CN105018724A - 一种铜矿石的处理工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种适用于难选、难浸矿石的铜矿石的处理工艺,其工艺工序分为:浸出工序、萃取工序、电积工序,将粉碎后的矿石加入到浸出槽中,将浸出液泵入浸出槽中,经过一个浸出周期后将浸出液排入低位储槽中,再经过滤装置过滤后泵入高位储槽中,高位储槽中的浸出液自流进入萃取反萃箱,萃余液返回浸出系统循环使用,反萃液流入电积槽中,电尾液流入电尾液储槽中。本发明选用复合浸出剂,具有强的适应性和生命力,适用于各种铜矿资源的浸出;还用Lix54-199碱性铜萃取剂进行萃取,使得设施设备无需作防腐处理,减少了投资,浸出剂可循环使用,节省了成本,避免环境污染。
Description
技术领域
本发明涉及湿法冶金技术领域,尤其涉及一种铜矿石的处理工艺。
背景技术
对于桂花大村铜矿来说,全区矿石平均铜含量1.81%,主要是以氧化矿为主的氧硫混合矿,而且含钙、镁、铝、铁均较高,用常规选矿法处理该矿石,使得铜的回收率低;而且该矿石为碱性脉石,酸耗高达12-15t/tCu,用湿法冶炼酸浸技术处理该矿石,会产生板结从而造成浸出液渗透困难,而且矿石中的硫化矿不易浸出,因此该矿石属于用传统方法难以处理的难选、难浸矿石,因此寻找一种经济有效的加工技术来处理这种难选、难浸矿石,具有重要的现实意义和广阔的发展前景,将桂花大村铜矿的资源优势转化为经济优势,才能取得很好的经济效益和社会效益,目前国内外对铜矿石直接浸出技术大致分为:硫酸法堆浸和地浸技术、细菌法堆浸技术、氨法加压和常压搅拌浸出技术等,这些方法经过几十年的生产应用,技术成熟可靠,但它们都存在着共同的缺陷,即对矿石浸出的适应性较差,例如:硫酸法堆浸和地浸技术主要适用于硅质酸性氧化矿,对含钙、镁、铝、铁等较高的碱性矿石不适应,对氧硫共生的硫化矿也很难浸出,靠空气中的氧来氧化硫化矿耗时长、效率低;细菌浸出法主要是对次生硫化矿浸出效果较好,而对原生硫化矿(如黄铜矿)及氧化矿则较难浸出;氨法加压氧化虽然能将硫化矿和氧化矿一起浸出,但高压设备投资大,溶液中铜浓度低,矿渣太细,固液分离困难,堆存困难,生产成本高而难以推广普及;常压氨浸只适于氧化矿浸出,不适于硫化矿的浸出,而且对氨的损失较大,既增加成本又污染环境;而且浸出液是一种氨性溶液,氨性溶液是重要的湿法冶金体系,铜离子可以形成稳定的氨配位化合物而溶解在铵盐溶液中,铜-氨配位化合物为阳离子状态,虽然可以用一般酸型萃取剂萃取,但在高PH值下大部分萃取剂溶解损失大,
从氨性溶液中萃取金属离子包括多个反应平衡:
氨加合质子:
NH3 + H+ == NH4 +
金属离子形成氨配合物:
nNH3 + Cu2+ == Cu(NH3)2+n
萃取平衡:
(m+2)HR + Cu == CuR·mHR + H
氨的萃取及分配、离解平衡:
HR + NH3 == NH4R
NH4R == NH4R == NH4 + + R-
在PH<7时,溶液中游离氨浓度很低,铜离子大多未能形成氨配合物,萃取类似在一般盐溶液中的过程;PH>7后,随着PH升高,溶液中游离的NH3增加,铜离子形成铜-氨配合物,平衡向右转移,可萃取的游离Cu2+浓度下降,而被萃入有机相的NH3增加,这些因素都不利于铜的萃取,一般酸性萃取剂在铵盐溶液中溶解度很大,几乎都生成铵皂溶入水相,萃取剂溶解损失大,不利于铵盐溶液中铜的萃取。
发明内容
综上所述的冶金制造工序中存在的不足,本发明提供一种适用于难选、难浸矿石的铜矿石的处理工艺,包括复合浸出剂槽浸工序、萃取工序、电积工序,其工艺流程如下:
(1)复合浸出剂槽浸工序:
