CN113025815A - 一种复杂铜钴原料的联合提取方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种复杂铜钴原料的联合提取方法,属于冶金矿山领域。本发明分为焙砂水淬、焙砂强化浸出和焙砂与原矿的联合浸出三步,三个工序的相互独立与有机统一,水淬浸出液单独浓密得到高浓度浸出液,减少进入后续浸出及洗涤工序的金属量,确保金属综合回收率;通过高酸度和高还原剂浸出剂对高品位焙砂强化浸出,强化焙砂浸出率;强化浸出过程中的余酸和余还原剂可继续参与到联合浸出工序的浸出过程,提升了浸出剂的利用效率。本发明的联合提取方法使同种金属不同形态原料共用同一生产线联合提取,大大简化了生产工艺,同时具有浸出率高、金属损失率低等优势。

Description

一种复杂铜钴原料的联合提取方法
技术领域
本发明属于冶金矿山技术领域,具体涉及一种含焙砂、精矿和原矿等复杂铜钴原料的联合提取方法。
背景技术
自然界中有价金属通常以矿物形式赋存在矿石中,有些矿石中的有价金属适合直接提取,如氧化铜矿中的铜可以直接通过酸浸法提取,有些则需通过选矿-冶金联合工艺进行提取,如硫化铜矿中的铜可以通过浮选-焙烧-酸浸的方法提取。在现有技术中,同种金属不同形态原料通常采用单独的生产系统进行处理,缺乏利用同一生产系统处理不同形态原料的技术,在遇到不同形态原料时,需要建设不同的生产线,导致项目投资大大增加;或即使利用同一生产系统处理同种金属不同形态原料,但传统方法浸出率低,金属损失严重,对企业造成了经济损失。
发明内容
(一)要解决的技术问题
本发明要解决的技术问题是如何提供一种复杂铜钴原料的联合提取方法,以解决现有技术中同种金属不同形态原料通常采用不同生产线进行提取,造成工程投资大大增加,或即使采用同一生产线,存在金属浸出率低、金属损失严重等问题。
(二)技术方案
为了解决上述技术问题,本发明提出一种复杂铜钴原料的联合提取方法,该方法包括如下三个工序,分别为焙砂水淬工序、强化浸出工序和联合浸出工序;
S1焙砂水淬工序包括如下步骤:
S11、精矿在最佳焙烧条件下得到焙砂(1),在焙砂水淬搅拌槽(3)中使用萃余液(2)对焙砂(1)进行水淬;
S12、水淬后焙砂水淬搅拌槽(3)输出的矿浆溶液(4)进入焙砂水淬浓密机(5)进行固液分离,上清液为高浓度浸出液(6)自流至溶液池,底流为焙砂水淬渣浆(7)输送至强化浸出工序;
S2强化浸出工序包括如下步骤:
S21、添加萃余液(2)对来自焙砂水淬浓密机(5)底流的焙砂水淬渣浆(7)调浆,将矿浆浓度控制在30%~35%;
S22、调好浆的焙砂矿浆和浸出添加剂(8)输送至强化浸出搅拌槽(9),进行强化浸出,得到的焙砂浸出浆输送至联合浸出工序;
S3联合浸出工序包括如下步骤:
S31、氧化矿石经破碎-磨矿-分级得到符合粒度要求的原矿滤饼;使用萃余液(2)将原矿滤饼浆化得到氧化矿矿浆(10)并进行调浆,将矿浆浓度控制在30%~35%;
S32、调浆完成的氧化矿矿浆(10)、经强化浸出处理后的焙砂浸出浆和浸出添加剂(8)共同进入联合浸出搅拌槽(11),输出浸出矿浆(12)。
进一步地,所述萃余液(2)为硫酸浓度为10~15g/L的萃余液。
进一步地,所述焙砂水淬工序需满足的条件:水淬温度70℃~80℃,水淬浓度35~40%,水淬时间0.5h~1h。
进一步地,所述浸出添加剂(8)为硫酸和焦亚硫酸钠。
进一步地,所述强化浸出工序剩余的硫酸和焦亚硫酸钠继续参与所述联合浸出工序。
进一步地,所述硫酸和焦亚硫酸钠为质量浓度为98%的硫酸和质量浓度为20%的焦亚硫酸钠;通过硫酸添加量增减调整矿浆pH,通过焦亚硫酸钠增减调整矿浆电位。
进一步地,所述强化浸出工序需要满足的条件有:浸出温度45~55℃,浸出浓度25%,浸出pH值=0.1~0.5,浸出电位=200mV~220mV,浸出时间2~3h。
进一步地,所述联合浸出工序需要满足的条件有:浸出温度30~35℃,浸出浓度25%,浸出pH值=1.5~2.0,浸出电位=320mV~340mV,浸出时间5~6h。
