CN100366771C - 氧化铜矿原矿常温常压氨浸-萃取-电积-浸渣浮选方法 - Google Patents

氧化铜矿原矿常温常压氨浸-萃取-电积-浸渣浮选方法 Download PDF

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Abstract

氧化铜矿原矿常温常压氨浸—萃取—电积—浸渣浮选方法,属于用湿法冶金和浮选从矿石中提取铜金属的工艺方法,特别是从低品位高钙镁氧化铜矿原矿中提取铜的方法。本发明采用成本较低的常温常压氨浸技术来溶解氧化铜矿石中的氧化铜矿物,并将湿法冶金中的“常温常压氨浸—萃取—电积”技术和选矿中的“浮选”技术进行优化组合,集成为一种新型的处理高钙镁氧化铜矿石的冶金-选矿联合流程。它拚弃了过去数十年来的氨浸为追求高的铜浸出率而不得不采用的高温高压或加温加压技术,既利用了氨浸技术易于回收氧化铜矿物的优势,又利用了浮选技术易于回收硫化铜矿物的优势,降低了能耗和成本,具有更好的可操作性和经济性,易于实现产业化和规模化生产。

Description

氧化铜矿原矿常温常压氨浸一萃取一电积一浸渣浮选方法 所属技术领域本发明属于用湿法冶金和浮选从矿石中提取铜金属的工艺方法,特別是从低品位高钙镁氧 化铜矿原矿中提取铜的方法。 背景技术在我国已探明的铜矿资源中,相当大的部分是低品位难处理的氧化铜矿,云南省东川汤丹 氧化铜矿是目前全国储量最大的氧化铜矿,也是一座典型的高钙镁低品位难处理氧化铜矿,其氧化铜矿物以孔雀石为主,硅孔雀石次之;硫化铜矿物以次生硫化铜矿物蓝辉铜矿、辉铜矿和 斑铜矿为主,原生硫化铜矿物黄铜矿次之。这些铜矿物以微细网脉状或极细粒浸染状嵌布在脉 石中,破碎和磨矿后不易与脉石矿物单体解离。这种矿石平均品位0.64 % Cu,氧化率在70%以 上,结合率30%左右,碱性脉石CaO十MgO>40 % 。汤丹氧化铜矿处理方法的研究经历了几十年的历史。上世纪90年代提出了氨浸一萃取一电 积流程,该工艺与原矿加压氨浸工艺不同之处在于原矿常规浮选产出的低铜低硫铜精矿经氨浸 和固液分离后,铜氨浸出液不进行蒸氨,而通过萃取和电积得到电解铜,这是湿法提铜的一项 重要进展(难选氧化铜矿处理工艺研究及经济评估金继祥张如仙云南冶金p21-28 1995年第 3期)。但未能避免加压浸出带来的能耗高及试剂消耗大的问题,对低品位原矿的处理,难于 获得良好的经济效益。"用活化浸出工艺从低品位氧化铜矿中回收铜"(尹才峤蒋训雄李新 财有色金属第48巻第2期p54-591996年5月),该工艺在常压下进行,但是为了强化浸出, 对矿浆加温至30flC到50nC,并添加NH4HF2或NH4F作为活化剂。用这种活化浸出法处理东川 低品位难选氧化铜矿,虽然可使浸出温度由140C降至30-50浸出压力由1.5Mpa降至常 压。但缺点是r离子会导致Ux54—100萃取剂降解,增大萃取剂耗量,甚至致使萃取失败, 使铜铵溶液的萃取-电积难以实现。"汤丹高碱性脉石难选氧化铜矿的试验研究和工业实践"(刘 大星赵炳智蒋开喜等矿冶第12巻第2期p49-52、 622003年6月)公开了处理氧化铜矿原 矿时矿石破碎后球磨机磨至-0.074mm占80%以上即可常温常压下氨浸。浸出时间1小时,浸 出液总氨浓度2-3 mol丄-1铜的浸出率通常可以达到88%以上。该工艺中,氧化铜矿原矿在固 液分离后弃去浸渣,忽视了留在浸渣中易于浮选而难于浸出的硫化铜矿物;而且,萃余液除返 还浸出和球磨外,仍然有部分萃余液蒸氨后排放,蒸氨时铜铵溶液产生氧化铜结疤会严重腐蚀 蒸馏塔内壁及通道,增大浸出剂的消耗量;而当磨矿细度-0.074mm占80%以上时,设备运行 时间较长,能耗大。发明内容本发明目的是提出氧化铜矿原矿常温常压氨浸一萃取一电积一浸渣浮选方法,成为一种处 理高钙镁氧化铜矿石的冶金-选矿联合流程。 本发明通过如下方法实现,包括以下步骤:(1) 原矿磨碎至-74pm在常温常压下氨浸后固液分离;(2) 固液分离的铜氨浸出液用萃取剂将Cu"转换到有机相中,经洗涤再硫酸反萃,所得 富铜液电积得到电解铜;其特征在于:磨矿细度为-74pm占50%-90°/0,氨浸液的液固重量比在1:1-3:1之间,浸出试剂的浓度【NH3+C02J = (1+0.5) ~ (4+1) mol丄—1之间,浸出时间为2小时, 反萃液疏酸浓度为100 ~ 180 g/L; 固液分离的浸渣经浮选回收铜精矿。所述的原矿品位为1.0 ± 0.5%,氧化率50 ~ 80%,结合率15% ~ 20%。

