CN106283109B

CN106283109B - 一种湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法

Info

Publication number: CN106283109B
Application number: CN201610684023.8A
Authority: CN
Inventors: 衷水平; 陈杭; 林泓富; 王俊娥; 吴健辉; 张焕然; 苏秀珠; 熊家春
Original assignee: Zijin Mining Group Co Ltd
Current assignee: Zijin Mining Group Co Ltd
Priority date: 2016-08-18
Filing date: 2016-08-18
Publication date: 2018-08-24
Anticipated expiration: 2036-08-18
Also published as: CN106283109A

Abstract

本发明公开了一种湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，其工艺路线是将湿法提铜过程中的高酸高铁电积贫液采用旋流电积进行三段电积脱铜，随后采用离子交换、石灰乳中和和清水解析工艺，以直接高效回收电积贫液中的铜，实现对电积贫液中铜离子的深度回收和酸铁分离。本发明可大幅降低湿法提铜过程中高铁电积贫液处理时的环保处理成本，避免电积贫液中的铁离子返回堆浸系统而产生恶性循环，最终实现电积贫液的低成本、高效处理。

Description

一种湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法

技术领域

本发明涉及有色金属湿法冶金资源综合利用技术，特别涉及一种湿法提铜过程中电积贫液除铁的方法。

背景技术

高硫铜比矿石采用“堆浸-萃取-电积”组合生产工艺湿法提铜时，由于萃取过程夹带、包裹和溶解等因素使反萃富铜液中铁离子不断累积升高，通常会导致铜电积液中铁离子偏高；而铁离子在阳极与阴极的循环氧化还原应，致使电积过程电流效率降低，电能空耗严重。为消除铁离子在电积液中累积造成的影响，需对电积液进行除铁。目前电积液除铁方法普遍采用将含铁较高的电积液定量开路返回浸出工序，使铁在浸出—萃取过程中被分离除去。然而，电积贫液返回堆浸工艺不利于维持浸出液pH值从而影响萃取工艺，若将电积贫液直接采用中和法处理则无法回收电积液中的有价金属铜。目前，多采用膜分离、离子交换、溶剂萃取等方法去除电积液中的铁，但除铁效果均不理想。以离子交换法为例，高铁电积贫液经过离子交换后，解析后的富铁溶液携带大量的铜离子，若将富铁溶液返回喷淋，不仅影响铜产能，且铁离子没有实现开路，会导致浸出液中铁离子升高影响萃取工艺；若将富铁溶液直接送至环保车间中和，大量的铜离子将无法回收。

发明内容

本发明的目的是提供一种高效、低成本的湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，以直接高效回收电积贫液中的铜，实现对电积贫液中铜离子的深度回收和酸铁分离，最终大幅降低环保处理成本，避免电积贫液中的铁离子返回堆浸系统而产生恶性循环。