1)将矿石粉碎到所需粒度,并加入浸出槽中;
2)根据加入的矿石量及矿物组成,计算出浸出剂的需要量及水量,配成浸出剂置于循环槽中;
3)加热浸出液,加入氧化剂,用泵将其泵入浸出槽中,加完氧化剂后停泵,浸出液停止循环,待反应24小时后,第二天同一时间重复上述操作;
4)每天定时化验测定铜浸出液的含铜浓度及浸出剂浓度,监测浸出槽中的反应是否正常,如果浸出率变化异常时,通过调整浸出剂加入量加以改善;
5)每天定时对浸出液中的铜和游离氨进行分析,以此来判断浸出反应是否正常,并计算每天铜的浸出率、浸出量,溶液中铜浸出量的计算公式为:
溶液中铜浸出量W2=溶液中铜浓度(kg/m3)×溶液体积(m3)
式中:铜浓度由分析测得
溶液体积为浸出液总体积
溶液中铜浸出率η(%)=W2/W1 (1)
W2由(1)式求得,W1由矿石品位(%)×浸出槽中矿石量(kg)
对矿石固体进行分析计算铜的浸出率,来验证液体中铜浸出率的准确性,由矿石固体计算浸出率有以下两种方法:
式一:η(%)=浸出后矿渣中铜含量(%)/浸出前矿石中铜含量(%)
式二:η(%)=(n1m1-n2m2)÷n1m1 (2)
式中n1——浸出前矿石中铜含量 (%)
m1——浸出前加入浸出槽矿石总重量 (%)
n2——浸出后矿渣中铜含量 (%)
m2——浸出后矿渣中总重量 (%)
通过计算浸出液含铜量来计算铜的浸出率式(1),加入浸出流程中的液体量可准确测得,通过化验测得铜浓度后,用式(1)计算出铜的浸出率,用矿石中浸出前与浸出后的铜金属差式(2)来计算铜浸出率,来验证以浸出液含铜量来计算浸出率的准确性,同时通过矿物组成分析和浸出渣的分析,计算出氧硫混合矿中各种铜组合(原生硫化铜、次生硫化铜、游离氧化铜、结合氧化铜)的浸出率,从而监测和分析各种铜组分的浸出情况,浸出条件如下:
1)浸出液温度0-40℃;
2)浸出槽压力:常压-0.1Mpa;
3)浸出液体系PH>8;
4)浸出液固比:控制在1:5-1:0.5之间;
5)矿石粒度≤6mm;
6)矿石堆高:2m-10m;
7)浸出时间: 20-30天;
8)浸出方式:固定槽式连续浸出,浸出液间歇循环方式;
(2)萃取工序:
高位储槽中的浸出液自流进入萃取、反萃箱,高位储槽与萃取箱通过增强塑料管连接,其间连有闸阀,来控制浸出液流量,浸出液与有机相在混合式搅拌混合后进入澄清室,有机相在上层,浸出液在下层,萃余液返回浸出系统循环使用,萃取条件如下:
1)料液平均含铜浓度4.0g/L,萃取率80%,料液处理量313L/d,12L/h;
2)萃取采用一级萃取、一级反萃,萃取相比1:1,反萃相比1.5-2:1;
3)搅拌电机2台,萃取、反萃各1台,功率为80瓦,用调速器控制转速;
4)萃取剂采用进口碱性铜萃取剂LIX54-100,稀释剂采用灯用煤油,萃取剂浓度10%(v/v);
5)负载有机相用硫酸浓度为160-190g/L的硫酸溶液(电积后电尾液)进行反萃;
6)萃取箱采用厚10mm的PVC硬板焊接制成;
7)萃取工序连续运转60天,萃取过程中,产生少量絮凝物,经打捞处理后回收有机相;
(3)电积工序:
反萃液(电积液)从反萃箱流出后自流进入电积槽中,进液方式为上进下出,经电积后的电尾液流入电尾液储槽,然后用泵将电尾液泵入到高位槽中,自流进入反萃箱进行反萃,其中,可控硅为调压器与一组桥式连接的硅二极管串联组成,电积条件如下:
1)电流密度:125-150A/m2;
2)电流效率:90%;
3)电积液流速9L/h;
4)电积液浓度:Cu2+ 40-45g/L,H2SO4 160-180 g/L;
5)电尾液浓度:Cu2+ 30-35g/L,H2SO4 170-190 g/L;
