权利要求
A、浮选：
1)将硫化铜矿石经破碎，并磨矿至-200目占60%得到物料a;
B、生物氧化：
1)将黄铁矿精矿c脱水后磨矿至-325目占100%得到物料e;
2)将物料e调浆至矿浆浓度为15~25%得到矿浆f;
3)矿浆f中添加硫酸调整pH值为1.5~2.0，采用氧化亚铁硫杆菌进行生物氧化5~7天得到物料g;
C、黄铁矿浸出金：物料g中添加石灰将矿浆pH值控制在10~10.5，添加浸出剂金蝉，在常温下浸出6~8h，固液分离得到含金贵液h和固体黄铁矿i;
D、黄铁矿制酸：将固体黄铁矿i采用常规的氧化接触法制备硫酸;
E、氧化铜浸出铜：将黄铁矿制备的硫酸浸出氧化铜矿石，具体是先将氧化铜矿石破碎至-2mm，调浆至矿浆浓度为20~30%后再添加稀释至15~20%浓度的稀硫酸，在常温下搅拌浸出4~5h，固液分离得到废石和含铜浸出液。
2.根据权利要求1所述的露天铜金矿山资源综合利用的方法，其特征在于，A步骤2)中异丙基黄药的加入量为40~60g/t。
3.根据权利要求1所述的露天铜金矿山资源综合利用的方法，其特征在于，A步骤2)中甲基异丁基甲醇的加入量为50~70g/t。
4.根据权利要求1所述的露天铜金矿山资源综合利用的方法，其特征在于，B步骤3)中所述的氧化亚铁硫杆菌的菌种浓度控制在106~107cells/ml。
5.根据权利要求1所述的露天铜金矿山资源综合利用的方法，其特征在于，C步骤中所述的金蝉的加入量为600~800g/t。
说明书
技术领域
[0001]本发明冶金工程技术领域，具体为一种露天铜金矿山资源综合利用的方法。
背景技术
[0003]铜矿山在开发利用过程中有两个浪费：一是露天铜矿的表层矿石由于长久的风化作用，铜矿物易被氧化成孔雀石和结合氧化铜而形成氧化带，这部分铜矿极难选别。矿山在开采过程中，往往将这部分矿石剥离和堆存，导致堆存的氧化矿石量数以万吨，造成了铜资源的极大浪费;二是铜矿中常伴生金银等稀贵金属，稀贵金属又以类质同象的形式赋存在硫化铜矿物和黄铁矿中，由于黄铁矿中虽然含金，但因含量少、价值低、难处理，与黄铁矿呈内在共生关系难以回收，矿山往往将其弃之，造成了稀贵金属的浪费。
[0004]基于此，本发明是在浮选回收硫化铜的基础上，回收黄铁矿中的金，同时利用矿石中的黄铁矿制酸，再用酸来浸出氧化铜，从而提高铜、金回收率，以实现资源的综合利用。
发明内容
[0005]本发明的目的在于提供一种露天铜金矿山资源综合利用的方法。
[0006]本发明的目的是这样实现的，所述的露天铜金矿山资源综合利用的方法包括浮选、生物氧化、黄铁矿浸出金、黄铁矿制酸和氧化铜浸出铜等步骤，具体包括：
A、浮选：
1)将硫化铜矿石经破碎，并磨矿至-200目占60%得到物料a;
2)将物料a中添加浮选药剂异丙基黄药和甲基异丁基甲醇，经一次粗选、两次扫选、三次精选和铜硫分离作业得到硫化铜精矿b、黄铁矿精矿c和尾矿d;
B、生物氧化：
1)将黄铁矿精矿c脱水后磨矿至-325目占100%得到物料e;
2)将物料e调浆至矿浆浓度为15~25%得到矿浆f;
3)矿浆f中添加硫酸调整pH值为1.5~2.0，采用氧化亚铁硫杆菌进行生物氧化5~7天得到物料g;
C、黄铁矿浸出金：物料g中添加石灰将矿浆pH值控制在10~10.5，添加浸出剂金蝉，在常温下浸出6~8h，固液分离得到含金贵液h和固体黄铁矿i;
D、黄铁矿制酸：将固体黄铁矿i采用常规的氧化接触法制备硫酸;
E、氧化铜浸出铜：将黄铁矿制备的硫酸浸出氧化铜矿石，具体是先将氧化铜矿石破碎至-2mm，调浆至矿浆浓度为20~30%后再添加稀释至15~20%浓度的稀硫酸，在常温下搅拌浸出4~5h，固液分离得到废石和含铜浸出液。
[0007]具体操作如下：
1.浮选
将硫化铜矿石破碎，并磨矿至-200目占50~70%的细度，采用铜硫混选再分离的浮选工艺，添加浮选药剂异丙基黄药40~60g/t、甲基异丁基甲醇50~70g/t，经一次混合粗选、两次混合扫选、三次混合精选、和铜硫分离作业分别得到硫化铜精矿、黄铁矿精矿和尾矿，硫化铜精矿的铜含量可达20~25%，黄铁矿精矿的硫含量达45%以上;
2.生物氧化
将黄铁矿精矿脱水后磨矿至-325目占100%，矿浆浓度15%~20%，添加硫酸使矿浆pH控制在1.5~2.0，采用氧化亚铁硫杆菌，菌种浓度控制在106~107cells/ml，生物氧化周期为5~7天;
3.黄铁矿浸出金
对细菌氧化后的黄铁矿矿浆进行固液分离，得到固体黄铁矿，多次洗涤后添加水至矿浆浓度30~40%，添加石灰，矿浆pH控制在10~10.5，添加浸出剂金蝉，金蝉用量为600~800g/t，常温下浸出6~8小时，金的浸出率可达到95%，然后进行固液分离得到含金的贵液;
4.黄铁矿制酸
对固体黄铁矿采用常规的氧化接触法制备硫酸，硫酸纯度可达到98%，该工艺绿色环保、且技术成熟;
5.氧化铜浸出铜
采用黄铁矿制备的硫酸浸出氧化铜矿石，先将氧化铜矿石破碎-2mm，将矿石与水置于浸出槽中，矿浆浓度20~30%，再添加稀释至15~20%浓度的稀硫酸，在常温下搅拌浸出4~5小时，固液分离后得到铜浸出液，铜浸出率可达90%以上。
附图说明
[0008]图1为本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
[0009]下面结合实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。
[0010]本发明所述的露天铜金矿山资源综合利用的方法包括浮选、生物氧化、黄铁矿浸出金、黄铁矿制酸和氧化铜浸出铜步骤，具体包括：
A、浮选：
1)将硫化铜矿石经破碎并磨矿至-200目占60%得到物料a;
2)将物料a中添加浮选药剂异丙基黄药和甲基异丁基甲醇，经一次粗选、两次扫选、三次精选和铜硫分离作业得到硫化铜精矿b、黄铁矿精矿c和尾矿d;
B、生物氧化：
1)将黄铁矿精矿c脱水后磨矿至-325目占100%得到物料e;
2)将物料e调浆至矿浆浓度为15~25%得到矿浆f;
3)矿浆f中添加硫酸调整pH值为1.5~2.0，采用氧化亚铁硫杆菌进行生物氧化5~7天得到物料g;
C、黄铁矿浸出金：物料g中添加石灰将矿浆pH值控制在10~10.5，添加浸出剂金蝉，在常温下浸出6~8h，固液分离得到含金贵液h和固体黄铁矿i;
D、黄铁矿制酸：将固体黄铁矿i采用常规的氧化接触法制备硫酸;
E、氧化铜浸出铜：将黄铁矿制备的硫酸浸出氧化铜矿石，具体是先将氧化铜矿石破碎至-2mm，调浆至矿浆浓度为20~30%后再添加稀释至15~20%浓度的稀硫酸，在常温下搅拌浸出4~5h，固液分离得到废石和含铜浸出液。
[0011]A步骤2)中异丙基黄药和的加入量为40~60g/t。
[0012]A步骤2)中异丙基黄药和甲基异丁基甲醇总的加入量为50~70g/t。
[0013]B步骤3)中所述的氧化亚铁硫杆菌的菌种浓度控制在106~107cells/ml。
[0014]C步骤中所述的金蝉的加入量为600~800g/t。
[0015]下面结合具体实施例对本发明进一步说明
实施例1
[0016]取500g硫化铜矿石(铜含量0.5%，金含量0.3g/t，硫含量4.8%)破碎并磨矿至-200目占60%，采用铜硫混选再分离的浮选工艺，添加浮选药剂异丙基黄药50g/t、甲基异丁基甲醇60g/t，经一次混合粗选、两次混合扫选、三次混合精选、和铜硫分离作业分别得到硫化铜精矿、黄铁矿精矿和尾矿，硫化铜精矿的铜含量为24%，铜精矿含金22g/t，铜回收率92%，金回收率77%;黄铁矿精矿的硫含量为47%，黄铁矿含金2.4g/t。将黄铁矿精矿脱水后磨矿至-325目占100%，矿浆浓度20%，添加硫酸使矿浆pH控制在1.5~2.0，采用氧化亚铁硫杆菌，菌种浓度控制在106~107cells/ml，生物氧化周期为7天;添加浸出剂金蝉，金蝉用量为650g/t，常温下浸出8小时，金的浸出率可达到96%，然后进行固液分离得到含金的贵液;对固体黄铁矿采用氧化接触法制备硫酸，硫酸纯度为98%;将氧化铜矿石(铜含量0.3%，金含量0.1g/t)破碎-2mm，将矿石与水置于浸出槽中，矿浆浓度30%，再添加稀释至15%浓度的稀硫酸，在常温下搅拌浸出5小时，固液分离后得到铜浸出液，铜浸出率可达92%。全工艺回收率与硫化铜浮选工艺相比，铜回收率提高9%，金回收率提高3%。
[0017]实施例2
[0018]取500g硫化铜矿石(铜含量0.7%，金含量0.2g/t，硫含量7.5%)破碎并磨矿至-200目占70%，采用铜硫混选再分离的浮选工艺，添加浮选药剂异丙基黄药60g/t、甲基异丁基甲醇60g/t，经一次混合粗选、两次混合扫选、三次混合精选、和铜硫分离作业分别得到硫化铜精矿、黄铁矿精矿和尾矿，硫化铜精矿的铜含量为25%，铜精矿含金18g/t，铜回收率95%，金回收率65%;黄铁矿精矿的硫含量为45%，黄铁矿含金1.8g/t。将黄铁矿精矿脱水后磨矿至-325目占100%，矿浆浓度20%，添加硫酸使矿浆pH控制在1.5~2.0，采用氧化亚铁硫杆菌，菌种浓度控制在106~107cells/ml，生物氧化周期为7天;添加浸出剂金蝉，金蝉用量为600g/t，常温下浸出8小时，金的浸出率可达到95%，然后进行固液分离得到含金的贵液;对固体黄铁矿采用氧化接触法制备硫酸，硫酸纯度为98%;将氧化铜(铜含量0.3%，金含量0.1g/t)矿石破碎-2mm，将矿石与水置于浸出槽中，矿浆浓度30%，再添加稀释至15%浓度的稀硫酸，在常温下搅拌浸出5小时，固液分离后得到铜浸出液，铜浸出率可达94%。全工艺回收率与硫化铜浮选工艺相比，铜回收率提高8%，金回收率提高2%。
说明书附图(1)