进一步地,所述精矿为硫化铜钴精矿,所述氧化矿石为氧化铜钴矿石。
进一步地,所述强化浸出工序由2个搅拌槽完成,所述联合浸出工序由6个搅拌槽完成。
(三)有益效果
本发明提出一种复杂铜钴原料的联合提取方法,本发明的联合提取方法使同种金属不同形态原料共用同一生产线联合提取,大大简化了生产工艺,同时具有浸出率高、金属损失率低等优势。
本发明可以将精矿焙砂和原矿共用同一套生产系统联合处理,节约投资一条生产线,简化了工艺配置,大大减少了项目投资额;与此同时,水淬浸出液单独浓密得到高浓度浸出液,减少进入后续浸出及洗涤工序的金属量,保证了金属综合回收率;另外,生产效率得到大大提高,在焙砂水淬、强化浸出和联合浸出共同作用下,焙砂和原矿酸溶金属综合浸出率达到98%以上;此外,硫酸、焦亚硫酸钠等浸出添加剂综合利用率提高,用量降低15%~20%,节约了生产成本。
附图说明
图1为本发明联合提取方法流程示意图。
具体实施方式
为使本发明的目的、内容和优点更加清楚,下面结合附图和实施例,对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。
针对现有技术中同种金属不同形态原料通常采用不同生产线进行提取,造成工程投资大大增加,或即使采用同一生产线,存在金属浸出率低、金属损失严重等问题。本发明开发出一种不同形态、不同品位复合原料联合提取方法,使同种金属不同形态原料共用同一生产线联合提取,大大简化了生产工艺,同时具有浸出率高、金属损失率低等优势。
在以下表述中,本发明名中的高品位原料特指硫化铜钴精矿经焙烧后得到的焙砂,低品位原料特指氧化铜钴矿石。
高品位焙砂和低品位矿石虽然均为固态,但一种经过工艺处理,一种为天然状态,二者形态不同。本联合提取方法分为焙砂水淬、强化浸出和联合浸出三步:焙砂水淬工序用于刚焙烧完成的精矿焙砂浸出;强化浸出工序用于水淬浓密机底流焙砂(或氧化精矿)的浸出;联合浸出工序用于焙砂(或氧化精矿)和氧化矿石的联合浸出。以下为本发明的具体实施过程。
如图1所示为本发明联合提取方法流程示意图;图中,方框Ⅰ为焙砂水淬工序,方框Ⅱ为强化浸出工序,方框Ⅲ为联合浸出工序,三者共同组成本发明所述联合提取方法;
其中,1为焙砂,2为萃余液,3为焙砂水淬搅拌槽,4为水淬矿浆,5为焙砂水淬浓密机,6为高浓度浸出液,7为焙砂水淬渣浆,8为浸出添加剂(本例中指硫酸和焦亚硫酸钠),9为强化浸出搅拌槽,10为氧化矿矿浆,11为联合浸出搅拌槽,12为浸出矿浆。
S1焙砂水淬
S11、精矿如硫化铜钴精矿在最佳焙烧条件下得到焙砂1,在焙砂水淬搅拌槽3中使用硫酸浓度为10~15g/L的萃余液2对焙砂1进行水淬;
焙砂水淬需满足的条件:水淬温度70℃~80℃,水淬浓度35~40%,水淬时间0.5h~1h;
S12、水淬后焙砂水淬搅拌槽3输出的矿浆溶液4进入焙砂水淬浓密机5进行固液分离,上清液为高浓度浸出液6自流至溶液池,底流为焙砂水淬渣浆7输送至强化浸出工序;
S2强化浸出
S21、添加适量硫酸浓度为10~15g/L的萃余液对来自焙砂水淬浓密机5底流的焙砂水淬渣浆7调浆,将矿浆浓度控制在30%~35%;
S22、调好浆的焙砂(或氧化精矿)矿浆和浸出添加剂8输送至强化浸出搅拌槽9,进行强化浸出;得到的焙砂浸出浆输送至联合浸出工序;
强化浸出过程使用浓度更高的浸出添加剂8,本例中浸出添加剂8为硫酸和焦亚硫酸钠,浸出过程中添加质量浓度为98%的硫酸和质量浓度为20%的焦亚硫酸钠;通过硫酸添加量增减调整矿浆pH,通过焦亚硫酸钠增减调整矿浆电位;
焙砂(或氧化精矿)强化浸出需要满足的条件有:浸出温度45~55℃,浸出浓度25%,浸出pH值=0.1~0.5,浸出电位=200mV~220mV,浸出时间2~3h。
S3联合浸出
S31、氧化矿石如氧化铜钴矿石经破碎-磨矿-分级得到符合粒度要求的原矿滤饼;使用硫酸浓度为10~15g/L的萃余液将原矿滤饼浆化得到原矿矿浆或氧化矿矿浆10并进行调浆,将矿浆浓度控制在30%~35%;