6)阳极板有效面积:100×180mm2,厚6mm,阳极板数量:4块,阳极板成分组成:Pb、Ca、Sn;
7)阴极板有效面积:120×190mm,始极片数量:3片;
8)电积槽尺寸600mm×130mm×200mm,电积槽数量为1个;
9)可控硅规格:200A,6V;
10)萃取电积连续运转60天后,得到累计产铜量。
本发明的有益效果为:本发明在原有的铜矿石的浸出-萃取-电积工艺上进行了改进,即选用复合浸出剂,它的选择性极强,只与能形成络合物的物质发生反应,而且一旦形成铜络合物,浸出液络合物的溶解度远比硫酸铜的溶解度大,所以能得到高浓度的铜溶液,减少铜溶液的后续处理设备,因为铜络合物的溶解度大,不会因为气温低产生结晶而造成工艺运转困难,具有强的适应性和生命力,既能浸出氧化铜,又能浸出硫化铜;既能适应酸性脉石,又能适应碱性脉石,能适用于各种铜矿资源的浸出,尤其适合氧硫共生铜矿的浸出,也适合多金属共生矿的浸出;而且经6mm筛孔的打砂机粉碎后,矿石颗粒较细(≤6mm),矿石粒度远远小于堆浸法的矿石粒度(2cm左右),又远远大于搅拌浸出的矿石粒度,比堆浸法提高了浸出率,缩短了浸出时间;与搅拌浸出相比提高了铜的回收率,可解决固液分离和细泥浆对方的困难;还用Lix54-199碱性铜萃取剂进行萃取,使得浸出体系为碱性,一方面使得设施设备无需作防腐处理,减少了投资,另一方面LIX54-100萃取剂是一种水溶液性萃取剂,可与铜金属阳离子形成可溶性有机化合物,其粘度很低,对于35%(V/V)的有机相负载可以达到35g/LCu,因此可以采用与肟类萃取剂相比更小的容积萃取系统;浸出剂可循环使用,节省了成本,避免环境污染。
附图说明
图1为本发明流程示意图。
具体实施方式
根据图1所示,对本发明进行进一步说明:
如图1,打砂机-1、浸出槽-2、浸出液加热槽-3、泵A-4、低位储槽-5、泵B-6、过滤装置-7、高位储槽-8、萃取、反萃箱-9、电积槽-10、泵C-11。
实施例1
选取新开采的氧硫混合矿,经有色地质测试分析:总铜:1.8%,原生硫化铜:0.128%,次生硫化铜:0.488%,游离氧化铜:1.12%,结合氧化铜:0.064%,硫化率:34.22%,氧化率,65.78%,结合率:3.56%,将该混合矿经6mm筛孔的打砂机1粉碎后,粒度分布为:<40目占17%,40目-3mm占33%,3-6mm占50%,将粉碎后的矿石加入到浸出槽2中,在浸出液加热槽3中加入浸出剂,配制出浸出液,用泵A4从浸出槽2底部将浸出液打入浸出槽2中,每天补充一定量的浸出剂,经过20天的浸出周期完成矿石浸出工序,然后将浸出液从浸出槽2底部的排液口排入低位储槽5中,通过泵B6将浸出液经过滤装置7过滤后泵入高位储槽8中,高位储槽8中储存的浸出液自流进入萃取反萃箱9,浸出液与有机相在萃取反萃箱9中的搅拌混合后,有机相在上层,浸出液在下层,完全没有氨的挥发,萃余液从萃取反萃箱返回浸出液加热槽,经补充氧化剂后,重新进入浸出槽2中对矿石进行浸出;反萃液(电积液)从萃取反萃箱9自流进入电积槽10中,进液方式为上进下出,经电积后的电尾液流入电尾液储槽中,泵C11将电尾液泵入萃取反萃箱9中。
实施例2
