CN103834810B

CN103834810B - 一种由铜镍渣生产铜钴镍混合精矿的方法

Info

Publication number: CN103834810B
Application number: CN201410088192.6A
Authority: CN
Inventors: 莫红兵; 段金城; 刘耀驰
Original assignee: Sleiden (beijing) Chemical Technology Co Ltd
Current assignee: Sleiden (beijing) Chemical Technology Co Ltd
Priority date: 2014-03-11
Filing date: 2014-03-11
Publication date: 2015-11-25
Anticipated expiration: 2034-03-11
Also published as: CN103834810A

Abstract

本发明公开了一种由铜镍渣生产铜钴镍混合精矿的方法，该方法是以铜镍渣为原料依次经过分步浓差浸出、球磨、浮选获得铜钴镍混合精矿；该方法操作简单、成本低，铜钴镍的回收率高，铜钴镍混合精矿品位高。

Description

一种由铜镍渣生产铜钴镍混合精矿的方法

技术领域

本发明涉及一种由铜镍渣生产铜钴镍混合精矿的方法，属于有色金属废渣回收技术领域。

背景技术

铜镍渣中含有大量的可利用的资源。现代炼铜镍工艺侧重于提高生产效率，渣中的残余铜钴镍含量增加，回收这部分铜钴镍资源是现阶段处理铜冶炼渣的主要目的。当然，渣中的大部分贵金属是与铜钴镍共生的，回收铜钴镍的同时也能回收大部分的贵金属。炼铜炉渣是铜高温火法冶炼过程中的产物。主要成份有：铜硫化物、磁铁矿、磁黄铁矿和少量金属铜，硅酸盐类矿物，玻璃体等。硅酸盐类矿物以铁橄榄石为主辉石类次之，铜硫化物和金属铜是选矿作业的主要目的矿物。铜火法冶炼工艺改革以后，使铜的硫化物减少而氧化物稍有增加，导致炉渣的性质更为复杂，同时还有炉渣冷却等因素的影响，造成炉渣更趋难选。

目前，世界上对炼铜镍炉渣的处理多半采用炭热法、烟化法、电炉贫化法以及浮选法等，近年来，还常用湿法处理含铜炉渣。专利CN1084895A公开了一种“氨浸沉淀法来处理低品位铜镍渣或氧化铜矿的工艺”，采用硫酸铵溶液作为浸出剂，用碳酸铵作为沉淀剂，用硫酸和氧化钙做中间传质介质，用稀硫酸回收氨，该工艺过程可得到一级氧化铜粉。文献“应用浮选和与黄铁矿焙烧工艺从铜镍渣中回收有价金属”（国外金属矿选矿，2007,10:31-35）中，G·布鲁特等人对铜镍渣先浮选回收铜，然后利用浮选尾矿与黄铁矿一起焙烧，焙砂用硫酸浸出回收钴和铁，浸出渣含61%的铁，直接送钢厂炼铁。文献“某高结合率氧化铜渣的浮选试验研究”（矿冶工程，2011,31:51-54）利用Y89和丁胺黑药混合捕收剂在pH=5时采用一粗一扫两精两段磨浮开路流程浮选铜镍渣，获得铜精矿品位为11.52%，回收率达59.89%。然而上述方法过于单一，在处理低品位铜镍渣中受到很大限制，而且能耗高，不能综合回收有价金属且回收率低，在技术经济学上存在很大问题。

发明内容

针对现有技术存在的不足，本发明的目的是在于提出一种以铜镍渣为原料，低成本获得高品位铜钴镍混合精矿的方法，该方法操作简单，可以工业化生产。

本发明提供了一种由铜镍渣生产铜钴镍混合精矿的方法，该方法包括以下步骤：

步骤1：将铜镍渣研磨成矿粉后，与无机酸混合，维持温度为40～70℃，无机酸的质量百分比浓度为30～80%的条件下，浸出30～90min，得到酸浸出浆液；在所得酸浸出浆液中加入水将无机酸的质量百分比浓度调节到5～25%，进一步在20～60℃的温度条件下，浸出45～95min后，固液分离，得到浸出液和浸出渣；所述的铜镍渣主要包括以下组分：Cu>0.15wt%,Ni>0.05wt%，SiO₂<50wt%，Fe>20wt%；所述的无机酸为盐酸、硫酸、硝酸、磷酸、氢氟酸中一种或几种；

