CN104988333A - 一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法 - Google Patents

一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，该方法为：一、将结合氧化铜矿破碎磨矿后与水混合，得到原矿矿浆；二、采用“弱磁选-重选-高梯度磁选”的选矿工艺对原矿矿浆进行选矿；三、将选矿工艺选出重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤得到富集物渣，制备一次矿浆；四、加入氢氧化钠进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣；五、制备二次矿浆后对其进行酸浸，得到含铜酸浸液。本发明中铜的回收率不小于80％，进一步提取能够得到质量纯度不低于90％的海绵铜，具有选矿指标高，产品质量高，可操作性强，工艺流程简单的优点。

Description

一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法
技术领域
本发明属于有色金属湿法冶金技术领域，具体涉及一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法。
背景技术
铜矿石按氧化程度高低可分为硫化矿、混合矿和氧化矿，氧化矿又分为游离氧化铜矿和结合氧化铜矿。硫化矿易于通过浮选回收，游离氧化铜矿可以通过浮选或直接浸出回收，但结合氧化铜矿则难以通过常规方法回收。结合氧化铜矿是指化学分析过程中，在用H2SO4-Na2SO3浸取、溴素-甲醇浸取、氰化物浸取硫化相和自由氧化相铜矿物后的浸渣中所剩余的需要采取HF溶解的铜矿。这类铜矿中的铜以铜铝铁的磷酸盐或硅酸盐形式存在，有独立矿物、也有铜的氧化物以某种形态与脉石相结合，或以机械方式成为极细分散的铜矿物之包裹体，在该领域属于难选冶矿石。化学方法是处理该类结合氧化铜矿的主要方法，能取得较好技术指标，但也存在一些问题，如工艺流程复杂、能耗高、有毒性物质产生等。
申请号为201310100642.4的专利文献中公开了一种从结合氧化铜矿中离析-浮选法回收铜的方法，其具体工艺为：将矿石破碎到一定的粒度以后，混以少量的氯化剂和焦炭，隔氧加热至900℃左右，矿石中的铜便以金属状态在碳粒表面析出，将焙砂隔氧冷却后经磨矿进行浮选，即得铜精矿。离析-浮选法最大的优点是能解决那些不能用常规选矿方法处理的矿石，可以综合回收矿石中的有用金属，但该方法处理结合氧化铜矿仍存在工艺流程复杂、能耗高、有毒性物质产生等缺陷，因此，解决复杂氧化铜矿石资源中有价金属铜的回收问题，提出可操作性强的选矿技术具有重要的实际意义。
发明内容
本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足，提供一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，该方法中铜的回收率不小于80％，进一步提取能够得到质量纯度不低于90％的海绵铜，具有选矿指标高，产品质量高，可操作性强，工艺流程简单的优点。
为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为25％～50％；
步骤二、对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床重选，得到重选精矿和重选尾矿，再对所述重选尾矿进行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；
步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:(1～3)混合均匀，得到一次矿浆；
步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为20℃～95℃的条件下搅拌1h～5h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量的5％～20％；
步骤五、将水和步骤四中所述预处理渣按质量比(1.5～3):1混合均匀，得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为25℃～65℃的条件下搅拌1h～10h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液。
上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤一中所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为1％～10％，结合氧化铜矿中铜的结合相占有率不低于20％，。
上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤一中所述矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％～90％。
上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤一中所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％。
上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤二中所述弱磁选采用湿式弱磁场磁选机进行，所述湿式弱磁场磁选机的磁感应强度为0.06T～0.10T。
上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤二中所述高梯度磁选采用高梯度磁选机进行，所述高梯度磁选机的磁感应强度为0.7T～1.0T。
上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤五中所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量的5％～20％。
上述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％。
本发明中所述铜的结合相占有率是指结合氧化铜相中铜的质量占结合氧化铜矿中铜的总质量的百分比。
本发明与现有技术相比具有以下优点：
1、本发明中铜的回收率不小于80％，进一步提取能够得到质量纯度不低于90％的海绵铜，具有选矿指标高，产品质量高，可操作性强，工艺流程简单的优点。
2、本发明根据结合氧化铜矿中的结合铜矿物含铁，结合铜矿物比重较大且具有弱磁性的特征，将结合氧化铜矿磨矿后采用“弱磁选-重选-高梯度磁选”的联合选矿工艺流程进行选矿富集，得到铜含量相对较高的富集物渣，然后采用氢氧化钠对含有富集物渣的一次矿浆进行预处理，再结合酸浸处理工艺实现结合氧化铜矿中铜的浸出，回收得到海绵铜产品，该选冶结合的工艺过程与现有技术相比具有能耗低、操作简单以及环境友好的特点。
3、本发明为难处理的、复杂的含有磷铜铁矿和绿磷铁铜矿的结合氧化铜矿资源的开发利用提供了新的有效方法，很好的解决了结合氧化铜矿中结合形式的铜不易回收的难题，适宜于推广应用。
4、由于结合氧化铜矿中的结合铜矿物磷铜铁矿和绿磷铁铜矿采用硫酸溶液酸浸时很难浸出矿石中的铜，而本发明中向得到的一次矿浆中加入氢氧化钠预处理后，经检测预处理液中含有大量的Al和P元素，进一步检测含有大量的各类磷酸钠盐，表明氢氧化钠的加入破坏了Al3+、PO4 3-与Cu2+、Fe3+之间的结合，生成的Cu(OH)2和Fe(OH)3进入预处理渣中，从而在酸浸条件下容易浸出铜。
下面通过实施例，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。
具体实施方式
实施例1
本实施例包括以下步骤：
步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为36％，所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为1.08％，结合氧化铜矿中铜的结合相占有率为44.76％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，所述矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％；
步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁场磁选机的磁感应强度为0.08T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为0.9T；
步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:1混合均匀，得到一次矿浆；
步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为75℃的条件下搅拌2h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量的7.2％；
步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比1.5：1混合均匀，得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为50℃的条件下搅拌3h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量的13.8％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％。
本实施例中铜的回收率为88.78％。
采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子质量，铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜离子质量的2倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为90.2％。
实施例2
本实施例包括以下步骤：
步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为30％，所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为1.2％，结合氧化铜矿中铜的结合相占有率为48.36％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，所述矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％；
步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁场磁选机的磁感应强度为0.09T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为0.8T；
步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:2混合均匀，得到一次矿浆；
