氧化铜矿酸法堆浸新工艺的制作方法

本发明涉及一种重介选煤方法，尤其涉及用于处理细粒煤的重介选煤方法。

背景技术：

现有技术中利用跳汰选煤方法或重介选煤方法，均不能有效处理1-0mm粒级的原煤，造成资源严重浪费。不能得到有效处理的1-0mm粒级原煤以半成品的方式进入成品。由于1-0mm粒级原煤的灰分比产成品灰分高出4-5％，其产率占原煤的1/3左右，进入产成品环节后，一般会使最终产品灰分高出期望值1-2％。为平衡该部分灰分对最终产品的影响，势必要将重介或跳汰部分的灰分压低，这会进一步导致精煤在中煤中的损失增加。造成资源浪费的另一方面是，细粒(1-0.1mm)精煤不能得到有效回收。现有的回收方案是，重介洗煤工艺用0.4mm的弧形筛分级回收，跳汰洗煤以0.15mm的高频筛回收。

在现有重介洗煤方法中，一般用煤泥重介来分选1-0mm粒级的物料。在生产过程中通过人工分流实现煤泥重介的送入。这种分流方式很难保证煤泥旋流器的正常分选。当原煤中煤泥含量较多时，系统分流量就需加大，因煤泥合格介质桶的容积在设计时已经选定，分流量大到一定时煤泥合格介质桶无法满足其需求。为保证原煤合格介质桶中的煤泥含量就必须降低原煤入洗量。降低入洗原煤量将降低选煤厂的生产能力，增加洗煤厂的生产成本。当原煤中煤泥含量较少时，系统分流量就要减少。分流量少到一定程度，虽然煤泥合格介质桶不会漫溢流，但煤泥旋流器的压力不能保证，旋流器也就无法正常工作。现有技术中，通过补加循环水来保证煤泥旋流器的工作压力。循环水的补充会降低悬浮液的分选密度，煤泥旋流器在低密度的条件下同样不能实现正常分选。这种情况下会出现溢流灰分高，底流灰分低的不正常现象。也就是说在溢流中高灰污染了精煤，在底流中损失了精煤。

技术实现要素：

本发明的目的在于提供一种的重介选煤方法。

为实现上述发明目的，根据本发明提供重介选煤方法，包括：

a)保持煤泥合格介质液位高于原煤合格介质液位；

b)控制精煤脱介弧形筛下分流量，使泥煤合格介质桶在生产时始终处于溢流状态；

c)有目的引导泥煤重介旋流器溢流进入精煤磁选机或原煤合格介质桶。

根据本发明第一个方面，所述煤泥合格介质液位比原煤合格介质液位高至少1米。

根据本发明第一个方面，所述精煤脱介弧形筛下分流量至少为煤泥旋流器处理能力的1.15-1.2倍。

根据本发明第一个方面，将精煤磁选尾矿引入精煤处理装置，由精煤处理装置溢流脱除低密度高灰细泥，并将精煤处理装置底流加压传输至精煤电磁筛，由精煤电磁筛脱除高密度高灰细泥。

根据本发明第一个方面,所述精煤处理装置是深锥角锥池、爬式浓缩机或深锥浓缩机。

根据本发明第一个方面，在步骤b)中，以脱介弧形筛下水和脱介筛筛下水替代精煤弧形筛筛下水分流，使泥煤合格介质桶在生产时始终处于溢流状态。

根据本发明第一个方面，在步骤c)中，以精煤磁选机入料替代煤泥旋流器溢流进入原煤合格介质桶。

根据本发明，有效全面地对粗煤泥(1-0.1mm)进行分选。

现有技术中，重介选煤工艺虽有煤泥重介分选环节，但实际应用中结果均不尽人意。造成这种结果的原因是：在实际工作中，入洗原煤中煤泥含量随机变化是不确定的，但煤泥旋流器的处理能力是确定的。煤泥量过多或过少，旋流器均不能正常工作。但煤泥量与旋流器处理能力精准匹配几乎是不可能的或几乎没有。

