CN116103494B - 一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法 - Google Patents

一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN116103494B
CN116103494B CN202310156866.0A CN202310156866A CN116103494B CN 116103494 B CN116103494 B CN 116103494B CN 202310156866 A CN202310156866 A CN 202310156866A CN 116103494 B CN116103494 B CN 116103494B
Authority
CN
China
Prior art keywords
leaching
solution
ore
acid
heap
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN202310156866.0A
Other languages
English (en)
Other versions
CN116103494A (zh
Inventor
贾炎
阮仁满
谭巧义
孙和云
牛晓鹏
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Institute of Process Engineering of CAS
Original Assignee
Institute of Process Engineering of CAS
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Institute of Process Engineering of CAS filed Critical Institute of Process Engineering of CAS
Priority to CN202310156866.0A priority Critical patent/CN116103494B/zh
Publication of CN116103494A publication Critical patent/CN116103494A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN116103494B publication Critical patent/CN116103494B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0069Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/0423Halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/043Sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B60/00Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0217Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
    • C22B60/0221Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
    • C22B60/0226Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
    • C22B60/023Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors halogenated ion as active agent
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B60/00Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0217Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
    • C22B60/0221Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
    • C22B60/0226Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
    • C22B60/0234Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors sulfurated ion as active agent
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明涉及一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,所述方法包括如下步骤:(1)第一浸出单元与酸性溶液进行第一堆浸处理,得到浸出液;(2)步骤(1)所得浸出液作为喷淋液,与至少1个第二浸出单元进行第二堆浸处理,得到杂质净化及目标金属富集的浸出液;矿石经分类得到步骤(1)所述第一浸出单元与步骤(2)所述第二浸出单元;所述分类包括耗酸量分类或浸出阶段分类。本发明通过堆浸过程中不同浸出单元的溶液调度,实现调控溶液pH以及杂质离子的堆内沉积,降低了浸出液杂质离子含量与酸度,并提高了目标金属离子的浓度。

