CN105755284B - 一种从褐铁矿中回收铜和提高铁品位方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从褐铁矿中回收铜和提高铁品位方法，是提供一种氨水‑氯化铵盐混合溶液体系，在所述混合溶液体系中，铁的氧化物不溶解，氧化铜溶解，金属铜与溶液中的二价铜离子生成一价铜，然后利用生成的一价铜将锰矿物中的锰还原进入溶液，达到将褐铁矿中的铜矿物和锰矿物分离出来，并回收铜、锰的目的。本发明的方法可将褐铁矿中的氧化铜矿物和锰矿物浸出，有效回收铜、锰，提高褐铁矿中铁的含量，有利于提高后续磁化焙烧铁精矿的品位。本发明工艺简单，成本低，可大幅度提高磁化焙烧铁精矿的品位。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，更具体地，涉及一种从褐铁矿中回收铜和提高铁品位方法。
背景技术
褐铁矿是主要的铁矿物之一，它是以含水氧化铁为主要成分的，化学分子为FeO(OH)·nH2O。由于褐铁矿呈多孔状结构，在自然沉积过程中，褐铁矿中往往包含了一些其它的金属矿物如氧化铜矿物、锰矿物。
褐铁矿目前一般采用磁化焙烧，将褐铁矿矿还原为磁铁矿后经过磁选，将铁矿物与脉石矿物分离。但由于许多褐铁矿内部含有氧化铜矿物、锰矿物等矿物，这些矿物无法采用选矿方法分离，在褐铁矿磁化焙烧过程中也无法分离，造成最终褐铁矿磁化焙烧后铁品位不高，而且造成铜资源浪费。
因此，需要寻找一种处理方法，将褐铁矿中的铜矿物和锰矿物分离出来，有利于提高磁化焙烧后铁精矿的品位和回收铜资源。
发明内容
本发明的目的在于针对现有褐铁矿的选矿技术不足，尤其是褐铁矿中的铜矿物和锰矿物分离技术的不足，提供一种从褐铁矿中回收铜和提高铁品位方法，将褐铁矿中的铜矿物和锰矿物分离出来，有利于提高磁化焙烧后铁精矿的品位和回收铜资源。
本发明的目的通过以下技术方案予以实现：
提供一种从褐铁矿中回收铜和提高铁品位方法，是提供一种氨水-氯化铵盐混合溶液体系，在所述混合溶液体系中，铁的氧化物不溶解，氧化铜溶解，金属铜与溶液中的二价铜离子生成一价铜，然后利用生成的一价铜将锰矿物中的锰还原进入溶液，达到将褐铁矿中的铜矿物和锰矿物分离出来的目的。
所述氨水-氯化铵盐混合溶液体系中，铵离子浓度为0.2～6mol/L，氨水的浓度为0.2～6mol/L。
优选地，所述氨水-氯化铵盐混合溶液体系中，铵离子浓度为0.5～4mol/L，氨水的浓度为0.5～4mol/L。
优选地，所述金属铜的加入量是按金属铜与褐铁矿质量比0.1～10∶100确定。
具体地，所述从褐铁矿中回收铜和提高铁品位方法包括以下步骤：
S1.将褐铁矿与氨水-氯化铵的混合溶液按质量比1∶2.5～10混合，按金属铜与褐铁矿质量比0.1～10∶100加入金属铜，搅拌浸出1～10h后，固液分离，得到浸出液1和浸出渣；
S2.将步骤S1所得浸出渣用于磁化焙烧，焙烧后进行磁选得到铁精矿；
将步骤S1所得浸出液1添加硫化物沉铜，过滤，回收铜和得到浸出液2；
S3.将步骤S2所得浸出液2添加碳酸氢铵沉锰，过滤，回收锰和得到浸出液3。
优选地，步骤S2所得浸出液2可继续采用硫化物沉淀的方法回收铜。
优选地，步骤S2所述磁选的磁场强度为0.03～0.1T，进一步优选为0.07T。
优选地，步骤S2所述磁化焙烧参照本领域现有常规技术。步骤S2所述硫化物可采用硫化钠，其加入量参照本领域现有常规技术。
优选地，步骤S3将浸出液3补充氨水调配成与开始混合液成份相同，返回步骤S1浸出。
本发明尤其适用于含铁为40～50g/t、锰为1～5％wt、铜0.2～5％wt的褐铁矿的回收铜和/或提高铁品位方面的应用。
与现有技术相比，本发明的有益效果是：