根据本发明，首先根据最高煤泥含量的原煤需求确定旋流器的处理能力。同时，为了适应入洗原煤中煤泥含量的变化，在原煤中煤泥含量变少时及时将经煤泥重介旋流器分选好的精煤泥返回原煤合格介质桶，以补充原煤合格介质桶煤泥不足的问题。这样，不仅解决了原煤中煤泥的变化问题，也使得打分流出系统的粗煤泥得到有效分选成为合格产品。

根据本发明，有效解决细粒煤(0.1-0.075mm)的分级问题。

细粒分级一直是现有技术中的瓶颈性难题。现有技术中采用0.5mm粒级的筛分设备进行分级。随着分选技术的不断完善和提高，大于0.1mm粒级的精煤已经可以分选合格。但依然缺乏可靠的分级手段和分级设备，致使50％左右的合格粗精煤再次进入浮选环节。这增加了浮选环节的压力，使原本已经合格的粗精煤又受到了不应有的污染。这部分物料重新逆变为不合格精煤，其结果是在浮选环节损失大量精煤的同时还需重介部分进行背灰。

根据本发明，利用静态分级和动态分级相结合的措施实现对0.1-0.075mm的细粒煤进行有效、精准的分级。根据本发明的一种实施方式，将精煤磁选尾矿注入深锥角锥池进行静态分级，分离出低密度高灰分细粒物料。然后再将底流用泵打入高频电磁细筛进行动态分级，分离出高密度高灰细粒物料。两次降灰结果可使该环节粗煤泥灰分降低5％左右。

根据本发明，改善了浮选环节的工作条件。

现有技术中，浮选入料粒度上限为0.4-0.5mm，有时＞0.5mm粒级的物料也会混入其中。实践证明，＞0.3mm粒级的物料用浮选的方法是很难选出的。现有技术中，浮选入料的浓度一般是在100g/L左右，这一入浮浓度是很难分选出合格产品的。

根据本发明，由于采用了静态分级和动态分级的措施，经深锥角锥池的溢流和底流的不同处理，实现了浮选入料粒度可控制在0.1-0.15mm之间。浮选入料浓度可控制在50-60g/L，大大改善了浮选环节的工作条件，在浮选过程中不仅改善了浮选的选择性也提高了浮选的精度和抽出率。

根据本发明，通过选择浮选机处理能力，有效提高浮选尾矿灰分含量。

现有技术现有技术在浮选机选型上其矿浆处理量为6-12m3/m3-h。

根据本发明，经试验室试验和现场生产检验，浮选机的矿浆处理能力应小于5m3，干煤泥处理能力应小于0.3t/m3。这样的选型才能使浮选机有良好的工作状态，才能选出合格的分选精煤和高灰分的浮选尾矿，对于中等或难浮煤来说，现有技术的浮选尾矿灰分只有40％左右，而根据本发明的方法，在浮选精煤灰分合格的前提下，浮选尾矿灰分可达到70％左右。

附图说明

图1是示意性表示根据本发明的重介选煤方法的细粒可靠分选流程示意图；

图2是示意性表示根据本发明的重介选煤方法的细粒分级流程示意图。

具体实施方式

根据本发明，在采用重介选煤方法处理1-0mm颗粒原煤物料时，加大悬浮液的分流量，满足煤泥旋流器的正常分选要求，使1-0mm粒级的原煤都能得到有效分选。

根据本发明，通过将煤泥重介旋流器已经分选好的精煤泥回馈输送到原煤合格介质容器或桶中，避免在原煤中煤泥含量过低或过高时导致煤泥旋流器不能正常工作的问题。通过补充原煤合格介质容器或桶中的煤泥量，使原煤合格介质桶中悬浮液的煤泥含量得到有效控制，确保了原煤重介分选作业的稳定性。