Description

一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法
技术领域
本发明涉及冶金技术领域,具体涉及一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法。
背景技术
采用硫酸提取金属矿物中的金属,如铜矿、铀矿等金属的堆浸过程中,目标金属矿物浸出的同时,耗酸脉石消耗硫酸,同时伴生杂质离子,如铁、钙、镁、钾、钠等离子会同时浸出。在酸性堆浸过程中,矿石中碳酸盐等耗酸脉石的反应较快,一般在堆浸前期快速耗酸,随着浸出过程的进行,矿石酸耗降低,甚至矿石中部分硫化矿物开始氧化产酸。上述特点导致了堆浸过程中浸出液杂质离子的累积以及目标金属离子及酸度与提纯工序要求的不匹配,影响后续的目标离子提取分离过程。
目前常用的降低浸出液中杂质离子含量的方法,主要包括中和沉淀、溶液加热成矾除铁等方法。CN 101921914A公开了一种钴湿法冶炼行业中铜钴矿浸出液的除铁工艺,先对除铁前液进行氧化处理,使溶液中的二价铁氧化为三价铁;接着,用针铁矿法在除铁槽中除去氧化后的除铁前液中的大部分铁杂质,采用中和沉淀除铁法除去溶液中剩余的铁及其他金属杂质,得到的矿浆用压滤机压滤,滤液为除铁后液。
CN 102643989A公开了一种生物浸出液的铁矾微晶净化除铁方法,首先向浸出液中加入pH调节剂,调节浸出液pH值到0.5-5.5,然后将浸出液加热到75-95℃,并控制浸出液的pH值为1-4,此时浸出液中的Fe3+主要以黄钠铁矾形式进入沉淀,最后采用离心分离方式进行固液分离,得到的上清液即为除铁后的生物浸出液。
CN 102676805A公开了一种回收低品位锌精矿伴生铅、银的工艺,其工艺步骤包括:中性浸出,低酸浸出,高酸浸出,第一段沉矾,第二段沉矾,浸出渣酸洗。
上述降低浸出液中杂质含量的方法,需要在堆浸体系之外引入其他工业设备,耗能高且成本高,无法匹配低成本的堆浸工艺,同时存在浸出液酸度及杂质浓度无法精准调控的问题。而通过调控堆内酸耗及杂质离子在堆场内的成矾、水解及沉淀过程,可以成为调控浸出液酸度以及降低浸出液杂质浓度的手段,实现成本的大幅降低。
因此针对现有技术的不足,需要提供一种成本低且能够显著降低浸出液杂质离子含量的方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,通过利用堆场不同的浸出阶段耗酸量不同的特点,有效调控了溶液的pH值,实现了杂质离子的水解沉淀,达到了降低溶液杂质含量、提高浸出液目标金属离子浓度的目的。
为达到此发明目的,本发明采用以下技术方案:
本发明提供了一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,所述方法包括如下步骤:
(1)第一浸出单元与酸性溶液进行第一堆浸处理,得到浸出液;
(2)步骤(1)所得浸出液作为喷淋液,与至少1个第二浸出单元进行第二堆浸处理,得到杂质净化及目标金属富集的浸出液;
矿石经分类得到步骤(1)所述第一浸出单元与步骤(2)所述第二浸出单元;所述分类包括耗酸量分类或浸出阶段分类;
所述耗酸量分类后所得第一浸出单元的耗酸量小于第二浸出单元的耗酸量;所述浸出阶段分类后所得第一浸出单元处于不耗酸或产酸阶段,第二浸出单元处于耗酸阶段。
本发明所述第一浸出单元和第二浸出单元的分类基于不同耗酸矿石的耗酸量或同一耗酸矿石所处的不同耗酸阶段。其中第一浸出单元的耗酸量较小,或处于不耗酸阶段或产酸阶段,本阶段中产出目标金属离子,而第二浸出单元的耗酸量较大,处于快速耗酸阶段,在碱性脉石耗酸的作用下,进入堆内的溶液pH值升高,铁、钙、镁、钾、钠等阳离子以及硫酸根等阴离子在堆内成矾、水解及沉淀,降低了溶液中的杂质离子含量,提高了浸出液的目标金属离子浓度,有利于后续目标金属离子的富集提取等流程。
所述至少1个第二浸出单元,例如可以是1个、2个、3个、4个或5个,但不限于所列举的数值,数值范围内其它未列举的数值同样适用。
第一堆浸处理后所得浸出液中的杂质离子含量可能仍然较高,因此可与多个第二浸出单元进行串联浸出处理,实现浸出液中杂质离子含量的逐步降低,同时得到更高pH值的浸出液,达到目标后,浸出液可作为后续目标金属离子提取液,实现目标金属离子的提取。
优选地,所述矿石的目标矿物包括铜矿、铀矿、镍矿、钴矿或锌矿中的任意一种或至少两种的组合,典型但非限制性的组合包括铜矿与铀矿的组合,镍矿与钴矿的组合,或铜矿、铀矿、镍矿、钴矿与锌矿的组合。
优选地,所述矿石的类型包括硫化矿、氧化矿或混合矿中的任意一种或至少两种的组合,典型但非限制性的组合包括硫化矿与氧化矿的组合,氧化矿与混合矿的组合,或硫化矿、氧化矿与混合矿的组合。
