿进行两段以上的氧化铜粗选;氧化铜粗选所得尾矿进行氧化铜扫选;氧化铜扫选所得尾矿进行磁选;
第一段氧化铜粗选所得精矿为高品位氧化铜精矿;高品位氧化铜精矿浸出后得氧化铜浸出渣;
第一段以外的其余段氧化铜粗选所得精矿为中品位氧化铜精矿;
氧化铜扫选所得精矿为低品位氧化铜精矿;
磁选所得精矿为磁选氧化铜精矿。
[0024]更优选地，高氧化率氧化铜矿原矿的铜品位为1.5wt%~2.5wt%，铜氧化率为60wt%~80wt%。
[0025]更优选地，硫化铜浮选包括硫化铜粗选、硫化铜精选和硫化铜扫选。
[0026]更优选地，硫化铜粗选所得尾矿进行硫化铜扫选;硫化铜扫选所得尾矿为硫化铜浮选尾矿;硫化铜粗选所得精矿进行硫化铜精选;硫化铜精选所得精矿为硫化铜精矿;硫化铜精选所得尾矿返回硫化铜粗选;硫化铜扫选所得精矿返回硫化铜粗选。
[0027]本发明具有以下的有益效果：
1、本发明针对铜品位低、浸出率低、酸耗高、选冶综合经济效益差的多种氧化铜矿低品位产品，根据有价金属铜的赋存特征差异，采用选冶联合梯级协同工艺集中处理，可一次性经济、高效地回收氧化铜浸出渣、中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿中的铜金属，较四种产品单独进行优化工艺处理，大幅简化了生产工艺流程，降低了投资成本;
2、通过“洗涤-磨矿-浮选-重选-浸出”的选冶梯级工艺组合，根据不同氧化铜低品位产品的特点，结合不同选冶工艺的优点，实现了选矿与冶金工艺的高效联合：通过洗涤方式低成本、高效回收氧化铜浸出渣中残余浸出液中的铜;通过对混合矿样进行磨矿、浮选解离回收硫化铜矿物;浮选尾矿通过重选回收粗粒氧化铜矿物和氧化铁矿物;通过浸出高效回收铜金属;大幅提高了氧化铜矿低品位选冶产品铜选冶综合回收率的同时，降低了冶炼浸出酸耗和石灰用量，极大提升经济效益;
3、中、低品位的浮选氧化铜精矿和磁选精矿中耗酸脉石含量较高，直接浸出酸耗较高;中、低品位氧化铜精矿及氧化铜浸出渣中还致密共生了部分硫化铜，采用常规硫酸浸出工艺无法浸出，导致浸出率较低;该部分硫化铜主要以辉铜矿的形式存在，在常规的常温硫酸浸出过程中，无法直接发生反应;磁选精矿中含有褐铁矿等三价铁氧化物，经过再磨、浮选和重选，这些铁氧化物进入到重选精矿中，在浸出体系中引入重选精矿能够，释放Fe3+，为辉铜矿的氧化提供了稳定、高效的驱动力;避免了外部氧化剂的添加;两种矿物在溶液中还构成了原电池体系，重选精矿作为阳极被消耗，而辉铜矿作为阴极被优先溶解，这一电化学耦合效应极大地强化了浸出动力学;在同时含有氧化型/混合型与硫化型(以辉铜矿为主)的复杂铜资源，通过内部物质的协同循环，实现了以废治废、过程强化和清洁生产的目标，具有显著的经济和环境效益;
4、利用以孔雀石为主的氧化铜矿物、以褐铁矿为主的氧化铁矿物与脉石矿物的密度差异，使用重选工艺实现氧化铜矿的富集，获得含氧化铁矿物的重选精矿，实现与耗酸脉石矿物的高效分离，大幅降低浸出酸耗的同时，无需添加化学药剂，工艺简单、选别成本低、且无污染;
5、洗涤液、硫化铜精矿B和重选精矿一同加酸浸出利用了重选精矿中氧化铁矿物的氧化性，在相对较低温度和酸度条件，即可实现硫化铜矿和氧化铜矿物同步快速高效浸出，与传统的硫化铜矿物需通过加温高酸(>200g/L)充氧及外加氧化剂才能较好的浸出相比，本工艺无需充氧、无需额外添加氧化剂;酸度降低可降低浸出设备材质要求，并利用洗涤液中的残酸，进一步降低浸出新添加硫酸用量，大幅降低浸出成本;
6、细粒氧化铜矿物及少量细粒硫化铜矿物进入重选尾矿中，利用外排萃余液中的残酸进行中和浸出，无需添加新酸，大幅降低了硫酸用量，同时利用萃余液中铁离子的氧化性，大幅提高铜浸出率，且利用重选尾矿中高含量的碳酸盐脉石矿物，中和萃余液中的残酸，避免了萃余液外排时采用石灰进行中和，大幅降低了石灰用量。
