CN112176198A - 一种选择性浸出剂及复杂铜锌矿产资源的深度分离方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及矿物加工、湿法冶金领域,具体说是一种选择性浸出剂及复杂铜锌矿产资源的深度分离方法,其中分离方法包括将铜锌混合矿石进行破碎‑筛分‑磨矿,得到粒度适宜的铜锌矿粉;将所述铜锌矿粉在所述选择性浸出剂中浸出铜锌混合矿中的锌,同时在浸出过程中铜、铁极微量溶解,固液分离后可得到低锌高品位铜精矿和含锌浸出液;将含锌浸出液进行硫化沉淀,固液分离后可得到高品位闪锌矿。本发明使用的深度分离铜锌矿的方法对原矿要求低,矿石来源广泛,如浮选混合精矿、天然铜锌混合矿、其他方式富集得到的铜锌混合矿等,对矿石品位要求不严格,可对低品位矿产资源进行加工,提高资源利用率。
Description
技术领域
本发明涉及资源高效利用、矿物加工、湿法冶金领域,具体为一种选择性浸出剂及使用该选择性浸出剂的复杂铜锌矿产资源的深度分离方法。
背景技术
近年来我国对金属铜、锌的需求量持续增加,但我国铜、锌矿产资源存在贫、细、杂的特点。随着高品位矿床被大量开采,综合利用复杂铜锌矿产资源成为迫在眉睫的问题。在矿物加工过程中,铜锌深度分离一直是领域内的难题。自然界中常见铜、锌矿主要以硫化铜矿和硫化锌矿为主。在各类矿床中,硫化铜矿与硫化锌矿复杂共伴生存在的现象经常出现,还往往与黄铁矿、石英等脉石矿物共伴生在矿床中,各矿物间的嵌布关系复杂,单体解离困难。工业上常利用浮选将其相互分离。然而在复杂铜锌硫化矿浮选过程中,由于矿浆中的铜离子对闪锌矿有活化作用,闪锌矿在被活化后与硫化铜矿具有相似的可浮性,导致利用浮选难以将复杂铜锌矿进行彻底分离。锌的存在将使铜精矿品位降低,并严重影响铜精矿的市场价格。铜精矿中锌含量与标准相比每超过1%,价格将下降200-800元/吨不等。此外,铜精矿中残留的锌在火法炼铜时会增加炉渣的黏度,增加铜产品与炉渣的分离难度,导致部分铜损失在炉渣中,降低铜的回收率。此外,传统浮选方法常采用“保铜丢锌”的方式,铜锌矿中的锌资源被浪费。因此,发展一种有效的复杂铜锌矿的深度分离方法来达到同时回收铜与锌的目标,将有广阔的工业应用前景。
目前实践生产中最常用的铜锌硫化矿浮选工艺有优先浮选法、混合浮选再分离、加温浮选等等。浮选分离方法主要针对嵌布粒度较粗,共生关系不太紧密、铜锌可浮性差异大的铜锌矿物,可达到较好的分离效果。四川某选矿厂采用铜、锌、硫顺序优先浮选工艺进行选别,取得的铜精矿品位为22.41%。优先浮选法具有工艺简单,药剂制度也不复杂的优点。但在浮选复杂铜锌硫化矿时,由于单体解离差,浮选过程中铜离子活化锌矿难以避免,被活化后的锌矿可浮性与铜矿可浮性相近,导致分离效果较差,得到的精矿产品互含严重,质量不达标。且存在浮选时间长、所需浮选设备多,需要消耗大量浮选药剂,经济成本高的劣势。随着国内高品位铜锌矿石资源的不断减少,矿石性质更加复杂,用优先浮选的方法进行铜锌深度分离将越来越难以实现。混合浮选再分离和部分优先-混合浮选对难选铜锌矿可达到较理想的分离指标,但需要进行多次磨矿,才能充分解离铜矿和锌矿,并且在磨矿中需要大量的抑制剂及活化剂。加温浮选实质是在是在石灰造成的碱性矿浆中,加温使黄铜矿氧化,然后再加硫酸铜活化闪锌矿,加捕收剂浮锌,在升温过程中需消耗大量能量是其明显的缺点。
除单纯浮选外,也有通过选冶联合的方式,用冶金方法对浮选铜锌混合精矿进行再处理来获得理想的选别指标。工业上采用破碎、筑堆、堆浸、浮选、萃取-反萃-电积等工序可有效降低生产成本,同时最大限度回收有价金属。常规的选冶联合工艺有焙烧脱硫-酸浸工艺、加压浸出工艺、氯化焙烧浸出等,选冶联合可将浮选得到的铜锌混合精矿中的有价金属提取到溶液中,但浸出液仍需进一步进行铜锌分离,工序复杂,另外焙烧与加压等方法使生产成本大幅上升限制了其大规模的工业应用。
为提高复杂铜锌矿产资源的综合利用率,解决铜锌混合矿深度分离的业界难题,为降低铜精矿中的锌含量,进一步提高铜精矿的品位,为资源化利用铜锌矿中的金属锌,避免资源的浪费。需要研发一种更有效的复杂铜锌矿的深度分离方法,以实现这些目的。
发明内容
针对上述现有技术的缺点,为解决铜锌深度分离的业界难题,提高复杂铜锌矿石资源的综合利用率,本发明提供一种选择性浸出剂及使用该选择性浸出剂的复杂铜锌矿产资源的深度分离方法。该方法实现了铜锌混合矿物中锌的选择性浸出,同时铜、铁仅微量溶解,分离指标高。该方法针对的铜锌矿石来源广泛,如浮选铜锌精矿、天然铜锌混合矿以及其他富集方式得到的铜锌矿等。该工艺流程简单、技术完善、综合回收利用率高、铜锌分离彻底、能耗低、经济成本低,有良好的工业化应用前景。