步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为85℃的条件下搅拌2h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量的10％；
步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比1.5：1混合均匀，得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为25℃的条件下搅拌3h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量的11％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％。
本实施例中铜的回收率为86.68％。
采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子质量，铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜离子质量的2倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为91.1％。
实施例3
本实施例包括以下步骤：
步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为25％，所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为2.07％，结合氧化铜矿中铜的结合相占有率为50.91％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，所述矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％；
步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁场磁选机的磁感应强度为0.10T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为1.0T；
步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:1混合均匀，得到一次矿浆；
步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为85℃的条件下搅拌3h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量的9％；
步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比1.5：1混合均匀，得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为50℃的条件下搅拌2h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量的15％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％。
本实施例中铜的回收率为93.10％。
采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子质量，铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜离子质量的2倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为90.8％。
实施例4
本实施例包括以下步骤：
步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为50％，所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为5.4％，结合氧化铜矿中铜的结合相占有率为40.02％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，所述矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的70％；
步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁场磁选机的磁感应强度为0.06T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为0.7T；
步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:2.5混合均匀，得到一次矿浆；
步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为20℃的条件下搅拌5h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量的5％；
步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比2：1混合均匀，得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为25℃的条件下搅拌10h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量的5％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；
本实施例中铜的回收率为85.43％。
采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子质量，铁屑置换的反应时间为30min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜离子质量的2.5倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为91.3％。
实施例5
本实施例包括以下步骤：
步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为40％，所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为9.97％，结合氧化铜矿中铜的结合相占有率为25.66％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，所述矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的90％；
步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁场磁选机的磁感应强度为0.09T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为1.0T；
步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:3混合均匀，得到一次矿浆；
步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为90℃的条件下搅拌1h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量的20％；
步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比3:1混合均匀，得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为65℃的条件下搅拌1h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量的20％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；
本实施例中铜的回收率为80.67％。
采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子质量，铁屑置换的反应时间为60min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜离子质量的2倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为91.8％。
实施例6
本实施例包括以下步骤：
步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为45％，所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为7.6％，结合氧化铜矿中铜的结合相占有率为34.78％，所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％，矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的80％；
步骤二、采用湿式弱磁场磁选机对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床重选，得到重选精矿和重选尾矿，再采用高梯度磁选机对所述重选尾矿进行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；所述湿式弱磁场磁选机的磁感应强度为0.09T，所述高梯度磁选机的磁感应强度为1.0T；
步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:3混合均匀，得到一次矿浆；
步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为60℃的条件下搅拌1.5h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，然后将所述预处理渣水洗三次，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量的13％；
步骤五、将水和步骤四中水洗后的预处理渣按质量比2.5：1混合均匀，得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为45℃的条件下搅拌5h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量的12％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；
本实施例中铜的回收率为82.96％。
采用铁屑置换提取本实施例得到的所述含铜酸浸液中的铜，过滤后干燥，得到海绵铜；铁屑置换时采用极谱法测定所述含铜酸浸液中的铜离子质量，铁屑置换的反应时间为60min，所述铁屑的用量为含铜酸浸液中铜离子质量的2倍，本实施例得到的海绵铜的质量纯度为90％。
以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明作任何限制，凡是根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化，均仍属于本发明技术方案的保护范围内。