优选地,所述矿石中的耗酸矿物包括碳酸盐、磷酸盐、氧化物或氢氧化物中的任意一种或至少两种的组合,典型但非限制性的组合包括碳酸盐与磷酸盐的组合,磷酸盐、氧化物与氢氧化物的组合,或碳酸盐、磷酸盐、氧化物与氢氧化物的组合。
本发明的浸出单元中矿石堆体的耗酸主要依赖于耗酸矿物,溶液中的氢离子与碱性脉石发生反应后,溶液pH升高,溶液中能够溶解的阴阳离子量降低,铁、钙、镁、钾、钠等阳离子以及硫酸根等阴离子在堆内发生沉淀、水解、成矾等过程,实现杂质离子在堆内的沉积,反应过程如下:
Ca2++SO4 2-→CaSO4
Mg2++SO4 2-→MgSO4
Fe3++H2O→Fe(OH)3↓+H+
R++Fe2(SO4)3+H2O→RFe3(SO4)2(OH)6↓+H2SO4+H+,R为K+或Na+
本发明为了降低浸出液中的杂质离子含量,减少对后续目标金属离子提纯的负面影响,通过在堆内形成二次矿物的方式,实现杂质离子的沉淀,降低溶液中的杂质离子含量,并提高合格液目标金属离子浓度;针对具体除杂目标,如除Fe3+,Fe3+的成矾pH在1.5及以上即可实现,Fe3+水解沉淀pH在2.0-2.5之间即可实现,而目标金属铀、铜水解pH在5.0左右,所以可以通过调控pH实现选择性铁水解及成矾,而铜和铀不受影响;溶液中若含有一价阳离子,可以在升高pH的条件下,促进堆内的成矾过程,实现同步降低溶液中铁、钾、钠含量的目标;另外,溶液经过堆场pH升高后,钙和镁的溶解度降低,大部分可在堆内沉淀,浓度大幅降低,从而实现钙、镁的去除。
优选地,所述矿石经分类后进行破碎处理,所述破碎处理后矿石的破碎粒度P80为8-200mm,例如可以是8mm、50mm、100mm、150mm或200mm,但不限于所列举的数值,数值范围内其它未列举的数值同样适用。
优选地,所述矿石的筑堆高度为2-20m,例如可以是2m、5m、10m、15m或20m,但不限于所列举的数值,数值范围内其它未列举的数值同样适用。
在较高的筑堆高度条件下,溶液穿过第二堆浸处理阶段的矿石后,溶液的pH值升高幅度较大。
优选地,步骤(1)所述第一堆浸处理与步骤(2)所述第二堆浸处理分别独立地包括单层堆浸或多层堆浸。
采用所述多层堆浸进行堆浸处理时,所述第一堆浸处理与第二堆浸处理均为矿堆上层矿石所处的浸出阶段。
优选地,步骤(1)所述酸性溶液包括硫酸溶液和/或盐酸溶液。
优选地,步骤(1)所述酸性溶液的酸度为5-20g/L,例如可以是5g/L、8g/L、10g/L、15g/L或20g/L,但不限于所列举的数值,数值范围内其它未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(2)所述杂质净化及目标金属富集的浸出液的酸度为1.5-10g/L,例如可以是1.5g/L、4g/L、6g/L、8g/L或10g/L,但不限于所列举的数值,数值范围内其它未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(2)所述喷淋液的喷淋强度为1-20L/m2·h,例如可以是1L/m2·h、5L/m2·h、10L/m2·h、15L/m2·h或20L/m2·h,但不限于所列举的数值,数值范围内其它未列举的数值同样适用。
所述喷淋液的喷淋强度较小时,溶液的pH值升高幅度较大。
作为本发明所述的方法的优选技术方案,所述方法包括如下步骤:
(1)矿石经耗酸量分类或浸出阶段分类得到第一浸出单元与第二浸出单元;所得第一浸出单元的矿石经破碎处理至破碎粒度P80为8-200mm,筑堆至高度为2-20m,然后与酸度为5-20g/L的酸性溶液进行第一堆浸处理,得到浸出液;
所述耗酸量分类后所得第一浸出单元的耗酸量小于第二浸出单元的耗酸量;所述浸出阶段分类后所得第一浸出单元处于不耗酸或产酸阶段,第二浸出单元处于耗酸阶段;
(2)步骤(1)所得浸出液作为喷淋液,在喷淋强度1-20L/m2·h下,与至少1个第二浸出单元进行第二堆浸处理,得到酸度为1.5-10g/L的杂质净化及目标金属富集的浸出液。
相对于现有技术,本发明具有以下有益效果:
本发明提供的矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,通过堆浸过程中不同耗酸量或不同耗酸阶段间的溶液调度,实现调控溶液pH以及杂质离子的堆内沉积,降低了浸出液杂质离子含量,降低了所得浸出液的酸度,并提高了目标金属离子的浓度;本发明所述方法简单,无需在堆浸系统中新增工业设备,成本低、效果好,显著提高了经济效益。
具体实施方式
下面通过具体实施方式来进一步说明本发明的技术方案。本领域技术人员应该明了,所述实施例仅仅是帮助理解本发明,不应视为对本发明的具体限制。