本发明中的浸出工序为:选取含铜品位1.800%,含铜金属量162公斤的矿石,并将9吨(干重)的矿石加入到浸出槽2中,测得比重为1.56t/m3,根据矿物组成计算出应加入的浸出剂量及氧化剂量,将浸出剂、氧化剂按两个阶段分别加入,首先在浸出液加热槽3中加入浸出剂,配置好3.3m3的浸出液,用泵压头为40m的泵从浸出槽2底部将浸出液打入浸出槽2中,使得浸出液均匀的在矿石表层渗出,然后根据分析的浸出液中含铜及浸出剂的浓度,每天补充一定量的浸出剂,经过20天的浸出周期,完成矿石浸出工序,将每天的浸出铜量及浸出率绘制成图,浸出工序完成后,浸出液从浸出槽2底部的排液口排入低位储槽5中,经过滤后存贮在高位储槽8中,等待进行萃取处理;对于矿渣中夹带的含铜料液,通常采用清水洗矿的方法来回收,将浸出后的矿渣就地堆存在浸出槽2中,用泵将清水从下往上打入浸出槽2中,将矿渣中夹带的含铜料液洗出,洗涤所用的洗水量为2.5吨,液固比为1:3.6(质量比),浸出条件如下:
1)浸出液温度0-40℃;
2)浸出槽2压力:常压-0.1Mpa;
3)浸出液体系PH>8;
4)浸出液固比:控制在1:5-1:0.5之间;
5)矿石粒度≤6mm;
6)矿石堆高:2m-10m;
7)浸出时间: 20-30天;
8)浸出方式:固定槽式连续浸出,浸出液间歇循环方式;
实施例3
本发明中的萃取工序:高位储槽8中的浸出液自流进入萃取反萃箱9,高位储槽8与萃取箱通过增强塑料管连接,其间连有闸阀,来控制浸出液流量,浸出液与有机相在混合式搅拌混合后进入澄清室,有机相在上层,浸出液在下层,萃余液返回浸出系统循环使用;
萃取条件为:
1)料液平均含铜浓度4.0g/L,萃取率80%,料液处理量313L/d,12L/h;
2)萃取采用一级萃取、一级反萃,萃取相比1:1,反萃相比1.5-2:1;
3)搅拌电机2台,萃取、反萃各1台,功率为80瓦,用调速器控制转速;
4)萃取剂采用进口碱性铜萃取剂LIX54-100,稀释剂采用灯用煤油,萃取剂浓度10%(v/v);
5)负载有机相用硫酸浓度为160-190g/L的硫酸溶液(电积后电尾液)进行反萃,萃取箱采用厚10mm的PVC硬板焊接制成;
6)萃取工序连续运转60天,萃取过程中,产生少量絮凝物,经打捞处理后回收有机相。
实施例4
本发明中的电积工序:反萃液(电积液)从反萃箱流出后自流进入电积槽10中,进液方式为上进下出,经电积后的电尾液流入电尾液储槽,然后用泵将电尾液泵入到高位槽中,自流进入反萃箱进行反萃,其中,可控硅为调压器与一组桥式连接的硅二极管串联组成;
电积条件为:
1)电流密度:125-150A/m2;
2)电流效率:90%;
3)电积液流速9L/h;
4)电积液浓度:Cu2+ 40-45g/L,H2SO4 160-180 g/L;
5)电尾液浓度:Cu2+ 30-35g/L,H2SO4 170-190 g/L;
6)阳极板有效面积:100×180mm2,厚6mm,阳极板数量:4块,阳极板成分组成:Pb、Ca、Sn;
7)阴极板有效面积:120×190mm,始极片数量:3片;
8)电积槽10尺寸600mm×130mm×200mm,电积槽10数量为1个;
9)可控硅规格:200A,6V;
10)萃取电积连续运转60天后,得到累计产铜量。
以上所述仅是本发明的优选实施方式,应当指出的是,对于本技术领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明原理的前提下,还可以做出若干改进,这些改进也应视为本发明的保护范围。
Claims (1)
1.一种铜矿石的处理工艺,包括复合浸出剂槽浸工序、萃取工序、电积工序,其工艺流程如下:
复合浸出剂槽浸工序:
1)将矿石粉碎到所需粒度,并加入浸出槽中;
2)根据加入的矿石量及矿物组成,计算出浸出剂的需要量及水量,配成浸出剂置于循环槽中;
3)加热浸出液,加入氧化剂,用泵将其泵入浸出槽中,加完氧化剂后停泵,浸出液停止循环,待反应24小时后,第二天同一时间重复上述操作;
4)每天定时化验测定铜浸出液的含铜浓度及浸出剂浓度,监测浸出槽中的反应是否正常,如果浸出率变化异常时,通过调整浸出剂加入量加以改善;