为实现以上目的，本发明一种湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法采用如下操作步骤：

（1）将高铁的电积贫液进入旋流电解装置，进行一段旋流电积脱铜，得到标准阴极铜和脱铜后液；

（2）将步骤（1）中得到的脱铜后液进行二段旋流电积脱铜，得到标准阴极铜和脱铜贫液；

（3）将步骤（2）获得的脱铜贫液进行三段旋流电积脱铜，得到粗铜、铜粉和脱铜尾液；

（4）将步骤（3）获得的脱铜尾液进入离子交换树脂进行酸铁分离，得到脱酸溶液和载酸树脂；

（5）将步骤（4）获得的脱酸溶液加入石灰乳进行中和处理，获得中和矿浆；

（6）将步骤（5）获得的中和矿浆进行固液分离，获得达标排放的中和渣与中和水；

（7）将步骤（4）获得的载酸树脂采用淋洗液解吸，得到富酸溶液和脱酸树脂；脱酸树脂返回离子交换系统；富酸溶液返回萃取电积系统。

步骤（1）中所述高铁的电积贫液中的铜离子浓度为10~100 g/L。

步骤（1）中所述的一段电积脱铜的条件为电流密度300~800 A/m²，电解液循环量为300~900 L/h，电积时间为1~5 h。

步骤（2）中所述的二段电积脱铜的条件为电流密度400~900 A/m²，电解液循环量为500~1200 L/h，电积时间为1~5 h。

步骤（3）中所述的三段电积脱铜的条件为电流密度500~1000 A/m²，电解液循环量为600~1500 L/h，电积时间为1~5 h。

步骤（4）中所述的离子交换树脂为酸吸附树脂，吸附流量1-20 BV/h。

步骤（5）中所述的石灰乳是固液比为（0.1~0.5）:1的CaO浆状物。

步骤（5）中所述的中和矿浆的pH值为7~7.5，中和时间0.5~2 h。

步骤（7）中所述的淋洗液根据不同的阳离子交换树脂选择不同pH值的水溶液，其选择范围为pH= 5-9，吸附流量1-20 BV/h。

本发明涉及的固体与液体的固液比均为质量体积比，即固体采用质量，液体采用体积，单位g/mL。

上述湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法具有以下技术特点和有益效果：

1、本发明通过电解的方法直接从高酸高铁电积贫液中回收铜，铜回收率98%以上，阴极铜回收率85%以上，90%以上的铜产品纯度达到GB/T467-1997标准阴极铜的要求。

2、本发明采用旋流电积的方法可极大提高电积过程对金属离子的选择性，可将开路电积贫液中的铜离子由10-100 g/L降低至500 mg/L以下。

3、本发明通过采用离子交换的方法进行酸铁分离，实现了电积贫液的高效除铁和酸回用，有效解决了高硫铜比金属矿山湿法提铜电积过程中存在的铁浓度过高的问题，极大降低了环保车间的中和成本，实现酸的回用。

4、本发明首次提出一种处理高酸高铁电积贫液的新工艺，可直接回收开路电积贫液中的铜，避免铁离子在堆浸系统中的恶性循环，提高了铜产能，极大优化了统的工艺流程，强化了净液效果，实现高酸高铁电积贫液的低成本、高效处理。

本发明一种湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法采用先进的电积工艺，通过强化电积液流动来消除电积过程产生的浓差极化，减少了杂质离子在阴极析出，提高了电积过程对金属的选择性，可将电积贫液中的铜离子由10-100 g/L深度脱除至500 mg/L以下，综合脱铜电流效率达87%以上；脱铜尾液采用离子交换的方法进行酸铁分离，脱酸溶液铜含量降至200mg/L以下，可直接送至环保车间中和处理；富酸树脂采用清水淋洗获得富酸溶液可返回电积系统。

具体实施方式

下面结合具体实施例对本发明一种湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法作进一步详细说明。

本发明一种湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法的工艺路线是将高酸高铁电积贫液采用旋流电积进行三段电积脱铜工艺，随后采用二段中和工艺来实现电积贫液的低成本、高效处理。具体工艺参数如下:

(1) 一段脱铜工艺：电流密度300~800 A/m²，电解液循环量为300~900 L/h，电积时间为1~5 h，产品为标准阴极铜；

（2）二段脱铜工艺：电流密度400~900 A/m²，电解液循环量为500~1200 L/h，电积时间为1~5 h，产品为标准阴极铜；

（3）三段脱铜工艺：电流密度500~1000 A/m²，电解液循环量为600~1500 L/h，电积时间为1~5 h，产品为粗铜和铜粉。

（4）离子交换：脱铜后液采用酸吸附树脂进行离子交换，吸附流量1-20 BV/h，获得脱酸溶液和载铁树脂。

（5）中和：脱酸溶液采用固液比为（0.1~0.5）:1的CaO浆状物进行中和，中和终点为pH=7~7.5，中和时间0.5-3 h。

（6）解吸：采用清水或淋洗液进行解吸，吸附流量1-20 BV/h，获得的脱酸树脂返回离子交换系统，获得的富酸溶液返回萃取电积系统。

实施例 1

本实验采用的电积贫液为含硫酸155 g/L，铁离子含量为6 g/L，铜离子含量为40g/L。

首先，对该电积贫液进行三段旋流电积脱铜具体如下：

（1）一段脱铜工艺：电流密度550 A/m²，电解液循环量为500 L/h，电积时间为1.5h，产品为准阴极铜；

（2）二段脱铜工艺：铜离子浓度8 g/L，电流密度600 A/m²，电解液循环量为750 L/h，电积时间为1 h，产品为标准阴极铜；

（3）三段脱铜工艺：铜离子浓度3.5 g/L，电流密度700 A/m²，电解液循环量为750L/h，电积时间为2 h，产品为粗铜和铜粉，脱铜尾液成分为硫酸155 g/L，铁离子浓度5.6 g/L铜离子浓度0.15 g/L。

随后，采用酸吸附树脂对脱铜尾液进行离子交换，吸附流量为7 BV/h，获得的脱酸溶液采用液固质量比为5的石灰乳进行中和，中和终点pH值为7.3；载酸树脂采用清水作为解吸剂，解吸流量为7 BV/h，获得的富酸溶液返萃取电积系统，获得的脱酸树脂返回离子交换系统。