本发明的目的之一在于提供一种铜锌混合矿的选择性浸出剂,所述选择性浸出剂含有A类药剂,还含有B类药剂和C类药剂中一种或两种,所述选择性浸出剂中A类药剂主要为不同浓度的硫酸,在浸出剂中,A类药剂的浓度为200 g/L-900 g/L;B类药剂为矿物油、脂肪酰胺、低级醇类、直链聚醚、醚胺、脂肪醇聚醚、脂肪酸聚氧乙烯醚、二甲基聚硅氧烷、有机改性聚硅氧烷或聚醚改性硅油中至少一种,在浸出剂中,B类药剂的浓度为:0-10 g/L;C类药剂为聚氧乙烯失水山梨醇酯脂肪酸酯、聚乙二醇油酸、琥珀酸二辛酯磺酸钠、十二烷基硫酸钠、十二烷基苯磺酸钠、辛基酚聚氧乙烯醚(OP-10)、邻苯二胺(OPD)、氨基脂肪酸衍生物、辛基磺酸钠、双甲基十二基甲苯、甲基十二甲苯氯化铵中至少一种,在浸出剂中,C类药剂的浓度为:0-15 g/L。在本发明的选择性浸出剂中,A类药剂的主要作用为溶解铜锌混合矿中的含锌矿物,破坏矿物晶格中的Zn-S键,将矿物中的锌金属以离子的形式释放到溶液中;B、C类药剂的主要作用为降低固液两相表面张力,改变溶液体系界面状态;其中B类药剂可抑制气相的生成,减少矿物与浸出剂之间的气相界面,增加固液接触面积,A类药剂与B类药剂结合使用,可增加浸出剂与矿物间的反应面积,提高浸出速率与效率;C类药剂可提高矿物润湿性,消除浸出过程中产生的钝化物,提高浸出剂在矿物表面的渗透能力、反应速率及扩展面积。A类药剂与C类药剂结合使用,可增加矿物表面的亲水性,强化浸出剂在矿物表面的附着,消除阻碍浸出剂扩散的钝化层物质,进而加快浸出速率,提高分离指标。通过特定的流程进行复配使用,可将A、B、C三类药剂配置成分散均匀的混合药剂,在进行选择性浸出过程中三类药剂间可产生协同浸出,相互促进的效果,有效提高浸出剂对矿物的浸出效率及分离指标。
作为优选,所述聚氧乙烯失水山梨醇酯脂肪酸酯采用聚氧乙烯失水山梨醇单月桂酸酯(Tween 20)、聚氧乙烯山梨醇酐单硬脂酸酯(Tween 60)、聚氧乙烯山梨醇酐单油酸酯(Tween 80)中至少一种。
作为优选,所述A类药剂浓度为300-800 g/L,如300 g/L、320 g/L、350 g/L、380g/L、400 g/L、450 g/L、480 g/L、550 g/L、600 g/L、650 g/L、750 g/L、800 g/L等,优选为300-800 g/L。B类药剂浓度为0-10 g/L,如2 g/L、3 g/L、4 g/L、5 g/L、6 g/L、8 g/L或10g/L等,优选为2-8 g/L;C类药剂浓度为0-15 g/L,如2 g/L、3 g/L、4 g/L、6 g/L、8 g/L、10g/L、11 g/L、12 g/L、14 g/L或15 g/L等,优选为4-12 g/L;
作为优选,该选择性浸出剂采用以下方法制成:先将所述A类药剂在低温条件下缓缓注入预置水的容器中,定容稀释至适宜浓度,在超声发生器中超声20分钟至混合均匀,备用;然后称取适量的B类药剂和/或C类药剂,并注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到B类药剂和/或C药剂完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的B类药剂和/或C类药剂缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂。
本发明提供的选择性浸出剂来源范围广泛,可替换性强,选择性浸出效率高、原料价格便宜,成本较低,可在短时间内高效选择性浸出铜锌混合矿中锌(锌浸出效率可达98%以上),同时铜的浸出率低于0.3%,铁的浸出率低于1.0%,可用于选择性回收铜锌矿中的锌,同时铜损失量低,固液分离后可得到低锌高品位铜精矿及含锌浸出液。
本发明的目的之二在于提供一种复杂铜锌矿产资源的深度分离方法,所述方法包括如下步骤:
(1)将铜锌混合矿石进行破碎-筛分-磨矿,得到粒度适宜的铜锌矿粉;
(2)将所述铜锌矿粉在所述选择性浸出剂中浸出铜锌混合矿中的锌,同时在浸出过程中铜、铁极微量溶解,固液分离后可得到低锌高品位铜精矿和含锌浸出液;
(3)将步骤(2)中所述含锌浸出液中的A类药剂进行回收,再加入硫化物进行硫化沉淀,固液分离后可得到高品位闪锌矿;或将所述回收A类药剂后的含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶制备硫酸锌产品;或将所述回收A类药剂后的含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到金属锌产品;
