CN103480495B - 一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法 - Google Patents

一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜、钴等有价金属的方法。采用常规碱性条件下进行浮选，只能回收大部分的硫化铜钴矿和少部分的自由氧化铜钴矿，而对于洗渣过程中以沉淀形式存在的氢氧化铜、碳酸铜则难以回收。本发明先将铜钴矿酸浸渣浆化，得到的矿浆不经磨矿，直接加硫化钠、戊基黄药和BP药剂处理后送至浮选工段；所述的浮选工段采用一次粗选两次扫选，两次扫选溢流经一次扫选精选段精选后的精选溢流和粗选溢流一起再经精一精选段和精二精选段两次精选的闭路流程。经本发明处理后，浸出渣中以沉淀形式存在的氢氧化铜、碳酸铜及部分难选结合氧化铜重新溶解至浮选回水中，得以回收。

Description

一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法
技术领域
本发明涉及铜钴矿湿法冶炼行业中的渣处理，具体地说是一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜、钴等有价金属的方法。
背景技术
因铜钴矿中铜钴存在物相的不均匀性，且目前酸浸处理硫化铜钴矿工艺尚存在一定的局限性，铜钴矿酸浸冶炼渣中存在部分未被浸出的氧化铜钴矿和硫化铜钴矿，其铜钴含量相对较低，且成分复杂。采用火法冶炼、先高温焙烧氧化再酸浸以及直接高温高压酸浸等方式回收这部分未被浸出铜钴的经济效益较差，因此现有的铜钴矿酸浸冶炼渣处理方式多以填埋、烧制水泥等建筑材料的方式处理。但填埋的方式会对土壤造成污染，直接焙烧会产生部分二氧化硫气体对大气造成污染，同时造成稀缺资源浪费。采用常规碱性条件下进行浮选，只能回收大部分的硫化铜钴矿和少部分的自由氧化铜钴矿，而对于洗渣过程中以沉淀形式存在的氢氧化铜、碳酸铜则难以回收。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是克服上述现有技术存在的缺陷，提供一种具有良好适用性的从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜、钴等有价金属的方法，其通过回收铜钴矿湿法冶炼酸浸渣中的有价金属，高效利用资源，同时降低渣中的硫含量，减少后期渣烧制水泥等建材时对大气造成的污染。
为此，本发明采用如下的技术方案：一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法，其步骤如下：1)将铜钴矿酸浸渣浆化，用硫酸调节pH值至3.0～4.0；2)步骤1)得到的矿浆不经磨矿，直接加硫化钠、戊基黄药和BP药剂处理后送至浮选工段，并控制进入浮选工段的矿浆浓度在20～25%；所述的浮选工段采用一次粗选两次扫选，两次扫选溢流经一次扫选精选段精选后的精选溢流和粗选溢流一起再经精一精选段和精二精选段两次精选的闭路流程。
作为对上述技术方案的进一步完善和补充，本发明采取以下技术措施：
浮选过程在酸性条件下进行，无需额外耗碱，大大节省了成本；浮选过程和酸浸过程融合成一个工艺，即选冶结合。酸性条件下溶解浸出渣中洗渣过程中沉淀的氢氧化铜、碳酸铜和部分难选结合氧化铜；浮选回收浸出渣中大部分的硫化铜钴矿和少部分的自由氧化铜，酸洗和浮选同时进行。
浮选工段中的粗选段、扫选段、扫选精选段、精一精选段和精二精选段采用的浮选设备均为浮选柱，通过往浮选柱内充入压缩空气，使其在浮选柱内形成大量的微小气泡，被捕收剂戊基黄药和BP药剂捕获的金属矿物经这些微小气泡携带上升，并从浮选柱顶端溢流至精矿缓冲槽，而浮选柱内的尾矿则逐渐沉降并经底端的排尾管道进入尾矿缓冲槽。
所述的精一精选段底流和扫选精选段底流返回至粗选段，精二精选段底流返回至精一精选段，最终得到的精矿和尾矿经压滤机脱水处理后，精矿作为硫化铜钴矿产品，尾矿作为最后的报废渣处理。
所述浮选过程中通过酸洗进入浮选回水中的铜和钴，发生富集，回水经循环使用5～6 次后，进入洗渣系统进行洗渣，后返回至浸出萃取系统，进行回收利用。
所述浮选过程在酸性条件下进行，泡沫易堆积，采用喷淋水进行喷淋消泡，喷淋水利用回水，总用水量保持均衡。
本发明具有的有益效果：经本发明处理后，浸出渣中以沉淀形式存在的氢氧化铜、碳酸铜及部分难选结合氧化铜重新溶解至浮选回水中，得以回收；在铜钴矿酸浸冶炼渣含Cu 在0.50%~3.0%、含Co在 0.10% ~1.00%的条件下，经本发明处理后，精矿铜钴含量分别可达8.0% ~ 15.0%和1.0% ~ 3.0%，尾矿铜钴含量分别可达0.25%和0.10%以下，铜回收率可达到80%以上，钴回收率可达到70%以上（回收率以投入原矿计算）；由于本发明通过浮选硫化矿的方法回收渣中的有价金属，因此尾矿中的硫含量也大大降低，为尾渣烧制水泥提供了便利条件；本发明运营成本低，精矿品位高，其经济效益相对于火法处理和高温高压浸出要高得多。
附图说明
图1是本发明的工艺设备连接图。
图2是本发明的数据量流程图(图中的数据为                                                )。
具体实施方式
下面结合说明书附图和具体实施方式对本发明作进一步说明。
如图1所示，浮选工段采用一次粗选(即粗选段粗选)两次扫选(即扫一段、扫二段扫选)，两次扫选溢流经一次扫选精选段精选后的精选溢流和粗选溢流一起再经精一精选段和精二精选段两次精选的闭路流程。粗选段所用的设备为粗选搅拌槽、粗选浮选柱和粗选溢流槽，扫一段所用的设备为扫一搅拌槽和扫一浮选柱，扫二段所用的设备为扫二搅拌槽和扫二浮选柱，扫选精选段(简称精选)所用的设备为精选搅拌槽、精选浮选柱、精选溢流槽和精选底流槽，精一精选段(简称精一)所用的设备为精一搅拌槽、精一浮选柱和精一溢流槽，精二精选段(简称精二)所用的设备为精二搅拌槽和精二浮选柱。
本发明回收铜钴的方法如下：铜钴矿湿法冶炼中产生的酸浸冶炼渣卸入制浆槽，加浓水（回水按比例加入）和硫酸进行调浆，控制矿浆浓度在20%～25%之间，pH值在3.0～4.0之间；将调好的矿浆泵送至粗选搅拌槽，加入硫化钠500～1000g/t，戊基黄药150～300g/t，BP药剂50～150g/t，粗选搅拌槽内矿浆搅拌均匀后泵送至粗选浮选柱；粗选溢流经精一浮选柱和精二浮选柱两次精选后经精矿缓冲槽泵送至精矿压滤机，脱水后打包处理。粗选底流经浆阀自流至扫一搅拌槽，加入硫化钠250～500g/t，戊基黄药100～200g/t，BP药剂30～100g/t，扫一搅拌槽内矿浆搅拌均匀后泵送至扫一浮选柱；扫一浮选柱底流经浆阀自流至扫二搅拌槽，加入硫化钠500～1000g/t，戊基黄药50～100g/t，BP药剂30～50g/t，在进入扫二浮选柱，扫二浮选柱底流经浆阀自流至尾矿缓冲槽，后泵送至尾矿压滤机，脱水后装车送至水泥厂。精一浮选柱底流返回至粗选搅拌槽，精二浮选柱底流返回至精一搅拌槽；扫一、扫二浮选柱溢流经扫选精选段精选一次后，溢流返回至精一搅拌槽，底流返回至粗选搅拌槽。
将上述方法应用在具体的酸浸冶炼渣(冶炼废渣)回收过程中，铜、钴在各个浮选过程中的含量见图2，图2中各作业产率、回收率的计算均以通过精、尾矿计算出的平衡原矿为基准。含Cu 1.38%，Co 0.35%的冶炼废渣经如图1所示流程浮选后，经计算，平衡原矿含Cu 0.77%，Co 0.22%；获得的精矿产率6.46%，对应品位Cu 8.50%，Co 2.0%；获得的尾矿产率93.54%，对应品位Cu 0.23%，Co 0.095%。酸性条件下浮选，冶炼废渣中有44.20%的铜和37.71%的钴进入浮选回水中。以投入的冶炼废渣品位计算，酸性条件下浮选后，获得的铜回收率为84.41%，钴回收率为74.61%。