5)每天定时对浸出液中的铜和游离氨进行分析,以此来判断浸出反应是否正常,并计算每天铜的浸出率、浸出量,溶液中铜浸出量的计算公式为:
溶液中铜浸出量W2=溶液中铜浓度(kg/m3)×溶液体积(m3)
式中:铜浓度由分析测得
溶液体积为浸出液总体积
溶液中铜浸出率η(%)=W2/W1 (1)
W2由(1)式求得,W1由矿石品位(%)×浸出槽中矿石量(kg)
对矿石固体进行分析计算铜的浸出率,来验证液体中铜浸出率的准确性,由矿石固体计算浸出率有以下两种方法:
式一:η(%)=浸出后矿渣中铜含量(%)/浸出前矿石中铜含量(%)
式二:η(%)=(n1m1-n2m2)÷n1m1 (2)
式中n1——浸出前矿石中铜含量 (%)
m1——浸出前加入浸出槽矿石总重量 (%)
n2——浸出后矿渣中铜含量 (%)
m2——浸出后矿渣中总重量 (%)
通过计算浸出液含铜量来计算铜的浸出率式(1),加入浸出流程中的液体量可准确测得,通过化验测得铜浓度后,用式(1)计算出铜的浸出率,用矿石中浸出前与浸出后的铜金属差式(2)来计算铜浸出率,来验证以浸出液含铜量来计算浸出率的准确性,同时通过矿物组成分析和浸出渣的分析,计算出氧硫混合矿中各种铜组合(原生硫化铜、次生硫化铜、游离氧化铜、结合氧化铜)的浸出率,从而监测和分析各种铜组分的浸出情况,浸出条件如下:
1)浸出液温度0-40℃;
2)浸出槽压力:常压-0.1Mpa;
3)浸出液体系PH>8;
4)浸出液固比:控制在1:5-1:0.5之间;
5)矿石粒度≤6mm;
6)矿石堆高:2m-10m;
7)浸出时间: 20-30天;
8)浸出方式:固定槽式连续浸出,浸出液间歇循环方式;
萃取工序:
高位储槽中的浸出液自流进入萃取、反萃箱,高位储槽与萃取箱通过增强塑料管连接,其间连有闸阀,来控制浸出液流量,浸出液与有机相在混合式搅拌混合后进入澄清室,有机相在上层,浸出液在下层,萃余液返回浸出系统循环使用,萃取条件如下:
料液平均含铜浓度4.0g/L,萃取率80%,料液处理量313L/d,12L/h;
萃取采用一级萃取、一级反萃,萃取相比1:1,反萃相比1.5-2:1;
搅拌电机2台,萃取、反萃各1台,功率为80瓦,用调速器控制转速;
萃取剂采用进口碱性铜萃取剂LIX54-100,稀释剂采用灯用煤油,萃取剂浓度10%(v/v);
负载有机相用硫酸浓度为160-190g/L的硫酸溶液(电积后电尾液)进行反萃;
萃取箱采用厚10mm的PVC硬板焊接制成;
萃取工序连续运转60天,萃取过程中,产生少量絮凝物,经打捞处理后回收有机相;
电积工序:
反萃液(电积液)从反萃箱流出后自流进入电积槽中,进液方式为上进下出,经电积后的电尾液流入电尾液储槽,然后用泵将电尾液泵入到高位槽中,自流进入反萃箱进行反萃,其中,可控硅为调压器与一组桥式连接的硅二极管串联组成,电积条件如下:
电流密度:125-150A/m2;
电流效率:90%;
电积液流速9L/h;
电积液浓度:Cu2+ 40-45g/L,H2SO4 160-180 g/L;
电尾液浓度:Cu2+ 30-35g/L,H2SO4 170-190 g/L;
阳极板有效面积:100×180mm2,厚6mm,阳极板数量:4块,阳极板成分组成:Pb、Ca、Sn;
阴极板有效面积:120×190mm,始极片数量:3片;
电积槽尺寸600mm×130mm×200mm,电积槽数量为1个;
可控硅规格:200A,6V;
萃取电积连续运转60天后,得到累计产铜量。
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