[0028]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
[0029]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：
图1是本发明实施例1氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法的工艺流程图。
具体实施方式
[0030]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。
[0031]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。
[0032]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。
[0033]本发明的实施例提供了一种氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，所述氧化铜矿低品位产品包括氧化铜浸出渣、中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿;
洗涤所述氧化铜浸出渣，得洗涤液和洗涤渣;
所述洗涤渣与中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿一同进行再磨，得再磨矿浆;再磨矿浆进行硫化铜浮选B，得硫化铜精矿B和选硫尾矿;
选硫尾矿进行重力分选的重选，得密度大的重选精矿和密度小的重选尾矿;
所述洗涤液、硫化铜精矿B和重选精矿一同加酸浸出;
所述重选尾矿采用萃余液中和浸出;
所述氧化铜浸出渣为酸浸所得的浸渣，铜品位为1wt%~3wt%，铁品位≤3wt%，钙品位≥7wt%，镁品位≥5wt%;
所述中品位氧化铜精矿的铜品位为3wt%~9wt%，铁品位≤3wt%，钙品位≥7wt%，镁品位≥5wt%;
所述低品位氧化铜精矿的铜品位为1wt%~3wt%，铁品位≤2wt%，钙品位≥10wt%，镁品位≥9wt%;
所述磁选氧化铜精矿的铜品位为2wt%~5wt%，铁品位>5wt%，钙品位≥4wt%，镁品位≥3wt%;
重选精矿的铁元素品位为25wt%~40wt%。
[0034]各氧化铜矿低品位产品中，钙、镁主要来自产品中大量的碱性脉石，如方解石CaCO3、白云石CaMg(CO3)2等。
[0035]在本发明的实施例中，所述洗涤的洗涤剂为水，所述氧化铜浸出渣与水的比例为15~25∶75~85;洗涤时间为10min~30min。
[0036]在本发明的实施例中，所得洗涤液的铜品位为2wt%~3wt%，pH值为2~3。
[0037]在本发明的实施例中，再磨时，所述洗涤渣、中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿的质量比为1~4∶1~4∶1~3∶1~4。
[0038]在本发明的实施例中，氧化铜浸出渣中粒径在74μm以下的颗粒占比90wt%以上。
[0039]在本发明的实施例中，中品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比46wt%~54wt%。
[0040]在本发明的实施例中，低品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比90wt%以上。
[0041]在本发明的实施例中，磁选氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比58wt%~65wt%。
[0042]在本发明的实施例中，所述再磨矿浆中，粒径在74μm以下的颗粒占比80wt%~90wt%，再磨矿浆的矿浆浓度为25wt%~35wt%。