(4)将步骤(3)中产生的余液添加部分所述选择性浸出剂后返回至步骤(2)中进行循环选择性浸出;
(5)步骤(2)中所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜;或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。
作为优选,步骤(1)中,所述铜锌混合矿石主要含硫化铜矿物(如黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、铜蓝、黝铜矿)和硫化锌矿物(如闪锌矿、铁闪锌矿、纤锌矿)及氧化锌矿物,典型但非限制性的铜锌混合矿如黄铜矿与闪锌矿、黄铜矿与铁闪锌矿、黄铜矿与纤锌矿、斑铜矿与闪锌矿、斑铜矿与铁闪锌矿、斑铜矿与纤锌矿、辉铜矿与闪锌矿、辉铜矿与铁闪锌矿、铜蓝与闪锌矿、铜蓝与铁闪锌矿等。
作为进一步优选,铜品位≥0.2wt%,锌品位≥1.0wt%。
作为优选,步骤(1)中,合格的铜锌矿粒度为-200目≥40%。
作为优选,步骤(2)中,先将所述铜锌混合矿经调浆、脱药处理后得到混合矿浆;再加入所述选择性浸出剂,进行搅拌浸出。
作为优选,步骤(2)中,利用上述选择性浸出剂对铜锌混合矿选择性浸出,所述铜锌混合矿矿浆浓度为5-40%,如5%、8%、10%、 12%、15%、18%、20%、25%、28%、30%、32%、35%、40%等,优选为20-40%。
作为优选,步骤(2)中,所述选择性浸出在40-100 ℃条件下进行,如40 ℃、50 ℃、60 ℃、70 ℃、80 ℃、90 ℃、100 ℃,优选为50-95 ℃。
作为优选,步骤(2)所述浸出在搅拌条件下进行,搅拌的速率为100~1000 rpm,如100rpm、200 rpm、300 rpm、400 rpm、500 rpm、600 rpm、800 rpm、1000 rpm等。
作为优选,步骤(2)所述选择性浸出时间为1~24 h,如2 h、4 h、6 h、8 h、10 h、12h、14 h、16 h、18 h、20 h、24 h等,优选为2~12 h。
作为优选,步骤(2)所述选择性浸出,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极100-1000 mV。
作为优选,步骤(3)中的所述含锌浸出液中锌离子含量≥3 g/L,铜离子含量≤0.1g/L,铁离子含量≤0.5 g/L。
本发明提供的铜锌混合矿的选择性浸出方法能够选择性的浸出铜锌矿中的锌,通过调节A类药剂浓度、B类药剂浓度、C类药剂浓度、浸出时间与温度,可以控制铜锌矿中的铜与铁仅微量溶出,铜、锌分离指标理想。同时浸出液中锌离子浓度高,杂质离子含量低,可直接进行后续的沉淀、结晶、电积等工艺,避免了现有技术中对浸出液进行除杂的复杂工艺流程,实现了复杂铜锌矿产资源的深度分离与综合利用。
本发明与现有技术相比的有益效果有:
1.本发明使用的选择性浸出剂来源范围广,可替代性强,原料价格便宜,可实现铜锌混合矿中锌的选择性浸出,且浸出效率高,浸出率可达97%以上。
2.本发明使用的深度分离铜锌矿的方法对原矿要求低,矿石来源广泛,如浮选混合精矿、天然铜锌混合矿、其他方式富集得到的铜锌混合矿等,对矿石品位要求不严格,可对低品位矿产资源进行加工,提高资源利用率。
3.本发明提供的铜锌深度分离工艺流程中,铜、锌分离指标高,浸出液中锌离子浓度高,同时铜、铁与其他杂质离子浓度低,避免了现有技术中对浸出液除杂的复杂工艺流程,含锌浸出液可直接进入沉淀、结晶、电积等处理工艺,同时在铜锌分离阶段无需高温焙烧预处理,无需高压环境,经济成本低。
4.本发明的选择性浸出剂易于获取,分离流程简单、技术完善、综合回收率高、铜锌分离彻底、成本较低,有良好的工业化应用前景。
具体实施方式
为了使本发明实现的技术手段、创作特征、达成目的与功效易于明白了解,下面结合具体实施例,进一步阐述本发明。应当理解,此处所描述的具体实施例仅用以解释本发明,并不用于限定本发明。
实施例1