Claims (6)

1.一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法，其步骤如下：1)将铜钴矿酸浸渣浆化，用硫酸调节pH值至3.0～4.0的范围内；2)步骤1)得到的矿浆不经磨矿，直接加硫化钠、戊基黄药和BP药剂处理后，送至浮选工段，并控制进入浮选工段的矿浆浓度在20～25%之间；浮选工段采用一次粗选两次扫选，两次扫选溢流经一次扫选精选段精选后的精选溢流和粗选溢流一起再经精一精选段和精二精选段两次精选的闭路流程；
所述浮选过程在酸性条件下进行，浮选过程和酸洗过程融合成一个工艺，即选冶结合；酸洗溶解浸出渣中洗渣过程中沉淀的氢氧化铜、碳酸铜和部分难选结合氧化铜；浮选回收浸出渣中大部分的硫化铜钴矿和少部分的自由氧化铜，酸洗和浮选同时进行。
2.如权利要求1所述的从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法，其特征在于：浮选工段中的粗选段、扫选段、扫选精选段、精一精选段和精二精选段采用的浮选设备均为浮选柱，通过往浮选柱内充入压缩空气，使其在浮选柱内形成大量的微小气泡，被捕收剂戊基黄药和BP药剂捕获的金属矿物经这些微小气泡携带上升，并从浮选柱顶端溢流至精矿缓冲槽，而浮选柱内的尾矿则逐渐沉降并经底端的排尾管道进入尾矿缓冲槽。
3.如权利要求1所述的从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法，其特征在于：所述的精一精选段底流和扫选精选段底流返回至粗选段，精二精选段底流返回至精一精选段，最终得到的精矿和尾矿经压滤机脱水处理后，精矿作为硫化铜钴矿产品，尾矿作为最后的报废渣处理。
4.如权利要求1所述的从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法，其特征在于：浮选过程中通过酸洗进入浮选回水中的铜和钴，发生富集，回水经循环使用5～6 次后，进入洗渣系统进行洗渣，后返回至浸出萃取系统，进行回收利用。
5.如权利要求1所述的从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法，其特征在于：在浮选过程中，采用喷淋水进行喷淋消泡，喷淋水利用回水，总用水量保持均衡。
6.如权利要求1所述的从铜钴矿酸浸冶炼渣中选冶结合回收铜钴的方法，其特征在于：对于Cu 0.5～3.0%,Co 0.10～1.0%的浸出渣，在酸性条件下，采用上述闭路流程进行浮选，能获得的选矿指标为精矿铜8.0～15.0%，钴1.0～3.0%,尾矿铜<0.25%，钴<0.10%，精矿产率<10%。
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