Claims (8)

1.一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤一、将结合氧化铜矿破碎后进行磨矿，得到矿粉，然后将所述矿粉和水混合均匀，得到原矿矿浆；所述原矿矿浆中矿粉的质量浓度为25％～50％；
步骤二、对步骤一中所述原矿矿浆进行弱磁选，分离得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，然后对所述弱磁选尾矿进行摇床重选，得到重选精矿和重选尾矿，再对所述重选尾矿进行高梯度磁选，得到高梯度磁选精矿和高梯度磁选度尾矿；
步骤三、将步骤二中所述重选精矿和高梯度磁选精矿合并后过滤，得到富集物渣，然后将所述富集物渣和水按质量比1:(1～3)混合均匀，得到一次矿浆；
步骤四、向步骤三中所述一次矿浆中加入氢氧化钠，在温度为20℃～95℃的条件下搅拌1h～5h进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣，所述氢氧化钠的用量为步骤三中所述富集物渣质量的5％～20％；
步骤五、将水和步骤四中所述预处理渣按质量比(1.5～3):1混合均匀，得到二次矿浆，然后向所述二次矿浆中加入浓硫酸，在温度为25℃～65℃的条件下搅拌1h～10h进行酸浸，过滤后得到含铜酸浸液。
2.按照权利要求1所述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤一中所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为1％～10％，结合氧化铜矿中铜的结合相占有率不低于20％。
3.按照权利要求1所述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤一中所述矿粉中粒度为-0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％～90％。
4.按照权利要求1所述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤一中所述结合氧化铜矿中铁的质量含量不低于15％。
5.按照权利要求1所述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤二中所述弱磁选采用湿式弱磁场磁选机进行，所述湿式弱磁场磁选机的磁感应强度为0.06T～0.10T。
6.按照权利要求1所述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤二中所述高梯度磁选采用高梯度磁选机进行，所述高梯度磁选机的磁感应强度为0.7T～1.0T。
7.按照权利要求1所述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，步骤五中所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量的5％～20％。
8.按照权利要求1或7所述的一种从结合氧化铜矿中回收铜的选冶方法，其特征在于，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％。
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