铜锌混合矿石选用以含硫化铜矿、硫化锌矿及氧化锌矿为主的矿物,典型但不限制于黄铜矿与闪锌矿、黄铜矿与铁闪锌矿等,且铜品位≥0.2%,锌品位≥1.1%。将铜锌混合矿石进行破碎-筛分-磨矿,筛选至-200目占比≥40%。本实施例中,铜锌混合矿中铜品位为2.35%,锌品位为3.42%。将铜锌混合矿与选择性浸出剂混合调浆至10%矿浆浓度,便于开展选择性浸出。本实施例中的选择性浸出剂的制作方法为将A类药剂注入预置水的容器中,定容后超声20分钟得到浓度为300-340 g/L的均匀溶液,备用;称取4g/L的硅油(B类药剂)和8g/L十二烷基硫酸钠(C类药剂),并注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,并在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到硅油和十二烷基硫酸钠完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的溶液缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂,控制浸出体系反应温度为50-55 ℃,搅拌速度150 rpm,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极100-500 mV,进行铜和锌的选择性浸出,浸出24小时。本实施例中Zn浸出率达到95.53%,而Cu浸出率仅为2.57%,Fe浸出率仅为3.88%,得到的铜精矿含锌量降至0.35%,铜锌分离指标高。所述含锌浸出液制备得到硫酸锌产品;或经硫化沉淀,固液分离得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液萃取和电积得到锌金属产品;将所述结晶、沉淀和电积产生的余液添加少量B、C类药剂后返回至选择性浸出阶段;所述高品位铜精矿经火法或湿法冶炼方式得到金属铜。
实施例2
如实施例1得到铜锌混合矿,本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为1.85%,锌品位为2.42%。将铜锌混合矿与选择性浸出剂混合调浆至25%矿浆浓度。本实施例中的选择性浸出剂的制作方法为将A类药剂注入预置水的容器中,定容后超声20分钟得到浓度为400-450g/L的均匀溶液,备用;称取6 g/L的硅油(B类药剂)和 10 g/L十二烷基硫酸钠(C类药剂),并注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,并在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到硅油和十二烷基硫酸钠完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的溶液缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂,控制浸出体系反应温度为70-75℃,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极100-600 mV,搅拌速度250rpm。在浸出16小时后,本实施例中Zn浸出率达到96.35%,而Cu浸出率仅为0.97%,Fe浸出率仅为1.22%,得到的铜精矿含锌量降至0.21%,铜锌分离指标高。所述含锌浸出液制备得到硫酸锌产品;或经过硫化沉淀,固液分离得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液经萃取、电积得到锌金属产品;将所述结晶、沉淀和电积产生的余液添加少量B、C类药剂后返回至选择性浸出阶段;所述高品位铜精矿经火法或湿法冶炼方式得到金属铜。
实施例3
如实施例1得到铜锌混合矿,本实施例的铜锌混合矿中铜品位为2.35%,锌品位为3.42%。将铜锌混合矿与选择性浸出剂混合调浆至20%矿浆浓度。本实施例中的选择性浸出剂的制作方法为将A类药剂注入预置水的容器中,定容后超声20分钟得到浓度为400-450g/L的均匀溶液,备用;称取5 g/L的硅油(B类药剂)和 6 g/LTween 60(C类药剂),并注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,并在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到硅油和Tween60完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的溶液缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂,控制浸出体系反应温度为65-70 ℃,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极150-500 mV,搅拌速度300rpm。浸出10小时后,本实施例中Zn浸出率达到97.95%,而Cu浸出率仅为2.37%,Fe浸出率仅为3.21%,得到的铜精矿含锌量降至0.15%,铜锌分离指标高。所述含锌浸出液制备得到硫酸锌产品;或经过硫化沉淀,固液分离得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液经萃取、电积得到锌金属产品;将所述结晶、沉淀和电积产生的余液添加少量B、C类药剂后返回至选择性浸出阶段;所述高品位铜精矿经火法或湿法冶炼方式得到金属铜。