如图1所示，根据本发明的重介选煤方法的一种实施方式，提高煤泥合格介质容器或桶的液位，使煤泥合格介质的液位高于原煤合格介质液位。图中示意表示了从精煤脱介弧形筛的筛下物进入煤泥合格介质容器，在精煤脱介弧形筛下物进入煤泥合格介质容器之前，将其分流出一部分，供入原煤合格介质容器或桶中。根据本发明，这种分流出来的精煤脱介弧形筛下物的液面要高于后续的煤泥合格介质的液面。由此，使得精煤脱介弧形筛下的分流量足以满足煤泥旋流器的工作需要，使其能够正常工作。最好至少高1米。

根据本发明，当精煤脱介弧形筛下的分流量达到煤泥旋流器处理能力的1.15-1.2倍时，就能保证生产时煤泥合格介质容器或桶保持溢流状态。而煤泥合格介质容器或桶保持溢流是煤泥旋流器正常工作的前提。

在根据本发明的一种实施方式中，采用对煤泥重介旋流器的溢流进行分流量的方法，使煤泥重介旋流器溢流可优先回输到原煤合格介质容器或桶，而进入精煤磁选机的煤泥旋流器溢流是随机的或者是可大可小的。如图1所示，在煤泥重介旋流器5的溢流中，分出一个分流9和另一个分流10。根据本发明，当原煤合格介质桶中的煤泥量偏低时，优先将分流10直接回输到原煤合格介质容器或桶2中。这样即可保证原煤合格介质桶中的悬浮液的煤泥含量，从而保证煤泥重介旋流器正常工作。而煤泥重介旋流器5溢流的另一个分流输送至精煤磁选机7是次优先的。

根据本发明的这种实施方式，首先根据最高煤泥含量确定煤泥旋流器的符合能力，或者根据最高煤泥含量选择煤泥旋流器。其次，当原煤中的煤泥含量降低或变少时，及时将一部分煤泥重介旋流器分选好的精煤泥回输给原煤合格介质桶，以此补充原煤合格介质桶中煤泥。这样，不仅有效解决了原煤中煤泥变化导致煤泥重介旋流器不能正常工作的问题；还可以使打分流出系统的粗煤泥得到有效的分选成为合格产品。

根据本发明的这种实施方式，无论原煤1-0mm粒度的含量处于上限、中间或下限，都可以保证原煤重介旋流器正常工作，最终实现对1-0mm原煤的精准分选。

现有重介选煤工艺中，理论上能够对1-0.1mm的物料进行有效的分级。但实际上，通常采用0.5mm或0.4mm筛缝的弧形筛进行分级，因此0.4-0.1mm粒级的合格精煤无法有效地被分离出来。这部分物料会进入后面的浮选环节，因而不仅增加了浮选的工作量，同时还对已经分选合格的粗精煤造成而二次污染。

图2示出了根据本发明的另一种实施方式。根据本发明的这种实施方式，在精煤磁选机7之后设置一个精煤角锥池12。由精煤磁选尾矿为深锥角锥池12的入料。深锥角锥池12的溢流部分脱除了低密度高灰细泥，这部分溢流被送至浮选机15进行下一步的浮选加工处理。而深锥角锥池12中的底流部分则通过底流泵13送至精煤电磁筛14进行筛选，脱除高密度高灰细泥。在本实施方式中，采用深锥角锥池12的溢流首先实现对细粒物料的静态分级，由此分出低密度高灰分细粒物料。然后通过底流泵13将底流泵入高频电磁细筛14进行动态分级，分离出高密度高灰细粒物料。由此，实现动、静两种工作状态的分级。两者相互配合，两次降灰结果可以使得处理后的粗煤泥灰分降低5％左右。同时，由于采用了静态细粒分级和动态细粒分级的措施，使得根据本发明的实施方式所进行的分级的下限可达0.1mm-0.075mm。