S32、调浆完成的氧化矿矿浆10经强化浸出处理后的焙砂浸出浆(或氧化精矿矿浆)和浸出添加剂8共同进入联合浸出工序中的联合浸出搅拌槽11,输出浸出矿浆12;强化浸出工序剩余的硫酸和焦亚硫酸钠作为余酸和余还原剂可继续参与原矿和焙砂(或氧化精矿)的联合浸出工序;
联合浸出过程中同样添加浸出添加剂8,浸出添加剂8为质量浓度为98%的硫酸和质量浓度为20%的焦亚硫酸钠,硫酸和焦亚硫酸钠作用与强化浸出过程一致;
焙砂和原矿联合浸出需要满足的条件有:浸出温度30~35℃,浸出浓度25%,浸出pH值=1.5~2.0,浸出电位=320mV~340mV,浸出时间5~6h;浸出时间通过搅拌槽大小和级数的配置来实现。
(4)本发明分为焙砂水淬、焙砂强化浸出和焙砂与原矿的联合浸出三步,三个工序的相互独立与有机统一共同组成了本发明联合提取方法。水淬浸出液单独浓密得到高浓度浸出液,减少进入后续浸出及洗涤工序的金属量,确保金属综合回收率;通过高酸度和高还原剂浸出剂对高品位焙砂强化浸出,强化焙砂浸出率;强化浸出过程中的余酸和余还原剂可继续参与到联合浸出工序的浸出过程,提升了浸出剂的利用效率。
本方法只包含将有价金属从焙砂、原矿等固态原料中提取到液态溶液中,不包含后续的固液分离、洗涤甚至萃取等工序。
本发明可以将精矿焙砂和原矿共用同一套生产系统联合处理,节约投资一条生产线,简化了工艺配置,大大减少了项目投资额;与此同时,水淬浸出液单独浓密得到高浓度浸出液,减少进入后续浸出及洗涤工序的金属量,保证了金属综合回收率;另外,生产效率得到大大提高,在焙砂水淬、强化浸出和联合浸出共同作用下,焙砂和原矿酸溶金属综合浸出率达到98%以上;此外,硫酸、焦亚硫酸钠等浸出添加剂综合利用率提高,用量降低15%~20%,节约了生产成本。
万宝矿产有限公司下属子公司科米卡矿业简易股份有限公司(以下简称“科米卡公司”)为在刚果(金)开发矿产资源的矿山企业。本矿山一期工程采用浮选方法处理硫化铜钴矿,得到硫化铜钴精矿,硫化铜钴精矿经硫酸化焙烧得到焙砂;二期工程湿法冶金项目采用湿法冶金工艺处理氧化铜钴矿。
众所周知,经硫酸化焙烧后的硫化铜钴精矿通常也需要采用湿法冶金工艺流程进行处理,本发明在本项目的应用不仅实现了铜钴精矿焙砂和氧化铜钴矿石共用一条生产系统联合提取,大大降低了工程投资,而且还具有工艺配置简单、金属回收率高、浸出原料消耗低等特点。
(1)原料1为经硫酸化焙烧得到的焙砂,焙砂中Cu品位20%~23%,Co品位6%~8%;原料2为氧化铜钴矿石,氧化矿石中Cu品位2.0%~3.0%,Co品位0.2%~0.35%。两种原料采用本发明的联合提取方法提取原料中的铜、钴金属。
(2)使用H2SO4浓度为12~15g/L的萃余液将焙砂水淬,水淬后的焙砂矿浆输送至焙砂水淬浓密机进行固液分离,浓密机上清液自流至溶液池;
(3)使用H2SO4浓度为12~15g/L的萃余液分别将焙砂水淬浓密机底流矿浆和原矿滤饼浆化为质量浓度为30%的矿浆;
(4)使用渣浆泵将浆化后的焙砂水淬矿浆泵送至强化浸出1#搅拌槽,强化浸出工序由2个搅拌槽完成;强化浸出工艺条件:浸出温度50℃,浸出浓度25%,浸出pH值=0.2~0.4,浸出电位=200mV~220mV,浸出时间2.5h;
(5)经过强化浸出后的焙砂矿浆使用渣浆泵输送至联合浸出1#搅拌槽,浆化后的原矿矿浆同样输送至联合浸出1#搅拌槽,联合浸出工序由6个搅拌槽完成;联合浸出工艺条件:浸出温度35℃,浸出浓度25%,浸出pH值=1.5~2.0,浸出电位=320mV~340mV,浸出时间5h;
(6)经过焙砂水淬、强化浸出和联合浸出共同作用,得到焙砂和原矿浸出矿浆,经分析化验,浸出液Cu2+浓度13~15g/L,Co2+浓度3.0~3.5g/L,浸出渣Cu品位0.07~0.09%,浸出渣Co品位0.06~0.08%;酸溶铜联合浸出率在98.5%以上,酸溶钴联合浸出率在94%以上;