实施例4
如实施例1得到铜锌混合矿,本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为10.23%,锌品位为7.85%。将铜锌混合精矿与选择性浸出剂混合调浆至25%矿浆浓度,便于开展浸出。本实施例中的选择性浸出剂的制作方法为将A类药剂注入预置水的容器中,定容后超声20分钟得到浓度为500-550 g/L的均匀溶液,备用;称取10 g/LTween 80(C类药剂),不添加B类药剂,注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,并在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到Tween80完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的溶液缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂,控制浸出体系反应温度为85-90℃,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极100-650mV,搅拌速度400rpm。在浸出2小时后,本实施例中Zn浸出率达到82.53%,而Cu浸出率仅为0.57%,Fe浸出率仅为4.1%,得到的铜精矿含锌量降至3.23%,铜锌分离指标高。所述含锌浸出液制备得到硫酸锌产品;或经过硫化沉淀,固液分离得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液经萃取、电积得到锌金属产品;将所述结晶、沉淀和电积产生的余液添加少量B、C类药剂后返回至选择性浸出阶段;所述高品位铜精矿经火法或湿法冶炼方式得到金属铜。
实施例5
如实施例1得到铜锌混合矿,本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为10.23%,锌品位为7.85%。将铜锌混合精矿与选择性浸出剂混合调浆至25%矿浆浓度,便于开展浸出。本实施例中的选择性浸出剂的制作方法为将A类药剂注入预置水的容器中,定容后超声20分钟得到浓度为500-550 g/L的均匀溶液,备用;称取6 g/L二甲基聚硅氧烷(B类药剂),不添加C类药剂,注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,并在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到二甲基聚硅氧烷完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的溶液缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂,控制浸出体系反应温度为85-90℃,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极100-650mV,搅拌速度400rpm。在浸出2小时后,本实施例中Zn浸出率达到85.95%%,而Cu浸出率仅为3.17%,Fe浸出率仅为3.48%,得到的铜精矿含锌量降至2.83%,铜锌分离指标高。所述含锌浸出液制备得到硫酸锌产品;或经过硫化沉淀,固液分离得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液经萃取、电积得到锌金属产品;将所述结晶、沉淀和电积产生的余液添加少量B、C类药剂后返回至选择性浸出阶段;所述高品位铜精矿经火法或湿法冶炼方式得到金属铜。
实施例6