步骤2：将步骤1所得的浸出渣与水混合，球磨成浆料；

步骤3：调节步骤2所得浆料的pH为4～7，加入分散剂和活化剂搅拌分散均匀后，再加入复配捕收剂和起泡剂，进一步搅拌，进行一次粗选、一次精选、三次扫选，即得；所述的复配捕收剂为丁铵黑药与乙基黄药或丁基黄药以质量比1:9～5:5的组合，或者为乙基黄药与丁基黄药1:9～5:5的组合；复配捕收剂的用量为20～200g/t浸出渣。

所述的铜镍渣根据选择的铜镍渣不同可能包含有少量或微量的钴。

优选的方法，在所得酸浸出浆液中加入水将无机酸的质量百分比浓度调节到5～20%。

所述的铜镍渣研磨成粒度在40～325目的范围内。

所述的无机酸用量为铜镍渣中铁的理论摩尔量的0.5～1.8倍。

优选的无机酸为盐酸、硫酸、硝酸、磷酸中一种或几种。

所述的浸出渣与水按质量比为1:2～8混合。

所述的球磨时间为1～15min。

所述的分散剂为(NaPO₃)₆、Na₂SiO₃、木素磺酸钙中一种，或(NaPO₃)₆和Na₂SiO₃的复配物。

所述的活化剂为硫化钠、硫酸铜、草酸、碳酸钠或氢氧化钠中的一种或几种。

所述的起泡剂为甲基异丁基甲酸，其用量为5～60g/t浸出渣。

所述的固液分离包括过滤、离心或浓密。

所述的固液分离所得浸出液用于制备氧化铁红，或制备铁精粉、水玻璃和回收铜钴镍产品。

所述的固液分离所得的浸出渣中铁除去率高达90%以上。

所述的方法，加入分散剂和活化剂后搅拌分散的时间为5～30min。

所述的方法，加入复配捕收剂和起泡剂后搅拌的时间为1～15min。

本发明的由铜镍渣生产铜钴镍混合精矿的方法，包括以下步骤：

步骤1：

（a）将铜镍渣采用磨机研磨，直至粒度达到40～325目；

（b）将步骤（a）中研磨好的铜镍渣粉末，加入到第一级浸出槽，加入铜镍渣中铁的理论摩尔量0.5～1.8倍的无机酸，保持矿浆中无机酸的质量百分比浓度为30～80%，在温度为40～70℃条件下浸出30～90min，得到酸浸出浆液；

所述的铜镍渣主要包括以下组分：Cu>0.15wt%,Ni>0.05wt%，SiO₂<50wt%，Fe>20wt%；所述的无机酸为盐酸、硫酸、硝酸、磷酸、氢氟酸中一种或几种；

（c）将步骤（b）中第一级浸出槽得到酸浸出浆液快速打入第二级浸出槽，同时加入水，调节酸浸出浆液中无机酸浓度为5～25%，进一步在温度为20～60℃的条件下，浸出45～95min；采用分离设备进行固液分离，分离所得浸出液用于制备氧化铁红，或者制备铁精粉、水玻璃和回收铜钴镍产品；

步骤2：在步骤1固液分离所得浸出渣中加入浸出渣2～8倍质量的水混合，进入磨机中研磨1～15min；

步骤3：将步骤2所得浆料转入浮选机中，调节浆料pH值为4～7，依次添加分散剂和活化剂，搅拌5～30min，使矿浆分散均匀；再在搅拌条件下依次添加复合捕收剂（用量为20～200g/t浸出渣，所述的复配捕收剂为丁铵黑药与乙基黄药或丁基黄药以质量比1:9～5:5的组合，或者为乙基黄药与丁基黄药1:9～5:5的组合；起泡剂MIBC（加入量为5～60g/t浸出渣），搅拌1～15min，经过一次粗选、一次精选、三次扫选，得到铜钴镍混合精矿。