实施例1
本实施例提供了一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,所述方法包括如下步骤:
(1)硫化铜矿经耗酸量分类得到第一浸出单元与第二浸出单元;所得第一浸出单元的矿石经破碎处理至破碎粒度P80为50mm,筑堆至高度为8m,单层堆浸,然后与酸度为20g/L的硫酸溶液进行第一堆浸处理,得到浸出液;
所述硫化铜矿的主要铜矿物为辉铜矿,矿石成分为Cu 0.43%,Fe 1.59%,还原硫1.28%,黄铁矿2.0%;所述第一浸出单元中的矿石含白云石平均0.2%,所述第二浸出单元中的矿石含白云石平均2.5%;所述耗酸量分类后所得第一浸出单元的耗酸量小于第二浸出单元的耗酸量;
(2)步骤(1)所得浸出液作为喷淋液,在喷淋强度6L/m2·h下,与4个第二浸出单元进行第二堆浸处理,得到酸度为2.1g/L的杂质净化及目标金属富集的浸出液。
第一浸出单元浸出液与第二浸出单元浸出液的杂质离子含量、pH值及酸度如表1所示。
表1
实施例2
本实施例提供了一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,所述方法包括如下步骤:
(1)铀矿经浸出阶段分类得到第一浸出单元与第二浸出单元;所得第一浸出单元的矿石经破碎处理至破碎粒度P80为200mm,筑堆至高度为2m,单层堆浸,然后与酸度为15g/L的硫酸溶液进行第一堆浸处理,得到浸出液;
所述铀矿主要铀矿物为沥青油矿,矿石成分为铀含量450ppm,耗酸脉石主要为白云石,含量为0.18%;所述浸出阶段分类后所得第一浸出单元处于产酸阶段,第二浸出单元处于耗酸阶段;
(2)步骤(1)所得浸出液作为喷淋液,在喷淋强度20L/m2·h下,与3个第二浸出单元进行第二堆浸处理,得到酸度为2.3g/L的杂质净化及目标金属富集的浸出液。
第一浸出单元浸出液与第二浸出单元浸出液的杂质离子含量、pH值及酸度如表2所示。
表2
实施例3
本实施例提供了一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,所述方法包括如下步骤:
(1)铜矿经浸出阶段分类得到第一浸出单元与第二浸出单元;所得第一浸出单元的矿石经破碎处理至破碎粒度P80为8mm,筑堆至高度为20m,单层堆浸,然后与酸度为5g/L的硫酸溶液进行第一堆浸处理,得到浸出液;
所述铜矿主要为氧化矿,矿石成分为铜0.85%,铁15.2%,耗酸脉石主要为蛇纹石及褐铁矿,含量为3.5%;所述浸出阶段分类后所得第一浸出单元处于不耗酸阶段,第二浸出单元处于耗酸阶段;
(2)步骤(1)所得浸出液作为喷淋液,在喷淋强度1L/m2·h下,与2个第二浸出单元进行第二堆浸处理,得到酸度为1.5g/L的杂质净化及目标金属富集的浸出液。
第一浸出单元浸出液与第二浸出单元浸出液的杂质离子含量、pH值及酸度如表3所示。
表3
实施例4
本实施例提供了一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,与实施例1的区别在于,步骤(2)所述第二浸出单元的数量为1个,其余均与实施例1相同。
第一浸出单元浸出液与第二浸出单元浸出液的杂质离子含量、pH值及酸度如表4所示。本实施例中,由于第二浸出单元的数量仅为1个,所得浸出液的pH相对较低,浸出液中铜离子含量未得到显著降低。
表4
对比例1
本对比例提供了一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,与实施例1的区别在于,硫化铜矿不进行耗酸量分类,直接进行堆浸处理得到浸出液,其余均与实施例1相同。
所得浸出液的杂质离子含量、pH值及酸度如表5所示。本对比例中,由于未根据矿石的耗酸情况划分不同的单元,使得杂质离子含量无法显著降低,浸出液中目标金属离子浓度相对下降。
表5
综上所述,本发明提供的矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,通过堆浸过程中不同耗酸量、不同耗酸阶段间的溶液调度,实现了调控溶液pH以及杂质离子的堆内沉积,降低了浸出液杂质离子含量,降低了所得浸出液的酸度,并提高了目标金属离子的浓度;本发明所述方法简单,无需在堆浸系统中新增工业设备,成本低、效果好,显著提高了经济效益。
以上所述仅为本发明的具体实施方式,但本发明的保护范围并不局限于此,所属技术领域的技术人员应该明了,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,均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