如实施例1得到铜锌混合本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为10.23%,锌品位为7.85%。将铜锌混合精矿与选择性浸出剂混合调浆至30%矿浆浓度,便于化学浸出。本实施例中的选择性浸出剂的制作方法为将A类药剂注入预置水的容器中,定容后超声20分钟得到浓度为300-350 g/L的均匀溶液,备用;称取6 g/L二甲基聚硅氧烷(B类药剂)和10 g/L邻苯二胺(C类药剂),注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,并在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到二甲基聚硅氧烷完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的溶液缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂,控制浸出体系反应温度为55-65 ℃,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极200-550mV,搅拌速度400rpm。在浸出8小时后,本实施例中Zn浸出率达到98.95%%,而Cu浸出率仅为4.17%,Fe浸出率仅为4.45%,得到的铜精矿含锌量降至0.13%,铜锌分离指标高。所述含锌浸出液制备得到硫酸锌产品;或经过硫化沉淀,固液分离得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液经萃取、电积得到锌金属产品;将所述结晶、沉淀和电积产生的余液添加少量B、C类药剂后返回至选择性浸出阶段;所述高品位铜精矿经火法或湿法冶炼方式得到金属铜。
实施例7
如实施例1得到铜锌混合本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为20.13%,锌品位为10.21%。将铜锌混合精矿与选择性浸出剂混合调浆至35%矿浆浓度,便于化学浸出。本实施例中的选择性浸出剂的制作方法为将A类药剂注入预置水的容器中,定容后超声20分钟得到浓度为650-700 g/L的均匀溶液,备用;称取8 g/L二甲基聚硅氧烷(B类药剂)和7 g/L邻苯二胺(C类药剂),注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,并在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到二甲基聚硅氧烷完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的溶液缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂,控制浸出体系反应温度为85-90℃,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极150-500mV,搅拌速度550 rpm。在浸出6小时后,本实施例中Zn浸出率达到96.25%%,而Cu浸出率仅为2.37%,Fe浸出率仅为2.64%,得到的铜精矿含锌量降至0.22%,铜锌分离指标高。所述含锌浸出液制备得到硫酸锌产品;或经过硫化沉淀,固液分离得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液经萃取、电积得到锌金属产品;将所述结晶、沉淀和电积产生的余液添加少量B、C类药剂后返回至选择性浸出阶段;所述高品位铜精矿经火法或湿法冶炼方式得到金属铜。
实施例8
如实施例1得到铜锌混合本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为20.13%,锌品位为10.21%。将铜锌混合精矿与选择性浸出剂混合调浆至15%矿浆浓度,便于化学浸出。本实施例中的选择性浸出剂的制作方法为将A类药剂注入预置水的容器中,定容后超声20分钟得到浓度为800-850 g/L的均匀溶液,备用;称取3 g/L有机硅(B类药剂)和9 g/L Tween 20(C类药剂),注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,并在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到二甲基聚硅氧烷完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的溶液缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂,控制浸出体系反应温度为95-100 ℃,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极100-650mV,搅拌速度700rpm。