本发明的有益效果：本发明首次以铜镍渣为原料，通过湿法处理对铜钴镍进行富集（高效除铁和二氧化硅），再结合浮选法选矿，以低成本获得了高品位的铜钴镍混合精矿。本发明的湿法处理为分步浓差浸出方法，即在合适的温度条件下，先采用浓无机酸对铜镍渣浸出适当时间，再将浓无机酸稀释后进一步浸出适当时间，一方面能将SiO₂快速析出，避免了高活性硅的大量溶出，有效防止硅凝胶的产生，使浸出浆料能快速有效固液分离，另一方面，铁浸出率高达90%以上，而铜钴镍浸出率低，使铜钴镍有效富集在固相中（铜的回收率80%以上，镍的回收率70%以上，钴的回收率60%以上）；本发明在分步浓差浸出基础上再结合复合捕收剂进行浮选捕收，获得高品位铜钴镍精矿，其中，铜的品位为4%，镍的品位为1.1%，钴的品位为0.7%。此外，本发明方法采用的铜镍渣为原料，成本低廉，方法操作简单，可以工业化生产。

附图说明

【图1】为本发明的工艺流程图。

【图2】为本发明的浮选流程图。

【图3】为本发明实施例1的分步浓差浸出方法和对比实施例1直接酸浸法获得的浸出浆料的对比图：A为直接酸浸法获得的浸出浆料；B为分步浓差浸出方法获得的浸出浆料。

具体实施方式

以下实施例旨在对本发明内容的进一步说明，而不是对本发明保护范围的限定。

实施例1

本实施例中采用的铜镍渣中主要包括以下组分Cu0.25wt%，Ni0.23wt%,Co0.08wt%,Fe40.7wt%,SiO₂35wt%。

1、磨矿

采用闭路磨矿方案，将铜镍渣经过振动给料器给料，由皮带输送机送入磨机；达到70～75%-80目的粒度要求后，经螺旋输送机及斗式提升机提升至粉料仓，备用。

2、分步浓差浸出

将粉料仓中已粉磨好的铜废渣称量后加入第一级浸出槽，同时按比例加入水和硫酸，硫酸的加入量为铜镍渣中铁理论摩尔量的1.1倍，保持浸出时矿浆中酸浓度的质量百分比浓度为80%，在温度为50℃条件下浸出30min；将第一级浸出完毕的矿浆直接打入第二级搅拌浸出槽，同时按比例加入水，保持矿浆硫酸浓度的质量百分比浓度为10%的条件下，进一步在30℃下，浸出95min；浸出完毕后，用过滤设备进行固液分离；浸出效果如图3中B所示，固相（Cu=0.42%，Ni=0.36%,Co=0.12%）用水冲洗1次；液相中主要是Fe、Cu、Ni、Co和Si（Fe=40000mg/L,Cu=120mg/L,Ni=100mg/L,Co=45mg/L，Si=460mg/L），铁浸出率为90%，下一步处理制备氧化铁红，或制备铁精粉、水玻璃和回收铜钴镍产品。

3、固相浮选

固相中加入渣料2倍质量的水混合，进入磨机中研磨1min；研磨后的浆料转入浮选机中，调节浆料pH值为4，依次添加适量分散剂(NaPO₃)₆和活化剂硫酸铜，搅拌5min，使矿浆分散均匀；再在搅拌条件下依次添加复合捕收剂（丁铵黑药：乙基黄药=1:9），用量为20g/t渣料，起泡剂MIBC（加入量为5g/t渣料），搅拌15min，经过一次粗选、一次精选、三次扫选，得到铜钴镍混合精矿（Cu=3.8%，回收率>80%；Ni=1.0%，回收率>70%；Co=0.6，回收率>60%)。

实施例2

本实施例中采用的铜镍渣中主要包括以下组分Cu0.30wt%，Ni0.25wt%,Co微量,Fe44wt%,SiO₂40wt%。

1、磨矿

采用闭路磨矿方案，将铜镍渣经过振动给料器给料，由皮带输送机送入磨机；达到70～75%-200目的粒度要求后，经螺旋输送机及斗式提升机提升至粉料仓，备用。

2、分步浓差浸出

将粉料仓中已粉磨好的铜废渣称量100kg后加入第一级浸出槽，同时按比例加入水和盐酸，盐酸的加入量为铜镍渣中铁理论摩尔量的0.9倍，保持浸出时矿浆中酸质量百分比浓度为35%，在温度为70℃条件下浸出30min；将第一级浸出完毕的矿浆直接打入第二级搅拌浸出槽，同时按比例加入水，保持矿浆盐酸质量百分比浓度为5%的条件下，进一步在40℃下，浸出45min；浸出完毕后，用浓密设备进行固液分离，固相（Cu=0.40%，Ni=0.34%,Co=0.14%）用水冲洗2次，液相中主要是Fe（浸出率91.5%）、Cu、Ni、Co和Si（Fe=40800mg/L,Cu=130mg/L,Ni=110mg/L,Co=55mg/L，Si=480mg/L），下一步处理制备氧化铁红、或制备铁精粉、水玻璃和回收铜钴镍产品。

