CN1718786A

CN1718786A - 氧化铜矿原矿常温常压氨浸－萃取－电积－浸渣浮选方法

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Publication number: CN1718786A
Application number: CNA2005100109325A
Authority: CN
Inventors: 方建军; 张亚南; 张文彬
Original assignee: Individual
Current assignee: Individual
Priority date: 2005-07-25
Filing date: 2005-07-25
Publication date: 2006-01-11
Anticipated expiration: 2025-07-25
Also published as: CN100366771C

Abstract

氧化铜矿原矿常温常压氨浸—萃取—电积—浸渣浮选方法，属于用湿法冶金和浮选从矿石中提取铜金属的工艺方法，特别是从低品位高钙镁氧化铜矿原矿中提取铜的方法。本发明采用成本较低的常温常压氨浸技术来溶解氧化铜矿石中的氧化铜矿物，并将湿法冶金中的“常温常压氨浸—萃取—电积”技术和选矿中的“浮选”技术进行优化组合，集成为一种新型的处理高钙镁氧化铜矿石的冶金－选矿联合流程。它拚弃了过去数十年来的氨浸为追求高的铜浸出率而不得不采用的高温高压或加温加压技术，既利用了氨浸技术易于回收氧化铜矿物的优势，又利用了浮选技术易于回收硫化铜矿物的优势，降低了能耗和成本，具有更好的可操作性和经济性，易于实现产业化和规模化生产。

Description

氧化铜矿原矿常温常压氨浸—萃取—电积—浸渣浮选方法

所属技术领域

本发明属于用湿法冶金和浮选从矿石中提取铜金属的工艺方法，特别是从低品位高钙镁氧化铜矿原矿中提取铜的方法。

背景技术

铜矿资源是关系到我国国计民生的重要矿产资源，也是我国西部的优势矿产资源之一。随着我国工业化进程的快速推进和发展，对铜矿产资源的消费需求急剧增长。目前我国可供工业开采和利用的铜矿资源严重短缺，每年需进口大量的铜精矿和废杂铜。而在我国已探明的铜矿资源当中，相当大的部分是低品位难处理的氧化铜矿，因缺乏高效开发和利用新技术，未能得到很好的开发和利用。这些低品位难处理的氧化铜矿主要分布在云南、湖北、广东、新疆、内蒙、四川和黑龙江等省区。储量最大和较大的氧化铜矿床则主要集中在云南省，例如东川铜矿、羊拉铜矿和景谷铜矿等。这些铜矿都是低品位难处理的氧化铜矿，急需高效的加工利用技术。例如云南东川汤丹氧化铜矿，就是一个在我国乃至在世界上都非常典型的高钙镁低品位难处理氧化铜矿，其保有储量超过100万吨铜金属。是目前全国已探明的储量最大的氧化铜矿。汤丹铜矿的矿石中氧化铜矿物以孔雀石为主，硅孔雀石次之；硫化铜矿物以次生硫化铜矿物蓝辉铜矿、辉铜矿和斑铜矿为主，原生硫化铜矿物黄铜矿次之。这些铜矿物以微细网脉状或极细粒浸染状嵌布在脉石中，在矿石破碎和磨矿过程中不易与脉石矿物单体解离。这种矿石具有高钙镁、高氧化率、高结合率和低品位的特点(矿石平均品位0.64％Cu，氧化率在70％以上，结合率30％左右，碱性脉石CaO+MgO＞40％)，采用常规的浮选技术，尽管投产已经30多年，但浮选指标一直很差，经济效益低下，使这一宝贵资源一直未能得到充分开发和利用。

汤丹氧化铜矿处理方法的研究已经历了几十年的历史。从上世纪五十年代中期至今，研究过多种处理方法，主要的有浮选法、氨浸法和各种形式的选矿-冶金联合流程。浮选法由于矿石氧化率高、结合率高、铜矿物浸染粒度微细和含泥量大等原因，选矿指标低，经济效益不好；原矿加压氨浸提铜工艺在东川是最早进行试验的湿法提铜工艺。但存在着高温高压浸出设备复杂、设备磨蚀严重、能耗高、固液分离工序庞大以及铜铵溶液蒸氨时蒸馏塔的氧化铜结疤等问题，难于实现工业化。特别是对于处理低品位的氧化铜矿，全氨浸流程在经济上不合理。研究过的选冶联合流程的最初形式包括浮选-中矿氨浸、浮选-尾矿氨浸等，都因浮选指标本身不佳、经济效益不好而不能采用；后来发展出了氨浸-硫化沉淀-浮选和水热硫化-浮选等形式的选冶联合流程，都因没有脱离高温高压过程经济上难以过关。上世纪九十年代提出了氨浸—萃取—电积流程。该工艺和原矿加压氨浸工艺的浸出过程相同，不同之处在于对铜氨浸出液的处理：不是固液分离之后进行蒸氨，而是经萃取和电积得到电解铜。这是一项重要的进展，但仍然没有解决加压浸出所带来的能耗高及设备等方面的问题，对低品位原矿的处理，很难获得良好的经济效益，难于实现大规模生产。于是，北京矿冶研究总院提出了常压活化浸出工艺。该工艺在常压下进行，但是为了强化浸出，对矿浆加温至30℃到50℃，并添加NH₄HF₂或NH₄F作为活化剂。用这种活化浸出法处理东川低品位难选氧化铜矿，虽然可使浸出温度由140℃降至30～50℃，浸出压力由1.5Mpa降至常压。但缺点是F^-离子会导致Lix54-100萃取剂降解，增大萃取剂耗量，甚至致使萃取失败，使铜铵溶液的萃取-电积难以实现。总而言之，以往研究过的处理氧化铜矿原矿的氨浸湿法冶金技术，就浸出压力和温度条件来看，一直是高温高压。近年来，有人开始采用常压，但仍然要适度加温。还从未见过既常压又常温的氧化铜矿原矿氨浸法的报道，更没有氧化铜矿“原矿常温常压氨浸—萃取—电积—浸渣浮选”全流程的报道。