在浸出5小时后,本实施例中Zn浸出率达到94.35%%,而Cu浸出率仅为2.27%,Fe浸出率仅为3.27%,得到的铜精矿含锌量降至0.35%,铜锌分离指标高。所述含锌浸出液制备得到硫酸锌产品;或经过硫化沉淀,固液分离得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液经萃取、电积得到锌金属产品;将所述结晶、沉淀和电积产生的余液添加少量B、C类药剂后返回至选择性浸出阶段;所述高品位铜精矿经火法或湿法冶炼方式得到金属铜。
实施例9
如实施例1得到铜锌混合本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为14.23%,锌品位为8.21%。将铜锌混合精矿与选择性浸出剂混合调浆至25%矿浆浓度,便于化学浸出。本实施例中的选择性浸出剂的制作方法为将A类药剂注入预置水的容器中,定容后超声20分钟得到浓度为350-400 g/L的均匀溶液,备用;称取2 g/L硅油(B类药剂)和12 g/L十二烷基苯磺酸钠(C类药剂),注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,并在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到二甲基聚硅氧烷完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的溶液缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂,控制浸出体系反应温度为75-85℃,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极150-600mV,搅拌速度800 rpm。在浸出10小时后,本实施例中Zn浸出率达到93.75%%,而Cu浸出率仅为2.47%,Fe浸出率仅为2.88%,得到的铜精矿含锌量降至0.83%,铜锌分离指标高。所述含锌浸出液制备得到硫酸锌产品;或经过硫化沉淀,固液分离得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液经萃取、电积得到锌金属产品;将所述结晶、沉淀和电积产生的余液添加少量B、C类药剂后返回至选择性浸出阶段;所述高品位铜精矿经火法或湿法冶炼方式得到金属铜。
实施例10
如实施例1得到铜锌混合本实施例的铜锌混合矿精矿中铜品位为14.23%,锌品位为8.21%。将铜锌混合精矿与选择性浸出剂混合调浆至35%矿浆浓度,便于化学浸出。本实施例中的选择性浸出剂的制作方法为将A类药剂注入预置水的容器中,定容后超声20分钟得到浓度为550-600 g/L的均匀溶液,备用;称取8 g/L脂肪酸聚氧乙烯醚(B类药剂)和4 g/L聚乙二醇油酸(C类药剂),注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,并在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到二甲基聚硅氧烷完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的溶液缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂,控制浸出体系反应温度为70-75℃,控制浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极200-850mV,搅拌速度650 rpm。在浸出6小时后,本实施例中Zn浸出率达到97.88%,而Cu浸出率仅为2.14%,Fe浸出率仅为2.86%,得到的铜精矿含锌量降至0.29%,铜锌分离指标高。所述含锌浸出液制备得到硫酸锌产品;或经过硫化沉淀,固液分离得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液经萃取、电积得到锌金属产品;将所述结晶、沉淀和电积产生的余液添加少量B、C类药剂后返回至选择性浸出阶段;所述高品位铜精矿经火法或湿法冶炼方式得到金属铜。