通过这种布置，可以有效地回收1-0.1mm的合格粗精煤泥。同时，由于在本实施方式中，对浮选前的物料进行了分类处理，所以大大减轻了后续浮选环节的负担。

根据发明，也可以采用例如爬式浓缩机、深锥浓缩机来替代深锥角锥池实现静态细颗粒分级。

根据本发明的一种实施方式，在浮选入料粒度≤0.1mm、煤泥中等可浮的条件下，选择矿浆的处理能力≤6m3/m3-h。根据本发明的试验结果表明，浮选机处理矿浆的能力应小于5m3/m3-h，干煤泥处理能力应小于0.3t/m3。如此选择能够保证浮选机可以在良好状态下正常工作，满足要求地分选出精煤和高灰分浮选尾矿。检验结果表明，根据本发明的上述实施方式，在浮选精煤灰分合格的前提下，尾矿灰分可达70％左右。

技术特征：

1.重介选煤方法，包括：

a)保持煤泥合格介质液位高于原煤合格介质液位；

b)控制精煤脱介弧形筛筛下分流量，使泥煤合格介质容器在生产时始终处于溢流状态；

c)有目的引导泥煤重介旋流器溢流进入精煤磁选机或原煤合格介质桶。

2.根据权利要求1所述的重介选煤方法，其特征在于，所述煤泥合格介质液位比原煤合格介质液位高至少1米。

3.根据权利要求1或2所述的重介选煤方法，其特征在于，所述精煤脱介弧形筛下分流量至少为煤泥旋流器处理能力的1.15-1.2倍。

4.根据权利要求1或2所述的重介选煤方法，其特征在于，将精煤磁选尾矿引入精煤处理装置，由精煤处理装置溢流脱除低密度高灰细泥，并将精煤处理装置底流加压传输至精煤电磁筛，由精煤电磁筛脱除高密度高灰细泥。

5.根据权利要求4所述的重介选煤方法，其特征在于,所述精煤处理装置是深锥角锥池、爬式浓缩机或深锥浓缩机。

6.根据权利要求1所述的重介选煤方法，其特征在于，在步骤b)中，以脱介弧形筛下水和脱介筛筛下水替代精煤弧形筛分流，使泥煤合格介质桶在生产时始终处于溢流状态。

7.根据权利要求1所述的重介选煤方法，其特征在于，在步骤c)中，以精煤磁选机入料替代煤泥旋流器溢流进入原煤合格介质桶。

技术总结

本发明涉及重介选煤方法，包括：a)保持煤泥合格介质桶液位高于原煤合格介质桶液位；b)控制精煤脱介弧形筛筛下分流量为煤泥重介旋流器入料量的1.15?1.2倍，使泥煤合格介质桶在生产时始终处于溢流状态；c)引导泥煤重介旋流器溢流有目的的进入精煤磁选机或原煤合格介质桶；d)将精煤磁选尾矿引入深锥角锥池进行第一次细粒分级，脱除低密度高灰细泥，溢流粒度为?0.10mm粒级，底流为1?0.10mm粒级。e)用泵将深锥角锥池低流(1?0.10mm)部分输送到高频电磁细筛，进行第二次细粒分级，脱除高密度高灰细泥。根据本发明，有效解决细粒煤(0.1?0.075mm)的分选和分级问题。改善了浮选环节的工作条件；通过设定浮选机处理能力，有效提高浮选尾矿灰分含量。

技术研发人员：高宇;王全家;刘宪树

受保护的技术使用者：内蒙古广纳煤业（集团）有限责任公司

文档号码：201710228721

技术研发日：2017.04.10

技术公布日：2017.06.13

专利名称：氧化铜矿酸法堆浸新工艺的制作方法

技术领域：

本发明涉及一种氧化铜矿酸法堆浸新工艺，特别是运用碎石载体造粒、改善 矿石渗透性、加快氧化铜矿浸出速率，是一种针对难处理氧化铜矿的节能、环保、

高效提铜新技术

背景技术：

氧化铜矿是一种重要的铜矿物，其矿床多由地质表生作用形成。各种氧化铜 矿石之间物质组成.结构构造差异多样，但都存在亲水性强、含泥量大、可溶性 强、具有可浮选性等共同特点。

处理氧化铜矿石的主要方法有浮选法和浸出法。对于含泥量大、易泥化的 氧化铜矿石，传统硫化浮选回收率低、难以解决矿泥干扰问题；搅拌浸出法具有 浸出周期短、铜浸出率高等优点，但存在生产成本高、固液分离难等缺陷；常规 堆浸方法存在滲透性差、浸出率低和浸出周期长等缺点。因此有必要开发新的氧 化铜矿提铜工艺，最大限度提取含泥量大、易泥化氧化铜矿石中的金属铜，拓展 可利用的铜资源范围。 发明内容

本发明的目的是提供一种从氧化铜矿石中提取金属铜的新工艺，该工艺具有 流程短、投资和运营成本低、操作简单、浸出周期短、铜回收率高等优点，可实 现环保、高效、快速回收氧化铜矿石中的金属铜；特别适于处理含泥量大、易泥 化、渗透性差的氧化铜矿石。

为实现上述目的，本发明采用以下技术方案

这种氧化铜矿酸法堆浸新工艺，它包括以下步骤

(1) 氧化铜矿石经二段破碎后进行筛分，筛上物送往堆场进行常规酸法堆浸 操作；筛下物进入浓缩机；

(2) 浓缩机底流在添加粘结剂调浆后进入造粒机与耐酸性碎石载体混合造粒，

得到表面覆盖一层氧化铜矿、适合堆浸操作的矿物颗粒； (3 )矿物颗粒经运输机运送到堆场进行筑堆酸浸；(4) 浸出过程中，实时监控浸出液酸浓度和铜浓度变化情况，依据监控数据 及时调节喷淋液酸度和喷淋强度

(5) 堆场中经多次循环喷淋后的富铜浸出液通过萃取-反萃-电积工序后得 到阴极铜产品,萃余液经除油或除杂工序后返回堆浸工序。

氧化铜矿石经二段破碎后，可采用高频振动筛分机筛分，所述的造粒机可采用 圆简滾动造粒机，所述的运输机可采用皮带运输机。

对筛下物的造粒堆浸后可根据需要进行卸堆-筛分回收碎石载体。 以上所述氧化铜矿石经破碎筛分后，150mm~ 0. 074mm的粗粒矿石直接进入 酸法堆浸系统，<0. 074mm的细小矿石经调浆后进行造粒操作，碎石载体为鹅卵 石、矿山本身的黄铁矿基体表外矿或矿山附近的石英类耐酸脉石，碎石载体粒度 为5mm ~ 25线

粘结剂主要成分为二氧化硅含量〉4W的粉煤灰、水泥窑灰、羧甲基纤维素和 淀粉的混合物、耐硫酸盐水泥。粘结剂的构成为粉煤灰占30-40 %,水泥窑灰 占5-15%，耐硫酸盐水泥占35-45 % ，羧甲基纤维素和淀粉的混合物占10-20 %,粘结剂用量为氧化铜矿石重量的1~5%，制粒过程中水量为氧化铜矿石重 量的15 ~ 25%。

防滲粘土层厚度不小于150mm,矿石缓冲层厚度不小于900mni。

制粒结東后，矿石直接进行后退筑堆法筑堆(即矿堆从供矿距离最远处筑起 直到达到要求高度后，逐渐向后移动再筑堆)，堆场长、宽视现场情况而定，堆 场高度3 5n、。喷淋采用浓度为0. 1 ~2mol/L的稀硫酸溶液，喷淋强度为0.2-0. 5L/ (min. m2 ),连续作业，无间歇期。堆浸时间1 ~ 2个月，氧化铜矿石中铜 浸出率>85%,进入萃取系统的浸出液含铜〉2g/L。

堆场l为大于O. 074,的矿石颗粒，经酸法浸出后可在堆场上多层叠加筑堆， 也可以卸堆后再筑堆浸出。

该工艺利用硫酸不溶碎石作为氧化铜矿的载体，将氧化铜矿泥附着在碎石载 体上，经筑堆-稀硫酸喷淋-萃取-电积工序获得阴极铜产品。

本发明的效果是开辟含粘土矿物、易泥化氧化铜矿石的处理新工艺，充分 利用过去难以利用的氧化铜矿资源，以及偏远地区的以氧化铜矿为主的铜矿资 源，提高矿产资源综合利用水平，降低环境污染，提高经济效益。本发明特别适 合应用于我国各地区尤其是西部高原偏远地区以氧化铜矿为主的难处理铜矿资 源开发。

图1为本发明的工艺流程框图

图2为本发明一种实施例的工艺流程框图

具体实施例方式

如图1所示

工序l:将采矿场剥离出来的氧化铜矿石，进行二段破碎得到最大粒度为30mm 的矿石；工序2:对工序1处理后的氧化铜矿石进行筛分，将小于0. 074mm的 细颗粒洗出，筛上物直接进入堆场1筑堆浸出，筛下物进入下一道工序；工序 3:筛分后的细颗粒经浓缩后，浓缩溢流返回筛分系统，浓缩底流进入调浆工 序；(4)工序4:浓缩底流在调浆过程中需要添加粘结剂以增加矿物颗粒在碎 石载体上的粘附性；(5)工序5:调浆后的矿石颗粒进入造粒工序与预先破碎 好的硫酸不溶碎石混合，使得碎石载体上裹覆一薄层氧化铜矿物颗粒，得到适 合酸法堆浸工艺的矿物颗粒，矿物颗粒进入堆场2筑堆浸出；(6)工序6:堆 场经平整、粘土层、HDPE防水铺垫、矿石缓冲层和浸液收集管道等处理，得到 可用于矿石筑堆操作的堆场基底；(7)工序7:将工序2或工序5处理后的矿 石分别采用后退式筑堆法筑堆，以保证良好的矿石渗透性。筑堆结束后，在堆 顶布置喷淋管道和喷淋装置，用稀硫酸进行喷淋操作；喷淋液经堆顶缓慢渗透 至堆底，经集液沟到达集液池，再从集液池喷淋到堆顶，实现浸出液循环；(8) 工序8达到萃取浓度要求的浸出液进入萃取电积系统，最终获得阴极铜产品。 当萃余液中有害离子含量过高时，需添加石灰石等试剂进行除杂处理，处理后 的溶液返回集液池；(9)工序9:当堆浸操作结束后可进行卸堆-筛分回收碎 石载体，清洗后的筛下物进入尾矿库。

以下结合具体实施实例对本发明作进 一 步说明

实施例1:

国内某铜矿山为氧化铜矿床，氧化铜矿物主要以孔雀石、蓝铜矿的形式存在。 矿石中除铜的矿物外，还含有大量的铁，铁主要以褐铁矿的形式存在。脉石矿物 主要是粘土矿物、石英和石膏，大部分脉石矿块呈粉土状，结构松软易碎，在脉 石矿物的孔洞、缝隙间，常有分散状态的零星分布的孔雀石、蓝铜矿。矿石中矿 物组成情况孔雀石及蓝铜矿28%,褐铁矿35%,石英10%,铁染粘土矿物20。/。，高岭土 5% ，石蓍2%。

由于矿石中的粘土类易泥化矿物多以及铁矿物含量大，因此无论采用浮选工 艺还是重选工艺处理，铜的选别效果都较差，都难于获得良好的技术指标。 (1 )酸法堆浸前期准备工作

如图2所示，矿山开采剥离出来的含铜矿石A经二断颚式碎矿机破碎后得到 最大粒度为30,的矿石产品B。矿石产品B经高频振动筛筛分后筛上物C直接 进入堆场1筑堆浸出，筛下物D进入浓縮机浓缩。浓缩机溢流返回高频振动筛， 浓縮机底流E进入撹拌调浆机。

在搅拌调浆机中添加粘接剂调节矿浆粘度，调节后的矿浆进入滚动造粒机与 耐酸的碎石载体混合，使得碎石载体表面覆盖一薄层氧化铜矿物颗粒，得到适合 酸法堆浸工艺的矿物颗粒，矿物颗粒进入堆场2筑堆浸出。

在堆场1和堆场2上矿石筑堆前，都需要对堆场进行平整夯实和防渗底垫、 管道铺设等操作其中，防渗粘土层厚度不小于150mm，矿石缓冲层厚度不小于 900mm。具体铺设程序为防滲粘土层-HDPE防水层-细沙层-矿石缓冲层(同 时埋设浸液收集管道)-充气管道。

堆场1和堆场2上的矿物都采用后退筑堆法筑堆(即矿堆从供矿距离最远处 筑起直到达到要求高度后，逐渐向后移动再筑堆)，以保持堆场良好的渗透性。 (2)酸法堆浸操作与过程监控

喷淋管道及自动喷淋装置铺设完成后开始喷淋操作，喷淋液为稀硫酸溶液； 硫酸浓度为0. 1 ~ 2mol/L,视矿石酸耗情况确定。喷淋的稀硫酸溶液进入到矿堆 的各个部位，并对矿石产生化学溶解作用。同时，喷淋溶液渗透矿堆携带矿石溶 解后产生的铜离子，经浸液收集管道回到集液池。对堆场渗出的浸出液进行酸度 和铜离子浓度的实时监控，依据监控数据调节喷淋液的酸度和强度。

酸法堆浸期间堆场2实行连续喷淋制度；堆场1实行定期休闲制度，以减少 能耗，保证矿石溶解所需的时间。

富含铜离子的浸出液经浸液收集管道回到集液池。当浸出液中金属铜含量达 到萃取要求浓度([Cu]〉2g/L)后，浸出液进入萃取系统；当浸出液中金属铜含量 没有达到萃取要求时，则将浸出液调整酸度后返回到堆场再次喷淋。返回喷淋的 浸出液必要时通过添加硫酸调节其PH值，以达到酸法堆浸要求。

为调节雨季与旱季堆浸系统的水量平衡，修建防洪池和水库，储存雨季堆场的富裕水源供堆浸系统缺水时补给所用。 (3)金属提取

溶液中金属铜的回收工艺采用萃取、反萃取、电积工序，达到要求浓度的浸 出液进行简单的除杂处理，使浸出液达到萃取操作的质量要求。萃取剂采用 LiX984N，其体积浓度为5-10%，吨铜消耗3-3.5kg;稀释剂为260号煤油， 其体积浓度95 - 90 %,吨铜消耗《100kg;浸出液经萃取-反萃操作后获得，适 宜于电积操作的含铜溶液。萃余液进行脱油操作，回收部分萃取药剂并减少萃取 药剂对堆浸过程的影响。当萃余液中Fe离子含量过高时，需添加石灰石进行中 和除铁，处理后的溶液返回集液池。含铜溶液经电积操作获得阴极铜，电积的电 流密度为165 - 180A/n ,电流效率》95%。电积残液采用了 NSH816-4型阴离子 交换膜酸扩散渗析器进行酸铁平衡处理，处理后的电积液含铁浓度均在1. 36g/L 以下；经酸铁平衡处理后返回反萃系统。

权利要求

1、一种氧化铜矿酸法堆浸新工艺，其特征在于它包括以下步骤(1)氧化铜矿石经二段破碎后进行筛分，筛上物送往堆场进行常规酸法堆浸操作；筛下物进入浓缩机；(2)浓缩机底流在添加粘结剂调浆后进入造粒机与耐酸性碎石载体混合造粒，得到表面覆盖一层氧化铜矿、适合堆浸操作的矿物颗粒；(3)矿物颗粒经运输机运送到堆场进行筑堆酸浸；(4)浸出过程中，实时监控浸出液酸浓度和铜浓度变化情况，依据监控数据及时调节喷淋液酸度和喷淋强度；(5)堆场中经多次循环喷淋后的富铜浸出液通过萃取-反萃-电积工序后得到阴极铜产品，萃余液经除油或除杂工序后返回堆浸工序。

2、 根据权利要求1所述的氧化铜矿酸法堆浸新工艺，其特征在于氧化铜 矿石经二段破碎后进行高频筛分，其筛上物粒径〉0. 074mm;筛下物粒径<0. 074mm。

3、 根据权利要求1所述的氧化铜矿酸法堆浸新工艺，其特征在于所述的 氧化铜矿石为含粘土类易泥化矿物多的氧化铜矿石。

4、 根据权利要求1或2所述的氧化铜矿酸法堆浸新工艺，其特征在于所 采用的碎石载体为鹅卵石、矿山本身的黄铁矿基体表外矿或矿山附近的石英类耐 酸脉石，碎石载体粒度为5隱 25nim。

5、 根据权利要求1或2或4所述的氧化铜矿酸法堆浸新工艺，其特征在于 粘结剂主要成分为二氧化硅含量>40%的粉煤灰、水泥窑灰、羧甲基纤维素和淀粉 的混合物、耐硫酸盐水泥。

6、 根据权利要求5所述的氧化铜矿酸法堆浸新工艺，其特征在于粘结剂 的构成为粉煤灰占30-40 %，水泥窑灰占5-15%,耐硫酸盐水泥占35-45 %，羧甲基纤维素和淀粉的混合物占10-20%，粘结剂用量为氧化铜矿石重量的 1 ~ 5 % 。

7、 根据权利要求1或2所述的氧化铜矿酸法堆浸新工艺，其特征在于对 筛下物的造粒堆浸过程中其堆高为3~5m，堆浸过程中稀硫酸浓度为0. 1~2niol/L，喷淋强度为0. 2-0. 5L/ (niin. nf)，浸出周期1-2个月。

8、 根据权利要求1或2所述的氧化铜矿酸法堆浸新工艺，其特征在于对筛下物的造粒堆浸后进行卸堆-筛分回收碎石载体。

全文摘要

本发明提供一种氧化铜矿酸法堆浸新工艺。氧化铜矿石经破碎筛分后筛上物进行常规酸法堆浸操作，筛下物进行浓缩-调浆-造粒后再筑堆浸出。富含铜离子的浸出液经萃取电积等工序得到市场可售的阴极铜。在对筛下物浓缩后需要添加粘结剂调浆，调浆后的矿浆与预先准备好的5mm-25mm粒度的耐酸性碎石混合造粒。造粒堆浸过程中其堆高为3～5m，堆浸过程中稀硫酸浓度为0.1～2mol/L，喷淋强度为0.2～0.5L/(min.m²)，浸出周期1-2个月。本工艺能够充分利用过去难以利用的含粘土矿物多、易泥化氧化铜矿资源，提高矿山综合利用水平，节约成本，提高利润。本发明特别适合应用于我国各地区尤其是西部高原偏远地区以氧化铜矿为主的难处理铜矿资源开发。

文档编号C25C1/12GK101435021SQ200710177288

公开日2009年5月20日 申请日期2007年11月13日 优先权日2007年11月13日

发明者彪 武, 温建康, 舒荣波 申请人:北京有色金属研究总院