[0043]在本发明的实施例中，硫化铜浮选B中，每吨再磨矿浆添加150~400g捕收剂和15~30g起泡剂。
[0044]在本发明的实施例中，重选精矿的密度为3g/cm3以上;重选尾矿的密度为2g/cm3以下。
[0045]在本发明的实施例中，所述重选采用摇床、螺旋溜槽、跳汰中的一种或两种以上。
[0046]在本发明的实施例中，硫化铜浮选B中，所用捕收剂为丁基黄药，所用起泡剂为2#油。
[0047]在本发明的实施例中，加酸浸出前，将所述硫化铜精矿B和重选精矿按照干矿质量比1~2∶1~2配料，浓缩至矿浆浓度为60wt%~70wt%，然后加洗涤液至矿浆浓度为8wt%~15wt%。
[0048]在本发明的实施例中，加酸浸出中添加硫酸，添加量为50g/L~250g/L。
[0049]在本发明的实施例中，加酸浸出的温度为70℃~85℃。
[0050]在本发明的实施例中，萃余液中和浸出的温度为20℃~30℃，浸出时间4h~6h，萃余液与重选尾矿的质量比为10~20∶1。
[0051]在本发明的实施例中，所述萃余液中铁含量为1g/L~2g/L，硫酸含量为8g/L~20g/L。
[0052]萃余液来自生产阴极铜的萃取-电积过程。由于系统水膨胀，需定期外排部分萃余液，外排前需要使用石灰进行中和，这一过程消耗大量石灰，提高了处理过程的生产成本。将萃余液用于重选尾矿的浸出，具有较好的浸出效果，并且可以节约大量石灰和硫酸。
[0053]中、低品位的浮选氧化铜精矿和磁选精矿中耗酸脉石含量较高，直接浸出酸耗较高。中、低品位氧化铜精矿及氧化铜浸出渣中还致密共生了部分硫化铜，采用常规硫酸浸出工艺无法浸出，导致浸出率较低;该部分硫化铜主要以辉铜矿的形式存在，在常规的常温硫酸浸出过程中，无法直接发生反应。磁选精矿中含有褐铁矿等三价铁氧化物，经过再磨、浮选和重选，这些铁氧化物进入到重选精矿中，在浸出体系中引入重选精矿能够，释放Fe3+，为辉铜矿的氧化提供了稳定、高效的驱动力;避免了外部氧化剂的添加。两种矿物在溶液中还构成了原电池体系，重选精矿作为阳极被消耗，而辉铜矿作为阴极被优先溶解，这一电化学耦合效应极大地强化了浸出动力学。在同时含有氧化型/混合型与硫化型(以辉铜矿为主)的复杂铜资源，通过内部物质的协同循环，实现了以废治废、过程强化和清洁生产的目标，具有显著的经济和环境效益。
[0054]在本发明的实施例中，所述氧化铜矿低品位产品为高氧化率氧化铜矿的选矿产品。
[0055]在本发明的实施例中，对高氧化率氧化铜矿原矿进行磨矿，得原矿矿浆;原矿矿浆进行硫化铜浮选;所得硫化铜浮选尾矿进行两段以上的氧化铜粗选;氧化铜粗选所得尾矿进行氧化铜扫选;氧化铜扫选所得尾矿进行磁选;
第一段氧化铜粗选所得精矿为高品位氧化铜精矿;高品位氧化铜精矿浸出后得氧化铜浸出渣;
第一段以外的其余段氧化铜粗选所得精矿为中品位氧化铜精矿;
氧化铜扫选所得精矿为低品位氧化铜精矿;
磁选所得精矿为磁选氧化铜精矿。
[0056]在本发明的一些实施例中，高氧化率氧化铜矿原矿的铜品位为1.5wt%~2.5wt%，铜氧化率为60wt%~80wt%。
[0057]在本发明的一些实施例中，所述高氧化率氧化铜矿中钙元素含量4wt%以上，镁含量4wt%以上。
[0058]在本发明的一些实施例中，硫化铜浮选包括硫化铜粗选、硫化铜精选和硫化铜扫选。
[0059]在本发明的一些实施例中，硫化铜粗选所得尾矿进行硫化铜扫选;硫化铜扫选所得尾矿为硫化铜浮选尾矿;硫化铜粗选所得精矿进行硫化铜精选;硫化铜精选所得精矿为硫化铜精矿;硫化铜精选所得尾矿返回硫化铜粗选;硫化铜扫选所得精矿返回硫化铜粗选。
[0060]在本发明的一些实施例中，所述硫化铜粗选中添加捕收剂和起泡剂。
[0061]在本发明的一些实施例中，所述硫化铜扫选中添加捕收剂和起泡剂。
[0062]在本发明的一些实施例中，所述氧化铜粗选中添加硫化剂、捕收剂和起泡剂。