本发明利用选择性浸出剂,通过控制反应的相关参数,可以巧妙实现铜锌混合矿深度分离。该发明提出的铜锌深度分离的方法,通过锌的高效选择性浸出,同时铜、铁在浸出过程中仅微量溶解,最终达到铜、锌分离的理想指标。该发明方法解决了传统工艺难以实现的铜锌深度分离的业界难题,提高了铜精矿品位。同时在含锌浸出液中杂质离子含量低,避免了现有技术中浸出液除杂的复杂工艺流程,含锌浸出液可直接进入后续工序,如结晶为硫酸锌、沉淀为高品位闪锌矿或电积为锌产品等,实现了锌的高效回收利用。该工艺流程简单,反应条件温和,能耗低,有良好的工业化应用前景。
申请人声明,以上描述了本发明的基本原理、主要特征及具体实施方式,本行业的技术人员应该了解,本发明不受上述实施例的限制。上述实施例和说明书中描述的只是说明本发明的原理,在不脱离本发明精神和范围的前提下,任何属于本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内,可轻易想到的变化或替换,这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内,本发明要求保护范围由所附的权利要求书及其等效物界定。
Claims (10)
1.一种选择性浸出剂,包括A类药剂,其特征在于:还包括B类药剂和/或C类药剂,所述A类药剂为不同浓度的硫酸;所述B类药剂为矿物油、脂肪酰胺、低级醇类、直链聚醚、醚胺、脂肪醇聚醚、脂肪酸聚氧乙烯醚、二甲基聚硅氧烷、有机改性聚硅氧烷或聚醚改性硅油中至少一种;所述C类药剂为聚氧乙烯失水山梨醇酯脂肪酸酯、聚乙二醇油酸、琥珀酸二辛酯磺酸钠、十二烷基硫酸钠、十二烷基苯磺酸钠、辛基酚聚氧乙烯醚、邻苯二胺、氨基脂肪酸衍生物、辛基磺酸钠、双甲基十二基甲苯、甲基十二甲苯氯化铵中至少一种。
2.根据权利要求1所述选择性浸出剂,其特征在于:所述聚氧乙烯失水山梨醇酯脂肪酸酯采用聚氧乙烯失水山梨醇单月桂酸酯、聚氧乙烯山梨醇酐单硬脂酸酯、聚氧乙烯山梨醇酐单油酸酯中至少一种。
3.根据权利要求1所述选择性浸出剂,其特征在于:在浸出剂中,所述A类药剂浓度为200-900 g/L,B类药剂浓度为0-10 g/L,C类药剂浓度为0-15 g/L。
4.根据权利要求3所述选择性浸出剂,其特征在于:所述A类药剂浓度为300-800 g/L,B类药剂浓度为2-8 g/L,C类药剂浓度为4-12 g/L。
5.根据权利要求1-4中任意一项所述选择性浸出剂,其特征在于该选择性浸出剂采用以下方法制成:先将所述A类药剂在低温条件下缓缓注入预置水的容器中,定容稀释至适宜浓度,在超声发生器中超声20分钟至混合均匀,备用;然后称取适量的B类药剂和/或C类药剂,并注入预置蒸馏水的三口烧瓶中,在烧瓶上方加装冷凝装置,加热回流3小时,观察到B类药剂和/或C药剂完全溶解后冷却至室温;再将溶解完全的B类药剂和/或C类药剂缓慢注入上述备用的A类药剂中,在超声发生器中超声15分钟,形成分散性比较均匀的浸出剂。
6.一种使用根据权利要求1至5中任意一项所述选择性浸出剂的复杂铜锌矿产资源的深度分离方法,其特征在于包括如下步骤:
(1)将铜锌混合矿石进行破碎-筛分-磨矿,得到粒度适宜的铜锌矿粉;
(2)将所述铜锌矿粉在所述选择性浸出剂中浸出铜锌混合矿中的锌,同时在浸出过程中铜、铁极微量溶解,固液分离后可得到低锌高品位铜精矿和含锌浸出液;
(3)将步骤(2)中所述含锌浸出液进行硫化沉淀,固液分离后可得到高品位闪锌矿;或将所述含锌浸出液经净化、浓缩、冷却结晶制备硫酸锌产品;或将所述含锌浸出液进行净化、萃取和电积得到金属锌产品;
(4)将步骤(3)中产生的余液添加部分所述选择性浸出剂后返回至步骤(2)中进行循环选择性浸出;
(5)步骤(2)中所述高品位铜精矿经熔炼、吹炼、氧化精炼得到金属铜;或所述高品位铜精矿经焙烧、浸出、电积得到金属铜。
7.根据权利要求6所述复杂铜锌矿产资源的深度分离方法,其特征在于:步骤(1)中,所述铜锌混合矿石主要为硫化铜矿与硫化锌矿,所述铜锌混合矿石的铜品位≥0.2wt%,锌品位≥1.1wt%。
8.根据权利要求6所述复杂铜锌矿产资源的深度分离方法,其特征在于:步骤(2)中,符合选择性浸出的给矿粒度为-200目≥40%。
9.根据权利要求6所述复杂铜锌矿产资源的深度分离方法,其特征在于:步骤(2)中,先将所述铜锌混合矿经调浆、脱药处理后得到混合矿浆;再加入所述选择性浸出剂,进行搅拌浸出。
10.根据权利要求9所述复杂铜锌矿产资源的深度分离方法,其特征在于:所述混合矿浆的浓度为5-40wt%,浸出在40-100 ℃条件下进行,搅拌速率为100-1000 rpm,浸出时间为1-24小时,浸出电位为相对于饱和银/氯化银电极100-1000 mV。
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