Claims (12)

1.一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法,其特征在于,所述方法包括如下步骤:
(1)第一浸出单元与酸性溶液进行第一堆浸处理,得到浸出液;
(2)步骤(1)所得浸出液作为喷淋液,与至少1个第二浸出单元进行第二堆浸处理,得到杂质净化及目标金属富集的浸出液;
矿石经分类得到步骤(1)所述第一浸出单元与步骤(2)所述第二浸出单元;所述分类包括耗酸量分类或浸出阶段分类;
所述耗酸量分类后所得第一浸出单元的耗酸量小于第二浸出单元的耗酸量;所述浸出阶段分类后所得第一浸出单元处于不耗酸或产酸阶段,第二浸出单元处于耗酸阶段。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述矿石的目标矿物包括铜矿、铀矿、镍矿、钴矿或锌矿中的任意一种或至少两种的组合。
3.根据权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述矿石的类型包括硫化矿、氧化矿或混合矿中的任意一种或至少两种的组合。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述矿石中的耗酸矿物包括碳酸盐、磷酸盐、氧化物或氢氧化物中的任意一种或至少两种的组合。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述矿石经分类后进行破碎处理,所述破碎处理后矿石的破碎粒度P80为8-200mm。
6.根据权利要求5所述的方法,其特征在于,所述矿石的筑堆高度为2-20m。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(1)所述第一堆浸处理与步骤(2)所述第二堆浸处理分别独立地包括单层堆浸或多层堆浸。
8.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(1)所述酸性溶液包括硫酸溶液和/或盐酸溶液。
9.根据权利要求8所述的方法,其特征在于,步骤(1)所述酸性溶液的酸度为5-20g/L。
10.根据权利要求8所述的方法,其特征在于,步骤(2)所述杂质净化及目标金属富集的浸出液的酸度为1.5-10g/L。
11.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(2)所述喷淋液的喷淋强度为1-20L/m2·h。
12.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述方法包括如下步骤:
(1)矿石经耗酸量分类或浸出阶段分类得到第一浸出单元与第二浸出单元;所得第一浸出单元的矿石经破碎处理至破碎粒度P80为8-200mm,筑堆至高度为2-20m,然后与酸度为5-20g/L的酸性溶液进行第一堆浸处理,得到浸出液;
所述耗酸量分类后所得第一浸出单元的耗酸量小于第二浸出单元的耗酸量;所述浸出阶段分类后所得第一浸出单元处于不耗酸或产酸阶段,第二浸出单元处于耗酸阶段;
(2)步骤(1)所得浸出液作为喷淋液,在喷淋强度1-20L/m2·h下,与至少1个第二浸出单元进行第二堆浸处理,得到酸度为1.5-10g/L的杂质净化及目标金属富集的浸出液。
CN202310156866.0A 2023-02-23 2023-02-23 一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法 Active CN116103494B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202310156866.0A CN116103494B (zh) 2023-02-23 2023-02-23 一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202310156866.0A CN116103494B (zh) 2023-02-23 2023-02-23 一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN116103494A CN116103494A (zh) 2023-05-12
CN116103494B true CN116103494B (zh) 2024-05-17

Family

ID=86259742

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202310156866.0A Active CN116103494B (zh) 2023-02-23 2023-02-23 一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN116103494B (zh)

Citations (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2004133306A (ru) * 2004-11-15 2006-04-20 Читинский государственный университет (ЧитГУ) (RU) Способ кучного выщелачивания руд
CN101768665A (zh) * 2008-12-30 2010-07-07 厦门紫金矿冶技术有限公司 一种堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法
CN102251108A (zh) * 2011-07-07 2011-11-23 中国地质科学院矿产综合利用研究所 高碱性硫化矿生物堆浸的前置处理方法
CN102643983A (zh) * 2012-05-23 2012-08-22 中国瑞林工程技术有限公司 一种低品位混合铜矿石分阶段堆浸工艺
CN103173612A (zh) * 2011-12-23 2013-06-26 北京有色金属研究总院 一种氯铜矿的酸法堆浸工艺
CN104109765A (zh) * 2013-04-17 2014-10-22 中国科学院过程工程研究所 一种次生硫化铜矿两段生物堆浸方法
CN107299224A (zh) * 2017-07-03 2017-10-27 紫金矿业集团股份有限公司 一种硫化铜矿生物堆浸系统封堆隔离的方法
EA202091401A1 (ru) * 2018-01-18 2020-12-16 Биэйчпи Чили Инк Кислотный баланс при хлоридном кучном выщелачивании
CN112280980A (zh) * 2020-11-09 2021-01-29 紫金矿业集团股份有限公司 生物堆浸系统调控电位的方法