所迷的原矿品位为1. 0±0. 5H,氣化率50 — 8014,结合芈15*-20%。所迷的铜氨浸出液用lix84-1傲1~2次萃取,或用Ux55氨性萃取刑做1 ~ 2次萃取,萃 取相比(0/A)为1:1,萃取后洗漆液pH值在7 ~ 9之间.所迷的萃取后的萃余液i4^浸出和磨矿工序。 本发明的有益效杲是:(1 )对低品位氣化铜矿石中相对易漫出而难浮选的氣化铜矿物的铜,采用常湿常压JiJt-萃取-电积流程产出电铜,而对残留在漫渣中易于浮选而难于淡出的破化铜矿物,則采用浮选技 术从浸渣中回收铜精矿,扬M短,能够根掩矿石的性质灵活地调整产品结构,对于性质多变 氧化铜矿石有^L强的适应性;(2) 可处理品位1%左右的低品位氣化铜矿原矿,对氧化率要求低,有较强的适应性;(3) 氨浸不能回收的伴生金、银能够在浸渣浮选时iiA^矿而得到回收,能提高资源利用率;(4) 常温常压氛漫降低了过程和设备的复杂性,降低了 j^和试祸消耗量;(5 )不进行iy^避免了长期以来未能解决的因蒸氨塔结疤而使全流程无法连续穗定运行 的问趙,用本发明所提出的工艺流程,以东川汤丹高铸镇难处理IMfc^l矿为处理对象,在系统的小 型试检的基磁上,完成了 50吒/曰的中间i^险,所获得的中试指标是:铜的平均漫出率39.8", 浸渣浮逸铜精矿品位为20. 46X,作业回收率为62. 萃取回收率9W,电积回收率99X,全 流程综合回收率为76.651与同类性质的东川汤丹氣化铜矿石采用浮选技术时长期的生产统计 指标相比,铜的综合回收率提高了 12个百分点.根振经济测算,采用本发明的新9fc^,进行 3000吨/日規模的工业化生产,每年可创利税1亿2仟万元.罔而本发明无论从工艺流程本身 还是从由其获得的技术经济指标来看,都证明了它的创新性、实用性和先进性,具有较好的可 操作性和经济性,与现有技术比较,更易于实现进一步的产业化和^l^化生产。附田说明图l为本发明的工艺流程困。 *#实施方式以下结合W困做进一步说明。原矿性廣:原矿品位为1-1. 5X,氣化率55-65V结合芈15-25X.对原矿石进行^f矿与磨矿后,根据矿样的性质,使其细度达到-74jiin占50%以上,液闺比 为l:l,浸出试祸浓度在【冊3+CO2】-2+0.5加l.L1,在20t:的浸出温度、750"760nBflg的浸出压 力下进^t氨性浸出,浸出作业的主要对象是容易浸出的氣化铜矿物中的铜,浸出时闳为两小时, 浸出后进行闺液分离和洗涤,得到铜Jl浸出液和浸渣。铜氨漫出液用lix84-1和Ux55氨性萆取刑进行萃取,采用二段萃取、 一段反萃流程,萃 取相比(0/A) 1:1,洗涤液pH值控制在7-9,反萃液含碗酸150 g/L,对反萃富铜液进行电积, 获电积铜純度>99. 95《,电解铜质量为一級.电积阳M用Pb-Ca-Sn三元合金,阴极为铜始极 片.电流密度120- 150A/ffl2,同舰100nm,槽电压1. 8-2.1V'浸渣中主要是难于漫出而易于浮选的碟化铜矿物,采用浮选的办法加以回收,采用两次粗 选,一次扫选,两次精选3lt^,浮选时间为40分钟,药祸用量是:碗化钠1000g/t,丁黄药250g/t, 松油80g/t,对矿石中氨浸不能回收的伴生银,在漫淹浮选时进入精矿而得到回收.流程产出 的两个产品是电解铜和铜精矿.

Claims (4)

1、氧化铜矿原矿常温常压氨浸—萃取—电积—浸渣浮选方法,包括以下步骤: (1)原矿磨碎至-74μm在常温常压下氨浸后固液分离; (2)固液分离的铜氨浸出液用萃取剂将Cu2+转换到有机相中,经洗涤再硫酸反萃,所得富铜液电积得到电解铜; 其特征在于: 磨矿细度为-74μm占50%-90%, 氨浸液的液固重量比在1∶1~3∶1之间,浸出试剂的浓度[NH3+CO2]=(1+0.5)~(4+1)mol.L-1之间,浸出时间为2小时, 反萃液硫酸浓度为100~180g/L; 固液分离的浸渣经浮选回收铜精矿。
2、 根据权利要求1所述的氧化铜矿原矿常温常压氨浸一萃取一电积一浸淦浮选方法,其特 征在于原矿品位为1.0±0.5%,氧化率50~80%,结合率15%~20%。
3、 根据权利要求1所述的氧化铜矿原矿常温常压氨浸一萃取一电积一浸漆浮选方法,其特 征在于铜氨浸出液用lix84-I做1 ~ 2次萃取,或用lix55氨性萃取剂做1 ~ 2次萃取,萃W目比(0/A)为1:1,萃取后洗涤液pH值在7-9之间。
4、 根据权利要求l所述的氧化铜矿原矿常温常压氨浸一萃取一电积一浸潦浮选方法,其特 征在于萃取后的萃余液返还浸出和磨矿工序。
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