(7)与设计相比,硫酸消耗量降低25%,焦亚硫酸钠消耗量降低18%。
(8)本发明的高品位焙砂和低品位矿石联合提取方法在科米卡公司二期工程项目取得成功应用。
表1实施例中联合提取方法三个工序工艺条件
Figure BDA0002961215040000061
表2实施例中原料及取得的主要工艺指标
Figure BDA0002961215040000071
本发明专利申请权利保护范围如下:
(1)高品位铜钴焙砂和低品位铜钴矿石联合提取方法由焙砂水淬、强化浸出和联合浸出三部分组成,先进行焙砂水淬,再进行焙砂强化浸出,最后进行焙砂-原矿联合浸出;
(2)本联合提取方法的核心为:不同形态、不同品位原料采用同一生产系统进行处理,通过焙砂水淬、强化浸出工序和联合浸出工序的配合,来实现有价金属高效提取;
(3)本联合提取方法的特点为:水淬浸出液单独浓密得到高浓度浸出液,减少进入后续浸出及洗涤工序的金属量,确保金属综合回收率;通过高酸度和高还原剂浸出剂对高品位焙砂(或氧化精矿)强化浸出,强化焙砂(或氧化精矿)浸出率;强化浸出过程中的余酸和余还原剂可继续参与到联合浸出工序的浸出过程,提升了浸出剂的利用效率。
(4)焙砂水淬条件:水淬温度70℃~80℃,水淬浓度35~40%,水淬时间0.5h~1h;
(5)强化浸出条件:浸出温度45~55℃,浸出浓度25%,浸出pH值=0.1~0.5,浸出电位=200mV~220mV,浸出时间2~3h;
(6)联合浸出条件:浸出温度30~35℃,浸出浓度25%,浸出pH值=1.5~2.0,浸出电位=320mV~340mV,浸出时间5~6h;
(7)本发明中高品位铜钴焙砂(或氧化精矿)和低品位铜钴矿石只是代表两种或多种品位和形态差异较大的物料,即使并非这两种形态的原料,即使是其他金属或非金属元素,只要与本发明的方法和逻辑类似,均应在本发明的保护范围以内。
以上所述仅是本发明的优选实施方式,应当指出,对于本技术领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明技术原理的前提下,还可以做出若干改进和变形,这些改进和变形也应视为本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种复杂铜钴原料的联合提取方法,其特征在于,该方法包括如下三个工序,分别为焙砂水淬工序、强化浸出工序和联合浸出工序;
S1焙砂水淬工序包括如下步骤:
S11、精矿在最佳焙烧条件下得到焙砂(1),在焙砂水淬搅拌槽(3)中使用萃余液(2)对焙砂(1)进行水淬;
S12、水淬后焙砂水淬搅拌槽(3)输出的矿浆溶液(4)进入焙砂水淬浓密机(5)进行固液分离,上清液为高浓度浸出液(6)自流至溶液池,底流为焙砂水淬渣浆(7)输送至强化浸出工序;
S2强化浸出工序包括如下步骤:
S21、添加萃余液(2)对来自焙砂水淬浓密机(5)底流的焙砂水淬渣浆(7)调浆,将矿浆浓度控制在30%~35%;
S22、调好浆的焙砂矿浆和浸出添加剂(8)输送至强化浸出搅拌槽(9),进行强化浸出,得到的焙砂浸出浆输送至联合浸出工序;
S3联合浸出工序包括如下步骤:
S31、氧化矿石经破碎-磨矿-分级得到符合粒度要求的原矿滤饼;使用萃余液(2)将原矿滤饼浆化得到氧化矿矿浆(10)并进行调浆,将矿浆浓度控制在30%-35%;
S32、调浆完成的氧化矿矿浆(10)、经强化浸出处理后的焙砂浸出浆和浸出添加剂(8)共同进入联合浸出搅拌槽(11),输出浸出矿浆(12)。
2.如权利要求1所述的复杂铜钴原料的联合提取方法,其特征在于,所述萃余液(2)为硫酸浓度为10~15g/L的萃余液。
3.如权利要求1或2所述的复杂铜钴原料的联合提取方法,其特征在于,所述焙砂水淬工序需满足的条件:水淬温度70℃~80℃,水淬浓度35~40%,水淬时间0.5h~1h。
4.如权利要求1所述的复杂铜钴原料的联合提取方法,其特征在于,所述浸出添加剂(8)为硫酸和焦亚硫酸钠。