Patent Citations (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2004133306A (ru) * 2004-11-15 2006-04-20 Читинский государственный университет (ЧитГУ) (RU) Способ кучного выщелачивания руд
CN101768665A (zh) * 2008-12-30 2010-07-07 厦门紫金矿冶技术有限公司 一种堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法
CN102251108A (zh) * 2011-07-07 2011-11-23 中国地质科学院矿产综合利用研究所 高碱性硫化矿生物堆浸的前置处理方法
CN103173612A (zh) * 2011-12-23 2013-06-26 北京有色金属研究总院 一种氯铜矿的酸法堆浸工艺
CN102643983A (zh) * 2012-05-23 2012-08-22 中国瑞林工程技术有限公司 一种低品位混合铜矿石分阶段堆浸工艺
CN104109765A (zh) * 2013-04-17 2014-10-22 中国科学院过程工程研究所 一种次生硫化铜矿两段生物堆浸方法
CN107299224A (zh) * 2017-07-03 2017-10-27 紫金矿业集团股份有限公司 一种硫化铜矿生物堆浸系统封堆隔离的方法
EA202091401A1 (ru) * 2018-01-18 2020-12-16 Биэйчпи Чили Инк Кислотный баланс при хлоридном кучном выщелачивании
CN112280980A (zh) * 2020-11-09 2021-01-29 紫金矿业集团股份有限公司 生物堆浸系统调控电位的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN116103494A (zh) 2023-05-12

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN1249257C (zh) 铁的水解沉淀方法
CN101643243B (zh) 从电镀污泥中回收铜、镍、铬、锌、铁的方法
CN102191391B (zh) 从高杂质低品位的复杂氧化锌粉中提取锗的方法
He et al. Pressure leaching of high silica Pb–Zn oxide ore in sulfuric acid medium
CN106048217B (zh) 氧化锌粉的综合回收利用方法
CN111777224B (zh) 一种有色金属矿山多金属酸性废水综合利用的方法
CN1827802A (zh) 从电镀污泥中回收有价金属的方法
CN101171348A (zh) 从溶液中回收有价值金属和砷的方法
CN101029353A (zh) 从含铋多金属物料中综合提取有价金属的工艺
CN113215398A (zh) 一种硫化镍精矿的氧压浸出方法
CN103911512A (zh) 一种从锌冶炼浸出液中除砷、锑的方法
MXPA04006156A (es) Oxidacion por presion de alta temperatura de minerales y concentrados de minerales que contienen plata usando la precipitacion controlada de especies de sulfato.
CN111748690B (zh) 一种基于水热晶格转型的湿法冶金浸出液净化除铁的方法
MX2011013483A (es) Metodo para la lixiviacion de concentrado de calcopirita.
CN113832346A (zh) 一种高效简化处理含锗锌浸渣的方法
CN106957965B (zh) 一种氧化铁产品的制备方法
CN101775502A (zh) 湿法炼锌流程提取铜工艺
CN113846214B (zh) 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法
CN116103494B (zh) 一种矿石堆浸中降低浸出液杂质离子含量的方法
CN108239701B (zh) 一种综合回收高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌的方法
CN116397102A (zh) 一种从高铁高铜溶液中无害化回收铜、锗的方法
CN111876612A (zh) 一种含锌含铁酸性溶液的处理方法
CN107233884B (zh) 一种用于催化三价铁水解沉淀的铁磁性催化剂及其制备方法和应用
CN104805305A (zh) 一种以热镀锌渣湿法冶炼无害化生产锌锭的方法
RU2281978C1 (ru) Способ осаждения сульфидного концентрата никеля и кобальта из сернокислотных растворов

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant