CN118127313A - 一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种从低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿中同步综合回收铜、钴金属的方法，解决了低品位高钙镁铜钴矿以及单钴矿难以有效经济回收的问题。先对铜钴矿及单钴矿分别进行破碎，然后进行分级，‑10mm细粒级矿石直接抛废堆存，+10mm～‑80mm粗粒级矿石进入光电预选系统，使原矿中铜、钴品位能有效富集，同时抛除部分钙镁脉石，得到混合精矿再进入后续磨矿浸出作业。光电预选系统尾矿运输至堆浸场进行喷淋作业以回收部分钴金属。堆浸场喷淋液来自选冶系统低铜萃余液，一方面可消耗低铜萃余液中多余硫酸，减少在沉钴工序中氧化钙消耗，降低生产成本；另一方面有助于回收堆浸场中钴金属。本发明实现了资源最大化综合回收利用，显著提升经济效益。
Description
技术领域
本发明属于湿法冶金领域，具体涉及一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法。
背景技术
目前对于铜、钴矿综合回收工艺已相对较为成熟，即在破碎、磨矿后进行搅拌浸出，之后再采用萃取电积方式从溶液中回收阴极铜。同时，以低铜萃余液为原料，通过调整pH范围除去溶液中铁、锰等杂质离子，最终以粗制氢氧化钴形式回收钴金属。而对于低品位高钙镁铜钴矿(铜品位<1％，钴品位<0.3％，钙、镁含量在10～20％)以及单钴矿(钴品位<0.3％)，在现有工艺条件下，难以有效经济回收。大多数低品位高钙镁铜钴矿以及单钴矿只能作为废石进行长期堆存或者丢弃，很难有机会进入选冶系统进行综合回收。存在现有技术资源综合回收利用不足的问题。
发明内容
本发明通过提供一种投资少、资源综合利用及矿物适用范围宽，生产成本低、能同步从低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿中回收铜、钴金属的方法，解决了低品位高钙镁铜钴矿以及单钴矿难以有效经济回收的问题。
本发明是由以下技术方案实现的：
一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法，包括以下步骤：
步骤1、对低品位高钙镁铜钴矿及单钴矿进行破碎筛分，得到+10mm～-80mm粒级的原矿进入光电预选系统；
步骤2、粒级大于10mm且小于80mm矿石进入光电预选系统后，通过利用矿石中铜、钴金属对X射线穿透性差异以及脉石与金属矿石白度差异，将低品位高钙镁铜钴矿以及单钴矿品位进行有效富集，同时抛除部分高钙镁脉石，得到满足后端选冶工序技术经济指标的铜钴精矿及单钴精矿；光电预选低品位铜钴矿及单钴矿尾矿由矿卡送堆浸场进行堆浸作业；
步骤3、得到的铜钴精矿、单钴精矿混合后，作为入选合格矿料送磨矿分级系统，磨矿系统采用半自磨+球磨(SAB)常规流程进行磨矿，磨矿后进行分级，控制产品粒度为P80＝106μm，合格料浆进行固液分离；
步骤4、来自步骤3合格料浆进行固液分离后的溢流，返回磨矿系统，作为磨矿回水利用，固液分离后的底流经过压滤，经来自高铜萃取工序得到的高铜萃余液调浆后送入浸出系统；
步骤5、加硫酸控制浸出液pH在1.5-2.0之间，同时往浸出槽通二氧化硫气体控制矿浆电位在300～400mv之间，浸出时间控制4-6h，得到浸后矿浆；
步骤6、将步骤5得到浸后矿浆进行固液分离，固液分离的溢流进入高铜溶液池，之后进行高铜萃取，再经过洗涤反萃后得到电富液，最后进入电积系统通过电积得到阴极铜产品；固液分离的底流经过CCD逆流洗涤系统洗涤后，得到低铜溶液，继续送入低铜萃取工序，经过低铜萃取，负载有机相进入高铜萃取工序进行高铜萃取，再经过洗涤反萃后得到电富液，最后进入电积系统通过电积得到阴极铜产品，低铜萃余液进入低铜萃余液池；
步骤7、步骤6得到的低铜萃余液作为堆浸场喷淋液送入堆浸场，堆浸场中低品位铜钴矿及单钴矿脉石中含有钙镁，可消耗低铜萃余液中的多余硫酸，控制浸出后液pH在4.0-4.5之间，得到低铜低酸高钴浸出液；
步骤8、将步骤7得到的浸出液作为钴系统原料，添加氧化钙辅料调节矿浆pH在4.5-5.3之间，除去溶液中铁离子，经过固液分离后，固液分离的溢流进入沉钴工序，沉钴工序采用两段式，一段沉钴以氢氧化钴产品形式回收钴金属，二段沉钴渣作为晶种返回除铁系统，固液分离的底流经过铁渣压滤、洗涤、再压滤后，送至除铁干渣库。
本发明在现有氧化铜钴矿处理工艺基础上，采用光电预选技术先将低品位高钙镁铜钴矿以及单钴矿进行预先分选，同时预先抛除部分钙镁脉石。预选后矿石铜品位富集比可达到3，钴品位富集比实现2，同时，钙镁脉石含量抛废除率能达到40％，极大降低后续浸出工段硫酸消耗，使入选矿石性质满足现有工艺要求。此外，采用低铜萃余液作为堆浸场喷淋液，回收金属钴的同时，消耗低铜萃余液中多余硫酸，极大减少后续钴系统回收中氧化钙辅料消耗量，大幅度节约生产成本，提升项目经济效益。
附图说明
图1是本发明方法工艺流程图。
具体实施方式
如图1所示，本发明是一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法，包括以下具体步骤：
步骤1、对低品位高钙镁铜钴矿及单钴矿进行破碎筛分，得到+10mm～-80mm粒级的原矿进入光电预选系统；
步骤2、粒级大于10mm且小于80mm矿石进入光电预选系统后，通过利用矿石中铜、钴金属对X射线穿透性差异以及脉石与金属矿石白度差异，将低品位高钙镁铜钴矿以及单钴矿品位进行有效富集，同时抛除部分高钙镁脉石，得到满足后端选冶工序技术经济指标的铜钴精矿及单钴精矿；光电预选低品位铜钴矿及单钴矿尾矿由矿卡送堆浸场进行堆浸作业；
步骤3、得到的铜钴精矿、单钴精矿混合后，作为入选合格矿料送磨矿分级系统。磨矿系统采用半自磨+球磨(SAB)常规流程进行磨矿，磨矿后进行分级，控制产品粒度为P80＝106μm，合格料浆进行固液分离；
步骤4、来自步骤3合格料浆进行固液分离后的溢流，返回磨矿系统，作为磨矿回水利用，固液分离后的底流经过压滤，经来自高铜萃取工序得到的高铜萃余液调浆后送入浸出系统；
步骤5、加硫酸控制浸出液pH在1.5-2.0之间，同时往浸出槽通二氧化硫气体控制矿浆电位在300～400mv之间，浸出时间控制4-6h，得到浸后矿浆；
步骤6、将步骤5得到浸后矿浆进行固液分离，固液分离的溢流进入高铜溶液池，之后进行高铜萃取，再经过洗涤反萃后得到电富液，最后进入电积系统通过电积得到阴极铜产品；固液分离的底流经过CCD逆流洗涤系统洗涤后，得到低铜溶液，继续送入低铜萃取工序。经过低铜萃取，负载有机相进入高铜萃取工序进行高铜萃取，再经过洗涤反萃后得到电富液，最后进入电积系统通过电积得到阴极铜产品，低铜萃余液进入低铜萃余液池；
步骤7、步骤6得到的低铜萃余液作为堆浸场喷淋液送入堆浸场，堆浸场中低品位铜钴矿及单钴矿脉石中含有钙镁，可消耗低铜萃余液中的多余硫酸，控制浸出后液pH在4.0-4.5之间，得到低铜低酸高钴浸出液；
步骤8、将步骤7得到的浸出液作为钴系统原料，添加氧化钙辅料调节矿浆pH在4.5-5.3之间，除去溶液中铁离子，经过固液分离后，固液分离的溢流进入沉钴工序。沉钴工序采用两段式，一段沉钴以氢氧化钴产品形式回收钴金属，二段沉钴渣作为晶种返回除铁系统。固液分离的底流经过铁渣压滤、洗涤、再压滤后，送至除铁干渣库。
实施例：
某铜钴矿地质条件复杂，开采过程中，大量低品位高钙镁铜钴矿以及单钴矿产出，长期堆存在原矿堆场，很少有机会进入系统进行综合利用回收。在应用本发明技术后，对原矿堆场中低品位矿石中铜、钴品位进行了有效富集，低品位铜钴矿精矿中铜品位富集比可达到3，钴品位富集比可达到2。单钴矿铜品位富集比可达到2。同时，矿石中高钙镁脉石抛出率达到40％，铜金属回收率实现65％，钴金属回收率达到50％，使矿石满足后端选冶系统要求。
另外，利用光电预选尾矿作为堆浸场原料，构建小型堆浸场。低铜萃余液作为堆浸作业喷淋液，在消耗低铜萃余液中多余硫酸的同时，回收部分钴金属，同时降低后续沉钴工序中氧化钙消耗。低铜萃余液钴离子浓度经堆浸作业后，钴离子浓度平均可上升0.2g/L，硫酸含量可平均下降10g/L。
步骤1中矿石原料性质复杂，铜钴矿中铜品位在0.3％～1％，钴品位0.1～0.3％，脉石矿物主要为白云石，钙镁含量较高。单钴矿中，钴品位为0.1～0.3％，脉石中含有白云石。同时，矿石整体粒度较大，原矿中粒级10mm以下矿料占比小于20％。
步骤2中光电预选入选矿石粒度应控制在10mm～80mm之间，且矿石晶体发育较为完整，堪布粒度较粗。
步骤6中传统工艺中形成的低铜萃余液铜浓度<0.05g/L，钴浓度>1g/L。步骤7中控制堆浸液pH在4～4.5之间，浸出液中钴多以低价态存在。
Claims (7)
1.一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法，其特征是：包括以下步骤：
步骤1、对低品位高钙镁铜钴矿及单钴矿进行破碎筛分，得到+10mm～-80mm粒级的原矿进入光电预选系统；
步骤2、粒级大于10mm且小于80mm矿石进入光电预选系统后，通过利用矿石中铜、钴金属对X射线穿透性差异以及脉石与金属矿石白度差异，将低品位高钙镁铜钴矿以及单钴矿品位进行有效富集，同时抛除部分高钙镁脉石，得到满足后端选冶工序技术经济指标的铜钴精矿及单钴精矿；光电预选低品位铜钴矿及单钴矿尾矿送堆浸场进行堆浸作业；
步骤3、得到的铜钴精矿、单钴精矿混合后，作为入选合格矿料送磨矿分级系统，磨矿系统采用半自磨+球磨常规流程进行磨矿，磨矿后进行分级，控制产品粒度为P80＝106μm，合格料浆进行固液分离；
步骤4、来自步骤3合格料浆进行固液分离后的溢流，返回磨矿系统，作为磨矿回水利用，固液分离后的底流经过压滤，经来自高铜萃取工序得到的高铜萃余液调浆后送入浸出系统；
步骤5、加硫酸控制浸出液pH在1.5-2.0之间，同时往浸出槽通二氧化硫气体控制矿浆电位在300～400mv之间，浸出时间控制4-6h，得到浸后矿浆；
步骤6、将步骤5得到浸后矿浆进行固液分离，固液分离的溢流进入高铜溶液池，之后进行高铜萃取，再经过洗涤反萃后得到电富液，最后进入电积系统通过电积得到阴极铜产品；固液分离的底流经过CCD逆流洗涤系统洗涤后，得到低铜溶液，继续送入低铜萃取工序，经过低铜萃取，负载有机相进入高铜萃取工序进行高铜萃取，再经过洗涤反萃后得到电富液，最后进入电积系统通过电积得到阴极铜产品，低铜萃余液进入低铜萃余液池；
步骤7、步骤6得到的低铜萃余液作为堆浸场喷淋液送入堆浸场，堆浸场中低品位铜钴矿及单钴矿脉石中含有钙镁，可消耗低铜萃余液中的多余硫酸，控制浸出后液pH在4.0-4.5之间，得到低铜低酸高钴浸出液；
步骤8、将步骤7得到的浸出液作为钴系统原料，添加氧化钙辅料调节矿浆pH在4.5-5.3之间，除去溶液中铁离子，经过固液分离后，固液分离的溢流进入沉钴工序，沉钴工序采用两段式，一段沉钴以氢氧化钴产品形式回收钴金属，二段沉钴渣作为晶种返回除铁系统，固液分离的底流经过铁渣压滤、洗涤、再压滤后，送至除铁干渣库。
2.根据权利要求1所述的一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法，其特征是：步骤1中铜钴矿中铜品位在0.3％～1％，钴品位0.1～0.3％，脉石矿物主要为白云石，钙、镁含量10～20％，单钴矿中，钴品位为0.1～0.3％，脉石中含有白云石，同时，原矿中粒级10mm以下矿料占比小于20％。
3.根据权利要求1所述的一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法，其特征是：步骤6中形成的低铜萃余液铜浓度<0.05g/L，钴浓度>1g/L。
4.根据权利要求1所述的一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法，其特征是：步骤2中粒级大于40mm且小于50mm的矿石进入光电预选系统。
5.根据权利要求1所述的一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法，其特征是：步骤5中加硫酸控制浸出液pH为1.8，往浸出槽通二氧化硫气体控制矿浆电位为350mv，浸出时间控制5h，得到浸后矿浆。
6.根据权利要求1所述的一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法，其特征是：步骤7中控制浸出后液pH为4.2，得到低铜低酸高钴浸出液。
7.根据权利要求1所述的一种同步处理低品位高钙镁氧化铜钴矿及单钴矿方法，其特征是：步骤8中添加氧化钙辅料调节矿浆pH至5。
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| PB01 | Publication | ||
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