本发明科学建立氨水-氯化铵盐体系，褐铁矿在所述氨水-氯化铵盐体系中实现铁的氧化物不溶解，氧化铜溶解，金属铜与溶液中的二价铜离子生成一价铜，然后利用生成的一价铜将锰矿物中的锰还原进入溶液，达到将褐铁矿中的铜矿物和锰矿物分离出来的目的。
本发明的方法可将褐铁矿中的氧化铜矿物和锰矿物浸出，有效回收铜，提高褐铁矿中铁的含量，有利于提高后续磁化焙烧铁精矿的品位。本发明工艺简单，成本低，可大幅度提高磁化焙烧铁精矿的品位。
具体实施方式
下面结合具体实施例进一步说明本发明。下述实施例说明的矿石来源仅用于示例性说明，不能理解为对本发明的限制。除非特别说明，下述实施例中使用的原料为本领域常规市场渠道获得的原料，除非特别说明，下述实施例中使用的方法和设备为本领域常规使用的方法和设备。
对比例
取表1所示的某褐铁矿150g，加还原剂直接磁化焙烧，焙烧后在磁选机中磁场强度0.07T下进行磁选，得到铁精矿和尾矿，取样分析，铁精矿品位为51％，铁回收率为93％，铜的回收率为0％。
实施例1
表1某褐铁矿的主要化学成分
| 元素 | Cu | Fe | Mn |
| 含量 | 0.45％ | 40.02％ | 3.44％ |
取表1所示的某褐铁矿150g，按照以下步骤进行回收铜和提高铁品位操作：
S1.将铵离子浓度为6mol/L、氨水浓度为0.2mol/L的氨水-氯化铵的混合溶液300g与表1所示的褐铁矿150g混合，加入金属铜丝0.2g，搅拌浸出4小时后，固液分离，得到浸出液1和浸出渣，经检测分析30％的锰、40％的铜进入浸出液1中；
S2.往浸出液1中添加硫化钠沉淀铜，沉淀后过滤，回收铜和得到浸出液2；
将浸出渣加入还原剂磁化焙烧，焙烧后在磁选机中磁场强度0.07T下进行磁选，得到铁精矿和尾矿。
S3.将步骤S2所得浸出液2添加碳酸氢铵沉锰，过滤，回收锰和得到浸出液3。
取样分析，铁精矿品位为56％，铁回收率为94％；相比对比例，铁的品位提高5％，铜的回收率为40％。
实施例2
取表1所示的某褐铁矿150g，按照以下步骤进行回收铜和提高铁品位操作：
S1.将铵离子浓度为6mol/L、氨水浓度为6mol/L的氨水-氯化铵的混合溶液750g与某褐铁矿150g混合，加入金属铜丝6g，搅拌浸出8小时后，固液分离，得到浸出液1和浸出渣，经分析60％的锰、65％的铜进入进入浸出液1中；
S2.往浸出液1中添加硫化钠沉淀铜，沉淀后过滤，回收铜和得到浸出液2；
将浸出渣加入还原剂磁化焙烧，焙烧后在磁选机中磁场强度0.06T下进行磁选，得到铁精矿和尾矿。
S3.将步骤S2所得浸出液2添加碳酸氢铵沉锰，过滤，回收锰和得到浸出液3。
取样分析，铁精矿品位为60.5％，铁回收率为93.3％；相比对比例，铁的品位提高9.5％，铜的回收率为65％。
实施例3
取表1所示的某褐铁矿150g，按照以下步骤进行回收铜和提高铁品位操作：
S1.将铵离子浓度为3mol/L、氨水浓度为6mol/L的氨水-氯化铵的混合溶液1500g与某褐铁矿混合，加入金属铜丝15g，搅拌浸出10小时后，固液分离，得到浸出液1和浸出渣，经分析63％的锰、67％的铜进入进入浸出液1中；
S2.往浸出液1中添加硫化钠沉淀铜，沉淀后过滤，回收铜和得到浸出液2；将浸出渣加入还原剂磁化焙烧，焙烧后在磁选机中磁场强度0.07T下进行磁选，得到铁精矿和尾矿。
S3.将步骤S2所得浸出液2添加碳酸氢铵沉锰，过滤，回收锰和得到浸出液3。
取样分析，铁精矿品位为62.1％，铁回收率为93.1％；相比对比例，铁的品位提高11.1％，铜的回收率为67％。
实施例4
取表1所示的某褐铁矿150g，按照以下步骤进行回收铜和提高铁品位操作：
S1.将铵离子浓度为0.2mol/L、氨水浓度为5mol/L的氨水-氯化铵的混合溶液750g与某褐铁矿混合，加入金属铜丝4g，搅拌浸出2小时后，固液分离，得到浸出液1和浸出渣，经分析50％的锰、54％的铜进入进入浸出液1中；