3、固相浮选

固相中加入渣料8倍质量的水混合，进入磨机中研磨15min；研磨后的浆料转入浮选机中，调节浆料pH值为7，依次添加适量分散剂木素磺酸钙和活化剂硫酸钠，搅拌30min，使矿浆分散均匀；再在搅拌条件下依次添加复合捕收剂（丁铵黑药：乙基黄药=5:5），用量为200g/t渣料，起泡剂MIBC（加入量为60g/t渣料），搅拌1min，经过一次粗选、一次精选、三次扫选，得到铜钴镍混合精矿（Cu=4.0%，回收率>80%；Ni=1.0%，回收率>70%；Co=0.7，回收率>60%)。

实施例3

本实施例中采用的铜镍渣中主要包括以下组分Cu0.27wt%，Ni0.23wt%,Co0.09wt%,Fe45wt%,SiO₂30wt%。

1、磨矿

采用闭路磨矿方案，将铜镍渣经过振动给料器给料，由皮带输送机送入磨机；达到80～85%-325目的粒度要求后，经螺旋输送机及斗式提升机提升至粉料仓，备用。

2、分步浓差浸出

将粉料仓中已粉磨好的铜废渣100kg称量后加入第一级浸出槽，同时按比例加入水和硝酸，硝酸的加入量为铜镍渣中铁理论摩尔量的1.4倍，保持浸出时矿浆中酸质量百分比浓度为50%，在温度为70℃条件下浸出90min；将第一级浸出完毕的矿浆直接打入第二级搅拌浸出槽，同时按比例加入水，保持矿浆硝酸质量百分比浓度为10%的条件下进一步在50℃下，浸出95min；

浸出完毕后，用过滤设备进行固液分离，固相（Cu=0.40%，Ni=0.34%,Co=0.14%）用水冲洗2次，液相中主要是Fe（浸出率为92%）、Cu、Ni、Co和Si（Fe=41000mg/L,Cu=120mg/L,Ni=105mg/L,Co=50mg/L，Si=480mg/L），下一步处理制备氧化铁红，或制备铁精粉、水玻璃和回收铜钴镍产品。

3、固相浮选

固相中加入渣料6倍质量的水混合，进入磨机中研磨10min；研磨后的浆料转入浮选机中，调节浆料pH值为6，依次添加适量分散剂(NaPO₃)₆和Na₂SiO₃（质量比1:1）的复配物和活化剂碳酸钠，搅拌20min，使矿浆分散均匀；再在搅拌条件下依次添加复合捕收剂（丁铵黑药：丁基黄药=2:8），用量为150g/t渣料，起泡剂MIBC（加入量为30g/t渣料），搅拌10min，经过一次粗选、一次精选、三次扫选，得到铜钴镍混合精矿（Cu=4.1%，回收率>80%；Ni=1.0%，回收率>70%；Co=0.8，回收率>60%)。

实施例4

本实施例中采用的铜镍渣中主要包括以下组分Cu0.18wt%，Ni0.14wt%,Co微量,Fe38wt%,SiO₂34wt%。

1、磨矿

采用闭路磨矿方案，将铜镍渣经过振动给料器给料，由皮带输送机送入磨机；达到80～85%-40目的粒度要求后，经螺旋输送机及斗式提升机提升至粉料仓，备用。

2、分步浓差浸出

将粉料仓中已粉磨好的铜废渣100kg称量后加入第一级浸出槽，同时按比例加入水和磷酸，磷酸的加入量为铜镍渣中铁理论摩尔量的1.8倍，保持浸出时矿浆中酸质量百分比浓度为60%，在温度为60℃条件下浸出45min；将第一级浸出完毕的矿浆直接打入第二级搅拌浸出槽，同时按比例加入水，保持矿浆磷酸质量百分比浓度为18%的条件下，进一步在60℃下，浸出60min；浸出完毕后，用过滤设备进行固液分离，固相（Cu=0.42%，Ni=0.37%,Co=0.12%）用水冲洗1次；液相中主要是Fe（浸出率为94%）、Cu、Ni、Co和Si（Fe=40000mg/L,Cu=120mg/L,Ni=105mg/L,Co=50mg/L，Si=450mg/L），下一步处理制备氧化铁红，或制备铁精粉、水玻璃和回收铜钴镍产品。

