CN101328538A

CN101328538A - 一种从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法

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Publication number: CN101328538A
Application number: CNA2008100587871A
Authority: CN
Inventors: 曹国华; 李新海; 赵庆云
Original assignee: YUNNAN JIAMING TECHNOLOGY INDUSTRY Co Ltd
Current assignee: YUNNAN JIAMING TECHNOLOGY INDUSTRY Co Ltd
Priority date: 2008-08-04
Filing date: 2008-08-04
Publication date: 2008-12-24

Abstract

本发明提供一种盐酸法从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法，以氧化铜钴矿为原料，经过采矿—矿石制备—矿石浸出—分离—浸出渣洗涤—浸出母液沉铜—浸出母液再沉钴镍—浸出母液净化—再生盐酸(烧碱)回收—利用，提取铜和镍钴中间产品，回收并再生盐酸和烧碱循环利用，同时回收洗涤水循环使用，不外排任何废物，不污染环境。不仅浸出速度快，除杂能力强，铜钴镍浸出率、回收率高，对资源的适用范围较宽，同时形成不外排的闭路循环，能最大限度地保护环境，在单位金属投资小的情况下，其工艺技术及设备完全能满足规模化、产业化生产要求，本工艺流程简洁、能耗低、原料消耗小、成本低，矿物综合利用率较高，其经济和环保效益是现有技术所不及的。

Description

一种从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法

技术领域

本发明涉及一种从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法，特别是涉及一种用盐酸法从铜钴镍矿中酸浸提取铜钴镍的方法，属于有色金属湿法冶金技术领域。

背景技术

目前对氧化铜矿的处理方法主要有三种：(一)浮选法，氧化铜矿的浮选分为直接浮选和硫化浮选。直接浮选是最早应用的不用硫化钠活化，直接利用捕收剂浮选的方法，包括脂肪酸浮选法、胺类浮选法、中性油乳浊液浮选法和鳌合捕收剂浮选法等。由于氧化铜矿大都是氧化率高、含泥量大、结合铜含量高、细粒不均匀嵌布、氧硫混杂、多种矿物共存等特点，因而用捕收剂很难吸附到矿物表面，需经过硫化处理，才能使氧化铜矿物表面发生根本的变化，因此用浮选法处理氧化铜矿回收率很低，一般只有50％左右；(二)火法，即采用电炉还原熔炼工艺，它是通过破碎、干燥和熔炼三个工序，将铜钴矿提炼成铜钴白合金。由于刚果(金)铜钴矿中的矿物形态以水钴矿和杂水钴矿为主，并伴生氧化铜矿；脉石矿物以石英石为主，钙、镁含量较低，因此火法存在的不足是：(1)因为矿石中的造渣成份少，使冶炼温度过高；(2)生产过程中粉尘大，作业环境差；(3)操作电压偏低，使得铜钴氧化矿的成分波动大，含石英石高达76％，渣的比电阻大，使电极插入较深，合金温度高，炉底负荷加大；(4)合金放出口更换困难，合金放出口采用石墨衬套的形式，在高温合金冲刷下容易变大，更换时，需要在炉衬的炭砖上护上耐火泥，然后压上石墨衬套，由于炭砖导热好，耐火泥容易干，石墨衬套不易压紧，合金容易从缝隙中跑出，而导致生产安全事故。(三)化学选矿已逐渐成为难选氧化铜的重要选矿方法，根据矿石中铜的矿物组成和结构构成等因素，其中硫酸浸出-萃取-电积法获取有用成分的工艺方法应用较为广泛。国内用此办法对已废弃的低品位表外矿、含铜铁矿、难选氧化矿等含铜矿物进行处理，通过一系列的技术改造，最终获得了良好的经济效益。硫酸浸出法是处理难选氧化铜矿的主要手段，该工艺适合处理以酸性脉石为主的矿石，常用来提取低品位、残矿中的铜。但随着原料尤其是硫酸价格的上升，处理浸出渣的投入也随之加大，从而使生产成本大幅度增加，使矿山企业难于运行。更主要的是硫酸法浸出镍钴的回收率也很低。

随着经济的高速发展与市场需求，特别是亚太市场对铜钴镍需求量的增长十分迅速，但大量的氧化铜矿尚未开发，究其原因就是氧化铜钴矿的开发技术还存在诸多不足。因此，开发适用范围宽、投资省、成本低、能耗低、原材料消耗少、对环境有利的规模化、产业化生产技术已十分迫切。

发明内容

为克服现有的从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法存在的上述不足，本发明提供一种用盐酸法从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法。从而减小投资，扩大资源适用范围，简化工艺流程，降低能耗和生产成本低，减少原料消耗，提高铜、镍、钴的回收率。

本发明的目的及解决其技术问题是采用以下技术方案来实现的：一种盐酸法从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法，采用盐酸作为矿石浸出的浸出剂且可实现盐酸和烧碱循环利用及回收洗涤水循环使用，该方法包括下列步骤：A、矿石制备；B、矿石浸出；C、分离浸出渣和浸出母液，洗涤浸出渣；D、浸出母液沉铜；E、浸出母液沉镍钴；F、浸出母液净化后盐酸和烧碱再生及其循环利用。

本发明的目的及解决其技术问题还可采用以下技术措施进一步实现：

前述的方法，其中所述A步骤的矿石制备是将采出的矿石破碎成粒度为-74mm～30mm的碎矿，其破碎方法为：干破碎或湿破碎，当矿石含水量小于15％时，采用干破碎；当矿石含水量大于15％时，采用湿破碎，控制水、矿质量比为1～4∶1。

前述的方法，其中所述B步骤的矿石浸出是在酸度为12～25％条件下，将盐酸溶液混入破碎的矿石中进行盐酸浸出，使矿石中的镍、钴、铁、镁、铝、钙通过盐酸浸出形成盐酸盐进入浸出液中，其方法为：将盐酸溶液喷洒在破碎的矿石堆上进行堆浸；或者将矿石放入盐酸液中进行泡浸；或者将矿石放入盐酸液中，搅拌浸出；并采用其中的一种单独浸出，或者两种或两种以上的混合浸出，同时采用一级浸出，或者多级串联浸出。

前述的方法，其中所述堆浸时间为60～180天，其工艺条件：堆高为1.5-6.5米，盐酸浸液酸度为12％-20％，矿石粒度为1mm-30mm，盐酸浸液布液强度为10-30升/平方厘米·小时。

前述的方法，其中所述泡浸的盐酸浸液酸度为15-20％，泡浸时间为1～15天。

前述的方法，其中所述搅拌浸出时间1～8小时，搅拌浸出条件为：先将破碎的矿石制成液、固质量比为2～5∶1的矿浆，控制温度常温～90℃，常压～6个大气压，盐酸浸液酸度15％-25％，且具体是：在常温常压下搅拌浸出；或者在常温下加2～6个大气压搅拌浸出；或者在50～90℃温度下，常压搅拌浸出；或者在50～90℃温度下，加压至2～6个大气压，搅拌浸出。

前述的方法，其中所述盐酸浸出的酸度为12～25％，视不同矿物成份以及不同浸出方式确定具体的酸度。

前述的方法，其中所述C步骤的洗涤浸出渣，其具体步骤为：对分离出来的浸出渣进行洗涤后，洗涤水返回矿石浸出的B步骤中以及后序的再生盐酸F步骤中，洗涤后的尾矿集中储存。

前述的方法，其中所述D步骤的浸出母液沉铜，其具体步骤为：调整分离出来的浸出母液pH值至5.2～6.6，得沉淀母液和氢氧化铜产品；或按浸出母液∶沉铜剂＝2.5～7.5∶1的质量比，向浸出母液中加入沉铜剂，并调整pH值至3.0-4.2，搅拌沉铜0.5～3.5小时，得沉淀母液和铜钴镍中间产品，沉铜剂可以是硫化钠、硫氢化钠、硫化氢中的一种或几种；

前述的方法，其中所述E步骤的浸出母液沉钴镍，其具体步骤为：调整分离出来的浸出母液加氢氧化钠调pH值至7.8～9.5，搅拌沉钴镍0.5～3.5小时，得沉淀母液和氢氧化钴、镍产品；

前述的方法，其中所述E步骤的母液经净化后返回原盐电解再生盐酸和烧碱。

前述的方法，其中所述F步骤的原盐电解再生回收，其具体步骤为：将沉镍后的沉淀母液进行过滤、净化后，通过电解得到烧碱和盐酸。

其中原盐电解盐酸和烧碱再生的主要工艺参数见表1。

综上所述，本发明提供一种盐酸法从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法，以氧化铜钴矿为原料，经过采矿-矿石制备-矿石浸出-分离-浸出渣洗涤回收-浸出母液沉铜、沉钴镍-电解-再生盐酸和烧碱-利用，提取铜中间产品和镍钴中间产品，回收并再生盐酸和烧碱循环利用，同时回收洗涤水循环使用，不外排任何废物，不污染环境。不仅浸出速度快，除杂能力强，铜、钴、镍浸出率高、回收率高，也能回收其它方法不能回收的有价金属镍，还对资源的适用范围较宽，同时形成不外排的闭路循环，能最大限度地保护环境。在单位金属投资小的情况下，其工艺技术及设备完全能满足规模化、产业化生产要求，本工艺流程简洁、成本低，矿物综合利用率高，其经济和环保效益是现有技术所不及的，结合铜钴氧化矿中铜钴镍的赋存状态复杂的特点，盐酸浸出法是从氧化铜钴矿中提铜钴镍的最佳方法。

本发明具有上述诸多优点及实用价值，其不论在方法或功能上皆有很大的改进，在技术上有显著的进步，并产生了好用及实用的效果，且较现有的从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法具有增进的突出的多项效果，从而更加适于实用，并具有产业的广泛利用价值，诚为一新颖、进步、实用的新工艺技术。

表1

序号	名称及规格	单位	吨耗	备注
序号	名称及规格	单位	吨耗	备注	1	原盐(NaCl≥96％(wt))	t	1.51
2	亚硫酸钠(Na₂SO₃≥95％(wt))	kg	0.87		1	原盐(NaCl≥96％(wt))	t	1.51
2	亚硫酸钠(Na₂SO₃≥95％(wt))	kg	0.87		3	硫酸(H₂SO₄≥98％(wt))	t	0.022
4	直流电(450V 11kA)	kWh	2100		3	硫酸(H₂SO₄≥98％(wt))	t	0.022
4	直流电(450V 11kA)	kWh	2100		5	动力电(380V/220V)	kWh	80
6	直流水(≤25℃)	t	1.38		5	动力电(380V/220V)	kWh	80
6	直流水(≤25℃)	t	1.38		7	循环水(Δt＝8℃)	t	140
8	仪表空气(0.7MPa)	Nm³	20		7	循环水(Δt＝8℃)	t	140
8	仪表空气(0.7MPa)	Nm³	20		9	工艺空气(0.4MPa)	Nm³	16
10	氮气(0.7MPa)	Nm³	0.4		9	工艺空气(0.4MPa)	Nm³	16
10	氮气(0.7MPa)	Nm³	0.4		11	冷冻量(+5℃水)	GJ	0.136
12	蒸汽(0.4MPa)	t	0.4		11	冷冻量(+5℃水)	GJ	0.136

上述说明仅是本发明技术方案的概述，为了能够更清楚地了解本发明的技术手段，而可依照说明书的内容予以实施，并且为了让本发明的上述和其他目的、特征和优点能够更明显易懂，以下特举较佳实施例，并配合附图，详细说明如下。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

以下结合附图及较佳实施例，对本发明提出的一种从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法做进一步说明。

实施例1

A、矿石制备：将采出的铜、钴、镍品位分别为2.75％、0.56％、0.16％的氧化铜矿用现有技术的破碎机进行湿破碎，控制水矿质量比为2∶1，破碎至过18目筛，取筛下物用作本实施例；

B、矿石浸出：在盐酸浸液酸度为21％，常温、常压条件下，将破碎的矿石制成液、固质量比为4∶1的矿浆，搅拌浸出1小时，使矿石中的铜、钴、镍、铁、镁、钙通过盐酸浸出形成盐酸盐进入浸出液中；

C、分离：将浸出液与浸出渣用现有技术设备进行过滤分离，分离出浸出母液和浸出渣，其中浸出母液中含铜10.2克/升、含钴1.95克/升、含镍0.59克/升；浸出渣中含铜0.15％、含钴0.05％、含镍0.008％；铜浸出率为94.53％、钴浸出率为90.81％、镍浸出率为96.73％；

D、滤渣回收：对分离出来的浸出渣用现有技术加水洗涤后，洗涤水返回矿石浸出的B步骤中以及后序的再生盐酸F步骤中循环使用，而滤渣进入尾矿库集中储存；

E、沉铜：在C分离出来的浸出母液中加氢氧化钠至pH值为6.5，搅拌1.5小时，获得含铜31.36％的氢氧化铜和沉淀母液；

F、沉镍钴：在E分离出来的沉淀母液中加氢氧化钠至pH值为8.9，搅拌沉钴镍1.5小时，得沉淀母液和氢氧化钴镍产品；

G、盐酸和氢氧化钠再生：将F沉镍钴后的沉淀母液用现有技术的方法进行过滤、净化、浓缩后，进入食盐电解工序获得盐酸和烧碱。

H、盐酸利用：将再生盐酸返回矿石浸出的B步骤中，实现盐酸的闭路循环利用。

实施例2

A、矿石制备：将采出的铜、钴、镍、品位分别为3.93％、0.28％、0.13％的氧化铜矿用现有技术的破碎机进行湿破碎，控制水矿质量比为3∶1，破碎至过18目筛，取筛下物用做本实施例；

B、矿石浸出：在盐酸浸液酸度12％，常温、常压条件下，将破碎的矿石制成液、固质量比为3∶1的矿浆，泡浸浸出7天，在此过程中每天将浸出液循环二次，使矿石中的铜、钴、镍、铁、镁、钙通过盐酸浸出形成盐酸盐进入浸出液中；

C、分离：将浸出液与浸出渣用现有技术设备进行过滤分离，分离出浸出母液和浸出渣，其中浸出母液中含铜14.6克/升、含钴0.98克/升、含镍0.51克/升；浸出渣中含铜0.25％、含钴0.03％、含镍0.006％；铜浸出率为93.57％、钴浸出率为90.46％、镍浸出率为95.48％；

E、沉铜：将C分离出来的浸出母液按浸出母液∶沉铜剂＝7.5∶1的质量比，向浸出母液中加入沉铜剂硫化钠，并调整pH值至3.7，搅拌沉铜2.5小时，得沉淀母液和铜钴镍中间产品，获得含铜39.87％硫化铜钴镍混合中间产品和沉淀母液；

F、盐酸和氢氧化钠再生：将上述沉淀母液用现有技术的方法进行过滤、净化、浓缩后，进入食盐电解工序获得盐酸和烧碱。

G、盐酸利用：将再生盐酸返回矿石浸出的B步骤中，实现盐酸的闭路循环利用。

以上所述，仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，虽然本发明已以较佳实施例揭露如上，然而并非用以限定本发明，任何熟悉本专业的技术人员，在不脱离本发明技术方案范围内，当可利用上述揭示的结构及技术内容作出些许的更动或修饰为等同变化的等效实施例，但是凡是未脱离本发明技术方案的内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明技术方案的范围内。

Claims

1、一种从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法，其特征在于采用盐酸作为矿石浸出的浸出剂且可实现盐酸和烧碱循环利用及回收洗涤水循环使用，该方法包括下列步骤：

A、矿石制备；

B、矿石浸出；

C、分离浸出母液与浸出渣、洗涤浸出渣；

D、浸出母液沉铜；

E、浸出母液再沉镍钴；

F、浸出母液净化后盐酸再生及其循环利用。

2、根据权利要求1所述的方法，其特征在于所述A步骤的矿石制备是将采出的矿石破碎成粒度为-74mm～30mm的碎矿，其破碎方法为：干破碎或湿破碎，当矿石含水量小于15％时，采用干破碎；当矿石含水量大于15％时，采用湿破碎，控制水、矿质量比为1～4∶1。

3、根据权利要求1所述的方法，其特征在于所述B步骤的矿石浸出是在酸度为12～25％条件下，将盐酸溶液混入破碎的矿石中进行盐酸浸出，使矿石中的铜、镍、钴、铁、镁、铝、钙通过盐酸浸出形成盐酸盐进入浸出液中，其方法为：将盐酸液喷洒在破碎的矿石堆上进行堆浸；或者将矿石放入盐酸液中进行泡浸；或者将矿石放入盐酸液中，搅拌浸出；并采用其中的一种单独浸出，或者两种或两种以上的混合浸出，同时采用一级浸出，或者多级串联浸出。

4、根据权利要求3所述的方法，其特征在于所述堆浸时间为60～180天，其工艺条件：堆高为1.5-6.5米，盐酸浸液酸度为12％-20％，矿石粒度为1mm-30mm，盐酸浸液布液强度为10-30升/平方厘米·小时。

5、根据权利要求3所述的方法，其特征在于所述盐酸浸液酸度15-20％，液固比2-7∶1，泡浸时间为1～15天。

6、根据权利要求3所述的方法，其特征在于所述搅拌浸出时间2～8小时，搅拌浸出条件为：先将破碎的矿石制成液、固质量比为2～5∶1的矿浆，控制温度常温～90℃，压力2-6个大气压，盐酸浸液酸度15％-25％，且具体是：在常温常压下搅拌浸出；或者在常温下加2～6个大气压搅拌浸出；或者在50～90℃温度下，常压搅拌浸出；或者在50～90℃温度下，加压至2～6个大气压，搅拌浸出。

7、根据权利要求1所述的方法，其特征在于所述C步骤的洗涤浸出渣，其具体步骤为：对分离出来的浸出渣进行洗涤后，洗涤水返回矿石浸出的B步骤中以及后序的再生盐酸F步骤中，洗涤后的尾矿集中储存。

8、根据权利要求1所述的方法，其特征在于所述D步骤的浸出母液沉铜，其具体步骤为：加氢氧化钠调整分离出来的浸出母液pH值至5.2～6.6，得沉铜母液和氢氧化铜产品；或按浸出母液∶沉铜剂＝2.5～7.5∶1的质量比，向浸出母液中加入沉铜剂，并调整pH值至3.0-4.2，搅拌沉铜0.5～3.5小时，得沉淀母液和铜钴镍中间产品，沉铜剂可以是硫化钠、硫氢化钠、硫化氢中的一种；

9、根据权利要求8所述的方法，其特征在于所述E步骤的浸出母液沉钴镍，其具体步骤为：加氢氧化钠调整分离出来的浸出母液pH值至7.8～9.5，搅拌沉钴镍0.5～3.5小时，得沉淀母液和氢氧化钴镍产品。

10、根据权利要求1所述的方法，其特征在于所述F步骤的盐酸再生采用原盐电解再生盐酸和烧碱，且原盐电解再生回收的具体步骤为：将沉镍钴后的沉淀母液进行过滤、净化后，通过电解得到烧碱和盐酸。