5.如权利要求4所述的复杂铜钴原料的联合提取方法,其特征在于,所述强化浸出工序剩余的硫酸和焦亚硫酸钠继续参与所述联合浸出工序。
6.如权利要求4所述的复杂铜钴原料的联合提取方法,其特征在于,所述硫酸和焦亚硫酸钠为质量浓度为98%的硫酸和质量浓度为20%的焦亚硫酸钠;通过硫酸添加量增减调整矿浆pH,通过焦亚硫酸钠增减调整矿浆电位。
7.如权利要求1、4、5或6所述的复杂铜钴原料的联合提取方法,其特征在于,所述强化浸出工序需要满足的条件有:浸出温度45~55℃,浸出浓度25%,浸出pH值=0.1~0.5,浸出电位=200mV~220mV,浸出时间2~3h。
8.如权利要求1、4、5或6所述的复杂铜钴原料的联合提取方法,其特征在于,所述联合浸出工序需要满足的条件有:浸出温度30~35℃,浸出浓度25%,浸出pH值=1.5~2.0,浸出电位=320mV~340mV,浸出时间5~6h。
9.如权利要求1所述的复杂铜钴原料的联合提取方法,其特征在于,所述精矿为硫化铜钴精矿,所述氧化矿石为氧化铜钴矿石。
10.如权利要求1所述的复杂铜钴原料的联合提取方法,其特征在于,所述强化浸出工序由2个搅拌槽完成,所述联合浸出工序由6个搅拌槽完成。
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Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1424413A (zh) * 2002-12-18 2003-06-18 福建紫金矿业股份有限公司 一种从混合类型铜矿中提取铜的方法
CN1477216A (zh) * 2002-08-24 2004-02-25 祥云县飞龙实业有限责任公司 硫化锌精矿焙砂与氧化锌矿联合浸出工艺
US20140044618A1 (en) * 2011-04-20 2014-02-13 Antonio M. Ostrea Process of Gold and Copper Recovery From Mixed Oxide - Sulfide Copper Ores
WO2015076526A1 (ko) * 2013-11-20 2015-05-28 한국지질자원연구원 복합 구리광 선광방법
CN110079680A (zh) * 2019-06-03 2019-08-02 东北大学 一种多种铜赋存状态的复杂氧化铜矿的提铜方法
CN112251598A (zh) * 2020-10-29 2021-01-22 矿冶科技集团有限公司 硫酸化焙烧-浸出-浮选-萃取-沉钴耦合炼铜的方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1477216A (zh) * 2002-08-24 2004-02-25 祥云县飞龙实业有限责任公司 硫化锌精矿焙砂与氧化锌矿联合浸出工艺
CN1424413A (zh) * 2002-12-18 2003-06-18 福建紫金矿业股份有限公司 一种从混合类型铜矿中提取铜的方法
US20140044618A1 (en) * 2011-04-20 2014-02-13 Antonio M. Ostrea Process of Gold and Copper Recovery From Mixed Oxide - Sulfide Copper Ores
WO2015076526A1 (ko) * 2013-11-20 2015-05-28 한국지질자원연구원 복합 구리광 선광방법
CN110079680A (zh) * 2019-06-03 2019-08-02 东北大学 一种多种铜赋存状态的复杂氧化铜矿的提铜方法
CN112251598A (zh) * 2020-10-29 2021-01-22 矿冶科技集团有限公司 硫酸化焙烧-浸出-浮选-萃取-沉钴耦合炼铜的方法

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