[0063]在本发明的一些实施例中，所述氧化铜扫选中添加硫化剂、捕收剂和起泡剂。
[0064]实施例
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。
[0065]实施例1
(1)氧化铜矿低品位产品成分与来源
本实施例涉及的氧化铜矿低品位产品来自刚果(金)某高氧化率氧化铜矿选冶过程，各产品的化学分析结果如表1所示，表中数据的单位为质量百分比(wt%)。
[0066]表1实施例1的氧化铜矿低品位产品元素分析(wt%)
氧化铜浸出渣中粒径在74μm以下的颗粒占比94.16wt%，中品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比49.02wt%，低品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比95.57wt%，磁选氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比62.26wt%。
[0067]本实施例中的氧化铜矿低品位产品具体来源情况如下：某高氧化率氧化铜矿为原矿，磨矿后得原矿矿浆;原矿矿浆进行硫化铜浮选;所得硫化铜浮选尾矿进行两段的氧化铜粗选;氧化铜粗选所得尾矿进行氧化铜扫选;氧化铜扫选所得尾矿进行磁选;
第一段氧化铜粗选所得精矿为高品位氧化铜精矿;高品位氧化铜精矿浸出后得氧化铜浸出渣;
第二段氧化铜粗选所得精矿为中品位氧化铜精矿;
氧化铜扫选所得精矿为低品位氧化铜精矿;
磁选所得精矿为磁选氧化铜精矿。
[0068]所述高氧化率氧化铜矿的铜品位为2.10wt%，铜氧化率为72.42wt%，钙元素含量4.39wt%，镁含量4.81wt%。
[0069]原矿矿浆的硫化铜浮选包括硫化铜粗选、硫化铜精选和硫化铜扫选;
硫化铜粗选所得尾矿进行硫化铜扫选;硫化铜扫选所得尾矿为硫化铜浮选尾矿;
硫化铜粗选所得精矿进行硫化铜精选;硫化铜精选所得精矿为硫化铜精矿;
硫化铜精选所得尾矿返回硫化铜粗选;硫化铜扫选所得精矿返回硫化铜粗选。
[0070](2)处理方法
本实施例氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，工艺流程如图1所示，具体操作如下：
1)洗涤：用水洗涤所述氧化铜浸出渣，得洗涤液和洗涤渣;
洗涤时所述氧化铜浸出渣与水的质量比为20∶80;洗涤时间10min;所得洗涤液的铜品位为2.64wt%，pH值为2.98。
[0071]2)再磨：将所得洗涤渣与中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿按照质量比30.03∶16.26∶19.68∶34.03配料(该比例与各氧化铜矿低品位产品产生比例一致)，一同经过再磨获得再磨矿浆;再磨采用球磨法;所得再磨矿浆中，粒径在74μm以下的颗粒占比86.71wt%，矿浆浓度为30wt%;
3)浮选：再磨矿浆进行硫化铜浮选B，每吨再磨矿浆对应添加325g丁基黄药和26.8g的2#油，获得硫化铜精矿B与选硫尾矿，硫化铜精矿B的铜品位为11.81wt%，铜回收率为18.49%;
4)重选：选硫尾矿进行重力分选的重选，得密度大的重选精矿和密度小的重选尾矿;重选采用摇床进行;所得重选精矿的铜品位为14.22wt%，铜回收率为35.34%，铁元素品位为29.60wt%;所属重选精矿矿石密度3.175g/cm3，重选尾矿矿石密度1.951 g/cm3。
[0072]5)浸出：
硫化铜精矿B和重选精矿按照干矿质量比3.73∶6.64配料，将矿浆浓度浓缩至65wt%，再加洗涤液至矿浆浓度为10wt%;添加硫酸浸出，硫酸添加量为100g/L，浸出过程中的温度为80℃;