3、固相浮选

固相中加入渣料4倍质量的水混合，进入磨机中研磨10min；研磨后的浆料转入浮选机中，调节浆料pH值为5，依次添加适量分散剂(NaPO₃)₆和活化剂氢氧化钠，搅拌15min，使矿浆分散均匀；再在搅拌条件下依次添加复合捕收剂（乙基黄药：丁基黄药=4:6），用量为100g/t渣料，起泡剂MIBC（加入量为25g/t渣料），搅拌5min，经过一次粗选、一次精选、三次扫选，得到铜钴镍混合精矿（Cu=4.0%，回收率>80%；Ni=1.1%，回收率>70%；Co=0.7，回收率>60%)

针对本发明的浸出方法及效果，本发明作出如下对比试验。

对比实施例1

1、磨矿

2、浸出

将粉料仓中已粉磨好的铜废渣100kg称量后加入到浸出槽，同时按比例加入水和硫酸，硫酸的加入量为理论（铁摩尔含量）的1.1倍，保持浸出时矿浆中硫酸酸质量百分比浓度为30%，在温度为50℃条件下浸出80min后矿浆形成凝胶，无法固液分离，浸出效果如图3中A所示，从图中可以看出胶体凝固，根本无法进行下一步处理。

对比实施例2

1、磨矿

2、浸出

将粉料仓中已粉磨好的铜废渣100kg称量后加入到浸出槽，同时按比例加入水和盐酸，盐酸的加入量为理论（铁摩尔含量）的0.9倍，保持浸出时矿浆中盐酸质量百分比浓度为5%，在温度为90℃条件下浸出45min后矿浆形成凝胶，无法固液分离。

对比实施例3

铜镍渣磨碎至-200目，取100g矿粉待用，在300r/min的搅拌条件下，将矿粉缓慢加入到质量百分比浓度为50%的硫酸溶液中进行反应，保持温度在60℃，矿粉的加入速度维持液固质量比为7:1，反应终点的酸浓度控制在pH小于4，反应2小时后，抽滤固液分离，滤渣用水洗2次，烘干后重25g；滤液放置30分钟后大量硅胶颗粒产生，抽滤后产生的硅胶颗粒，所得滤液继续变成混浊，慢慢变成凝胶，进一步处理回收溶液中的有价金属困难。

Claims

1.一种由铜镍渣生产铜钴镍混合精矿的方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤1：将铜镍渣研磨成矿粉后，与无机酸混合，维持温度为40～70℃，无机酸的质量百分比浓度为30～80％的条件下，浸出30～90min，得到酸浸出浆液；在所得酸浸出浆液中加入水将无机酸的质量百分比浓度调节到5～25％，进一步在20～60℃的温度条件下，浸出45～95min后，固液分离，得到浸出液和浸出渣；所述的铜镍渣主要包括以下组分：Cu>0.15wt％,Ni>0.05wt％，SiO₂<50wt％，Fe>20wt％；所述的无机酸为盐酸、硫酸、硝酸、磷酸、氢氟酸中一种或几种；

步骤2：将步骤1所得的浸出渣与水混合，球磨成浆料；

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在所得酸浸出浆液中加入水将无机酸的质量百分比浓度调节到5～20％。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的铜镍渣研磨成粒度在40～325目的范围内。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的无机酸用量为铜镍渣中铁的理论摩尔量的0.5～1.8倍。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的浸出渣与水按质量比为1：2～8混合。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的球磨时间为1～15min。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的分散剂为(NaPO₃)₆、Na₂SiO₃、木素磺酸钙中一种，或(NaPO₃)₆和Na₂SiO₃的复配物。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的活化剂为硫化钠、硫酸铜、草酸、碳酸钠或氢氧化钠中的一种或几种。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的起泡剂为甲基异丁基甲醇，其用量为5～60g/t浸出渣。