S2.往浸出液1中添加硫化钠沉淀铜，回收铜和得到浸出液2；
将浸出渣加入还原剂磁化焙烧，焙烧后在磁选机中磁场强度0.07T下进行磁选，得到铁精矿和尾矿。
S3.将步骤S2所得浸出液2添加碳酸氢铵沉锰，过滤，回收锰和得到浸出液3。
取样分析，铁精矿品位为60.3％，铁回收率为93.6％；相比对比例，铁的品位提高9.3％，铜的回收率为54％。
实施例5
表2某褐铁矿的主要化学成分
| 元素 | Cu | Fe | Mn |
| 含量 | 0.20％ | 50.00％ | 1.00％ |
取表2所示的某褐铁矿150g，按照以下步骤进行回收铜和提高铁品位操作：
S1.将铵离子浓度为6mol/L、氨水浓度为0.2mol/L的氨水-氯化铵的混合溶液300g与表1所示的褐铁矿150g混合，加入金属铜丝0.2g，搅拌浸出4小时后，固液分离，得到浸出液1和浸出渣，经检测分析30％的锰、40％的铜进入浸出液1中；
S2.往浸出液1中添加硫化钠沉淀铜，沉淀后过滤，回收铜和得到浸出液2；
将浸出渣加入还原剂磁化焙烧，焙烧后在磁选机中磁场强度0.07T下进行磁选，得到铁精矿和尾矿。
S3.将步骤S2所得浸出液2添加碳酸氢铵沉锰，过滤，回收锰和得到浸出液3。
取样分析，铁精矿品位为59％，铁回收率为93.2％；相比对比例，铁的品位提高8％，铜的回收率为48％。
实施例6
表3某褐铁矿的主要化学成分
| 元素 | Cu | Fe | Mn |
| 含量 | 5.00％ | 40.00％ | 5.00％ |
取表3所示的某褐铁矿150g，按照以下步骤进行回收铜和提高铁品位操作：
S1.将铵离子浓度为6mol/L、氨水浓度为0.2mol/L的氨水-氯化铵的混合溶液300g与表1所示的褐铁矿150g混合，加入金属铜丝0.2g，搅拌浸出4小时后，固液分离，得到浸出液1和浸出渣，经检测分析30％的锰、40％的铜进入浸出液1中；
S2.往浸出液1中添加硫化钠沉淀铜，沉淀后过滤，回收铜和得到浸出液2；
将浸出渣加入还原剂磁化焙烧，焙烧后在磁选机中磁场强度0.07T下进行磁选，得到铁精矿和尾矿。
S3.将步骤S2所得浸出液2添加碳酸氢铵沉锰，过滤，回收锰和得到浸出液3。
取样分析，铁精矿品位为58％，铁回收率为95％；相比对比例，铁的品位提高7％，铜的回收率为86％。
Claims (3)
1.一种从褐铁矿中回收铜和提高铁品位方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.将褐铁矿与氨水-氯化铵的混合溶液按质量比1∶2.5～10混合，按金属铜与褐铁矿质量比0.1～10∶100加入金属铜，搅拌浸出1～10h后，固液分离，得到浸出液1和浸出渣；
S2.将步骤S1所得浸出渣用于磁化焙烧，焙烧后进行磁选得到铁精矿；
将步骤S1所得浸出液1添加硫化物沉铜，过滤，回收铜和得到浸出液2；
S3.将步骤S2所得浸出液2添加碳酸氢铵沉锰，过滤，回收锰和得到浸出液3；
步骤S1所得浸出液1采用硫化物沉淀的方法回收铜；所述氨水-氯化铵盐混合溶液体系中，铵离子浓度为0.5～4mol/L，氨水的浓度为0.5～4mol/L；
步骤S2所得浸出液2采用碳酸氢铵沉淀的方法回收锰；
步骤S2所述磁选的磁场强度为0.03～0.1T。
2.根据权利要求1所述从褐铁矿中回收铜和提高铁品位方法，其特征在于，步骤S3将浸出液3补充氨水调配成与开始混合液成份相同，返回步骤S1浸出。
3.权利要求1或2所述从褐铁矿中回收铜和提高铁品位方法的应用，其特征在于，应用于含铁为40～50g/t、锰为1～5％wt、铜0.2～5％wt的褐铁矿的回收铜和/或提高铁品位方面。
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