以上工艺流程铜回收率达99%，其中阴极占比为91.3%，铁脱除率70%，酸回收率69%。

实施例 2

本实验采用的电积贫液为含硫酸160 g/L，铁离子含量为7 g/L，铜离子含量为38g/L。

首先，对该电积贫液进行三段旋流电积脱铜具体如下：

（1）一段脱铜工艺：电流密度500 A/m²，电解液循环量为600 L/h，电积时间为1.5h，产品为准阴极铜；

（2）二段脱铜工艺：铜离子浓度9 g/L，电流密度600 A/m²，电解液循环量为700 L/h，电积时间为1 h，产品为标准阴极铜；

（3）三段脱铜工艺：铜离子浓度4 g/L，电流密度700 A/m²，电解液循环量为800 L/h，电积时间为2 h，产品为粗铜和铜粉，脱铜尾液成分为硫酸160 g/L，铁离子浓度6.3g/L铜离子浓度0.2 g/L。

随后，采用酸吸附树脂对脱铜尾液进行离子交换，吸附流量为7 BV/h，获得的脱酸溶液采用液固比为5的石灰乳进行中和，中和终点pH值为7.3；载酸树脂采用清水作为解吸剂，解吸流量为7 BV/h，获得的富酸溶液返萃取电积系统，获得的脱酸树脂返回离子交换系统。

以上工艺流程铜回收率达99%，其中阴极占比为89.5%，铁脱除率72%，酸回收率71%。

实施例 3

本实验采用的电积贫液为含硫酸170 g/L，铁离子含量为9 g/L，铜离子含量为41g/L。

首先，对该电积贫液进行三段旋流电积脱铜具体如下：

（1）一段脱铜工艺：电流密度500 A/m²，电解液循环量为650 L/h，电积时间为1.5h，产品为准阴极铜；

（2）二段脱铜工艺：铜离子浓度10 g/L，电流密度550 A/m²，电解液循环量为800L/h，电积时间为1.5 h，产品为标准阴极铜；

（3）三段脱铜工艺：铜离子浓度5 g/L，电流密度650 A/m²，电解液循环量为1000L/h，电积时间为2 h，产品为粗铜和铜粉，脱铜尾液成分为硫酸170 g/L，铁离子浓度8 g/L铜离子浓度0.5 g/L。

随后，采用酸吸附树脂对脱铜尾液进行离子交换，吸附流量为7 BV/h，获得的脱酸溶液采用液固比为5的石灰乳进行中和，中和终点pH值为7.2；载酸树脂采用清水作为解吸剂，解吸流量为7 BV/h，获得的富酸溶液返萃取电积系统，获得的脱酸树脂返回离子交换系统。

以上工艺流程铜回收率达98.7%，其中阴极占比为87.8%，铁脱除率75%，酸回收率73%。

对比以上三个实施例，实施例2的综合技术指标最好，是最佳实施例。

应当指出的是，本发明的应用不限于上述的举例，对本领域普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以根据上述说明加以改进或修饰，所有这些改进或修饰都应落入本发明权利要求的保护范围内。

Claims

1.一种湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，其特征是：采用如下操作步骤：

2.如权利要求1所述湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，其特征是：所述步骤（1）中高铁的电积贫液中的铜离子浓度为10~100 g/L。

3.如权利要求1或2所述湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，其特征是：所述步骤（1）中的一段电积脱铜的条件为电流密度300~800 A/m²，电解液循环量为300~900 L/h，电积时间为1~5 h。

4.如权利要求1所述湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，其特征是：所述步骤（2）中的二段电积脱铜的条件为电流密度400~900 A/m²，电解液循环量为500~1200 L/h，电积时间为1~5 h。

5.如权利要求1所述湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，其特征是：所述步骤（3）中的三段电积脱铜的条件为电流密度500~1000 A/m²，电解液循环量为600~1500 L/h，电积时间为1~5 h。

6.如权利要求1所述湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，其特征是：所述步骤（4）中的离子交换树脂为酸吸附树脂，吸附流量1-20 BV/h。

7.如权利要求1所述湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，其特征是：所述步骤（5）中的石灰乳是固液比为（0.1~0.5）:1的CaO浆状物。

8.如权利要求1所述湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，其特征是：所述步骤（5）中的中和矿浆的 pH值为7~7.5，中和时间0.5~2 h。

9.如权利要求1所述湿法提铜过程中高铁电积贫液的处理方法，其特征是：所述步骤（7）中的淋洗液根据不同的阳离子交换树脂选择不同pH值的水溶液，其选择范围为pH= 5-9，吸附流量1-20 BV/h。