所述重选尾矿采用萃余液中和浸出，萃余液与重选尾矿的质量比为10∶1，浸出时间5h，浸出过程中的温度为25℃;所述萃余液来自萃取-电积的阴极铜生产工艺，萃余液中铜含量0.38g/L，钴含量1.58g/L，铁含量1.48g/L，锰含量0.57g/L，钙含量0.57g/L，镁含量9.29g/L，铝含量0.67g/L，硅含量0.87g/L，硫酸含量11.72g/L。
[0073]本实施例选冶联合梯级协同回收方法的回收和酸耗情况见表2。
[0074]表2实施例1选冶联合梯级协同回收方法的回收和酸耗情况
使用实施例1以上方法处理上述高氧化率氧化铜矿选冶过程产生的低品位产品，选冶铜回收率合计为94.04%，相对原料酸耗为33.51kg酸/t矿。
[0075]对比例1
采用与实施例1相同低品位产品作为原料，与实施例1的区别在于：采用常规工艺，直接使用硫酸对各种产品进行直接浸出，浸出温度为25℃，液固比为6：1，浸出终点pH=1.5，浸出时间为6h。回收和酸耗情况如表3所示。
[0076]表3对比例1常规硫酸浸出工艺的回收和酸耗情况
分别直接使用硫酸进行浸出，分别获得了各种产品的浸出率及酸耗，与实施例1相同的产品质量比例计算选冶合计回收率，相对于原料的合计浸出率为70.81%，酸耗为148.09kg酸/t矿。
[0077]由表2、表3可知，使用实施例1的选冶联合梯级协同回收方法处理氧化铜矿低品位产品时，较现有的直接浸出方案可以提升铜选冶综合回收率23.23个百分点，酸耗降低114.57 kg酸/t矿，降幅达77.37%。
[0078]实施例2
(1)氧化铜矿低品位产品成分与来源
本实施例涉及的氧化铜矿低品位产品来自刚果(金)某高氧化率氧化铜矿选冶过程，各产品的化学分析结果如表4所示，表中数据的单位为质量百分比(wt%)。
[0079]氧化铜浸出渣中粒径在74μm以下的颗粒占比94.27wt%，中品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比50.05wt%，低品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比94.77wt%，磁选氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比61.22wt%。
[0080]表4实施例2的氧化铜矿低品位产品元素分析(wt%)
本实施例中的氧化铜矿低品位产品具体来源情况如下：某高氧化率氧化铜矿为原矿，磨矿后得原矿矿浆;原矿矿浆进行硫化铜浮选;所得硫化铜浮选尾矿进行两段的氧化铜粗选;氧化铜粗选所得尾矿进行氧化铜扫选;氧化铜扫选所得尾矿进行磁选;
第一段氧化铜粗选所得精矿为高品位氧化铜精矿;高品位氧化铜精矿浸出后得氧化铜浸出渣;
第二段氧化铜粗选所得精矿为中品位氧化铜精矿;
氧化铜扫选所得精矿为低品位氧化铜精矿;
磁选所得精矿为磁选氧化铜精矿。
[0081]所述高氧化率氧化铜矿的铜品位为1.95wt%，铜氧化率为63.59wt%，钙元素含量4.68wt%，镁含量4.96wt%。
[0082]原矿矿浆的硫化铜浮选包括硫化铜粗选、硫化铜精选和硫化铜扫选;
硫化铜粗选所得尾矿进行硫化铜扫选;硫化铜扫选所得尾矿为硫化铜浮选尾矿;
硫化铜粗选所得精矿进行硫化铜精选;硫化铜精选所得精矿为硫化铜精矿;
硫化铜精选所得尾矿返回硫化铜粗选;硫化铜扫选所得精矿返回硫化铜粗选。
[0083](2)处理方法
本实施例氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，具体操作如下：
1)洗涤：用水洗涤所述氧化铜浸出渣，得洗涤液和洗涤渣;
洗涤时所述氧化铜浸出渣与水的质量比为20∶80;洗涤时间10min;所得洗涤液的铜品位为0.86wt%，pH值为2.89。
[0084]2)再磨：将所得洗涤渣与中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿按照质量比30.03∶16.26∶19.68∶34.03配料，一同经过再磨获得再磨矿浆;再磨采用球磨法;所得再磨矿浆中，粒径在74μm以下的颗粒占比85.17wt%，矿浆浓度为31wt%;
3)浮选：再磨矿浆进行硫化铜浮选B，每吨再磨矿浆对应添加275g丁基黄药和23.4g的2#油，获得硫化铜精矿B与选硫尾矿，硫化铜精矿B的铜品位为15.47wt%，铜回收率为17.36%;
4)重选：选硫尾矿进行重力分选的重选，得密度大的重选精矿和密度小的重选尾矿;重选采用摇床进行;所得重选精矿的铜品位为23.65wt%，铜回收率为12.03%，铁元素品位为31.22wt%;所属重选精矿矿石密度3.225g/cm3，重选尾矿矿石密度1.922 g/cm3。
[0085]5)浸出：
硫化铜精矿B和重选精矿按照干矿质量比2.75∶1.70配料，将矿浆浓度浓缩至65wt%，再加洗涤液至矿浆浓度为10wt%;添加硫酸浸出，硫酸添加量为80g/L，浸出过程中的温度为75℃;
所述重选尾矿采用萃余液中和浸出，萃余液与重选尾矿的质量比为10∶1，浸出时间5h，浸出过程中的温度为25℃;所述萃余液来自萃取-电积的阴极铜生产工艺，萃余液中铜含量0.41g/L，钴含量1.55g/L，铁含量1.52g/L，锰含量0.62g/L，钙含量0.66g/L，镁含量8.97g/L，铝含量0.71g/L，硅含量0.93g/L，硫酸含量10.99g/L。
[0086]本实施例选冶联合梯级协同回收方法的回收和酸耗情况见表5。
[0087]表5实施例2选冶联合梯级协同回收方法的回收和酸耗情况
使用实施例2以上方法处理上述高氧化率氧化铜矿选冶过程产生的低品位产品，选冶铜回收率合计为83.19%，相对原料酸耗为38.05kg酸/t矿。
[0088]对比例2
采用与实施例2相同低品位产品作为原料，与实施例2的区别在于：采用常规工艺，直接使用硫酸对各种产品进行直接浸出，浸出温度为25℃，液固比为6：1，浸出终点pH=1.5，浸出时间为6h。回收和酸耗情况如表6所示。
[0089]表6对比例2常规硫酸浸出工艺的回收和酸耗情况
分别直接使用硫酸进行浸出，分别获得了各种产品的浸出率及酸耗，与实施例2相同的产品质量比例计算选冶合计回收率，相对于原料的合计浸出率为57.69%，酸耗为170.50kg酸/t矿。
[0090]由表5、表6可知，使用实施例2的选冶联合梯级协同回收方法处理氧化铜矿低品位产品时，较现有的直接浸出方案可以提升铜选冶综合回收率25.49个百分点，酸耗降低132.45kg酸/t矿，降幅达77.69%。
[0091]实施例3
(1)氧化铜矿低品位产品成分与来源
本实施例涉及的氧化铜矿低品位产品来自刚果(金)某高氧化率氧化铜矿选冶过程，各产品的化学分析结果如表7所示，表中数据的单位为质量百分比(wt%)。
[0092]表7实施例3的氧化铜矿低品位产品元素分析(wt%)
氧化铜浸出渣中粒径在74μm以下的颗粒占比92.83wt%，中品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比51.45wt%，低品位氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比95.83wt%，磁选氧化铜精矿中粒径在74μm以下的颗粒占比63.06wt%。
[0093]本实施例中的氧化铜矿低品位产品具体来源情况如下：某高氧化率氧化铜矿为原矿，磨矿后得原矿矿浆;原矿矿浆进行硫化铜浮选;所得硫化铜浮选尾矿进行两段的氧化铜粗选;氧化铜粗选所得尾矿进行氧化铜扫选;氧化铜扫选所得尾矿进行磁选;
第一段氧化铜粗选所得精矿为高品位氧化铜精矿;高品位氧化铜精矿浸出后得氧化铜浸出渣;
第二段氧化铜粗选所得精矿为中品位氧化铜精矿;
氧化铜扫选所得精矿为低品位氧化铜精矿;
磁选所得精矿为磁选氧化铜精矿。
[0094]所述高氧化率氧化铜矿的铜品位为2.03wt%，铜氧化率为77.91wt%，钙元素含量4.09wt%，镁含量4.65wt%。
[0095]原矿矿浆的硫化铜浮选包括硫化铜粗选、硫化铜精选和硫化铜扫选;
硫化铜粗选所得尾矿进行硫化铜扫选;硫化铜扫选所得尾矿为硫化铜浮选尾矿;
硫化铜粗选所得精矿进行硫化铜精选;硫化铜精选所得精矿为硫化铜精矿;
硫化铜精选所得尾矿返回硫化铜粗选;硫化铜扫选所得精矿返回硫化铜粗选。
[0096](2)处理方法
本实施例氧化铜矿低品位产品选冶联合梯级协同回收方法，具体操作如下：
1)洗涤：用水洗涤所述氧化铜浸出渣，得洗涤液和洗涤渣;
洗涤时所述氧化铜浸出渣与水的质量比为15∶85;洗涤时间30min;所得洗涤液的铜品位为0.72wt%，pH值为3.12。
[0097]2)再磨：将所得洗涤渣与中品位氧化铜精矿、低品位氧化铜精矿、磁选氧化铜精矿按照质量比30.03∶16.26∶19.68∶34.03配料，一同经过再磨获得再磨矿浆;再磨采用球磨法;所得再磨矿浆中，粒径在74μm以下的颗粒占比82.11wt%，矿浆浓度为28wt%;
3)浮选：再磨矿浆进行硫化铜浮选B，每吨再磨矿浆对应添加200g丁基黄药和20g的2#油，获得硫化铜精矿B与选硫尾矿，硫化铜精矿B的铜品位为10.29wt%，铜回收率为23.05%;
4)重选：选硫尾矿进行重力分选的重选，得密度大的重选精矿和密度小的重选尾矿;重选采用摇床进行;所得重选精矿的铜品位为20.35wt%，铜回收率为20.26%，铁元素品位为35.15wt%;所属重选精矿矿石密度3.095g/cm3，重选尾矿矿石密度1.936 g/cm3。
[0098]5)浸出：
硫化铜精矿B和重选精矿按照干矿质量比5.18∶3.28配料，将矿浆浓度浓缩至65wt%，再加洗涤液至矿浆浓度为10wt%;添加硫酸浸出，硫酸添加量为85g/L，浸出过程中的温度为80℃;
所述重选尾矿采用萃余液中和浸出，萃余液与重选尾矿的质量比为10∶1，浸出时间3h，浸出过程中的温度为25℃;所述萃余液来自萃取-电积的阴极铜生产工艺，萃余液中铜含量0.43g/L，钴含量1.63g/L，铁含量1.74g/L，锰含量0.66g/L，钙含量0.66g/L，镁含量9.63g/L，铝含量0.71g/L，硅含量0.90g/L，硫酸含量12.56g/L。
[0099]本实施例选冶联合梯级协同回收方法的回收和酸耗情况见表8。
[0100]表8实施例3选冶联合梯级协同回收方法的回收和酸耗情况
使用实施例3的以上方法处理上述高氧化率氧化铜矿选冶过程产生的低品位产品，选冶铜回收率合计为89.31%，相对原料酸耗为33.04kg酸/t矿。
[0101]对比例3
采用与实施例3相同低品位产品作为原料，与实施例3的区别在于：采用常规工艺，直接使用硫酸对各种产品进行直接浸出，浸出温度为25℃，液固比为6：1，浸出终点pH=1.5，浸出时间为6h。回收和酸耗情况如表9所示。
[0102]表9对比例3常规硫酸浸出工艺的回收和酸耗情况
分别直接使用硫酸进行浸出，分别获得了各种产品的浸出率及酸耗，与实施例3相同的产品质量比例计算选冶合计回收率，相对于原料的合计浸出率为61.88%，酸耗为191.13kg酸/t矿。
[0103]由表8、表9可知，使用实施例3的选冶联合梯级协同回收方法处理氧化铜矿低品位产品时，较现有的直接浸出方案可以提升铜选冶综合回收率27.43个百分点，酸耗降低158.09kg酸/t矿，降幅达82.71%。
[0104]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。
说明书附图(1)