发明内容

本发明目的是采用成本较低的常温常压氨浸技术来溶解氧化铜矿石中的氧化铜矿物，并将湿法冶金中的“常温常压氨浸—萃取—电积”技术和选矿中的“浮选”技术进行优化组合，集成为一种新型的处理高钙镁氧化铜矿石的冶金-选矿联合流程，即“原矿常温常压氨浸—萃取—电积—浸渣浮选”流程。

本发明通过如下方法实现，将磨碎细度为-74μm占50％-90％的原矿，在既常温又常压的条件下氨浸后固液分离得到铜氨浸出液，用萃取剂将Cu²⁺转换到有机相中，再用硫酸反萃取，所得富铜液最后电积得到电解铜；而对氨浸的浸渣采用常规浮选法获得铜精矿。所述的原矿品位为1.0±0.1％～1.0±0.5％，氧化率50～80％，结合率15％～20％。所述的3氨浸液固比在1∶1～3∶1之间，浸出剂浓度[NH₃+CO₂]＝(1+0.5)～(4+1)mol.L^-1之间，浸出温度15～30℃、浸出压力750-760mmHg，浸出时间约为2小时。所述的铜氨浸出液用lix84-I和lix55氨性萃取剂进行1-2次萃取，萃取相比(O/A)为1∶1，控制洗涤液pH值为7～9。所述的反萃液硫酸浓度为100～180g/L。本发明浸渣浮选采用两次粗选，一次扫选，两次精选流程，浮选时间约为40分钟，药剂用量为：硫化钠500～1000g/t，丁黄药250～350g/t，松油60～90g/t。

本发明拚弃了过去数十年来的氨浸为追求高的铜浸出率而不得不采用的高温高压或加温加压技术，转而采用成本较低的常温常压氨浸技术来溶解氧化铜矿石中的氧化铜矿物，未浸出的铜矿物—主要是硫化铜，则采用浮选技术从浸渣中回收。这样，既利用了氨浸技术易于回收氧化铜矿物的优势，又利用了浮选技术易于回收硫化铜矿物的优势，扬长避短、优势互补。既避开了高温高压设备和过程，又降低了能耗，因而具有更好的可操作性和经济性，更易于实现进一步的产业化和规模化生产。

本发明的技术特色有四：特色之一是针对低品位氧化铜矿石中氧化铜矿物相对易浸出而难浮选的特点，采用常温常压氨浸-萃取-电积流程，回收容易浸出的氧化铜矿物中的铜。与原全氨浸法相比，避免了高温高压条件，从而大大地降低了过程和设备的复杂性，降低了能耗；同时，也不进行蒸氨，这就避免了长期以来未能解决的因蒸氨塔结疤而使全流程无法连续稳定运行的问题，而且产品是高质量的电解铜，而不是氧化铜粉；特色之二是让易于浮选而难于浸出的硫化铜矿物留在浸渣中，采用浮选的办法加以回收，这就充分发挥了浮选回收硫化铜矿物的优势，避免了氨浸难于浸取硫化铜的劣势；特色之三是使氨浸不能回收的伴生银能够在浸渣浮选时进入精矿而得到回收，提高资源利用率；特色之四是一个流程产出两个产品——电铜和铜精矿，这就可以根据矿石性质的变化灵活地调整产品结构，因而对氧化铜矿石性质多变的特点有很强的适应性。

用本发明所提出的新工艺流程，以东川汤丹高钙镁难处理氧化铜矿为处理对象，在系统的小型试验的基础上，完成了50吨/日的中间试验，所获得的中试指标是：铜的平均浸出率39.84％，浸渣浮选铜精矿品位为20.46％，作业回收率为62.51％，萃取回收率99％，电积回收率99％，全流程综合回收率为76.65％。与同类性质的东川汤丹氧化铜矿石采用浮选技术时长期的生产统计指标相比，铜的综合回收率提高了12个百分点。根据经济测算，采用本发明的新流程，进行3000吨/日规膜的工业化生产，每年可创利税1亿2仟万元。因而本发明无论从工艺流程本身还是从由其获得的技术经济指标来看，都证明了它的创新性、实用性和先进性，对我国其他地区的高钙镁难处理氧化铜矿的加工利用亦具有非常好的带动性和示范性。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

以下结合附图做进一步说明。

原矿性质：原矿品位为1-1.5％，氧化率55-65％，结合率15-25％。

对原矿石进行碎矿与磨矿后，根据矿样的性质，使其细度达到-74μm占50％以上，液固比为1∶1，浸出试剂浓度在[NH₃+CO₂]＝2+0.5mol.L^-1，在20℃的浸出温度、750-760mmHg的浸出压力下进行氨性浸出，浸出作业的主要对象是容易浸出的氧化铜矿物中的铜，浸出时间为两小时，浸出后进行固液分离和洗涤，得到铜氨浸出液和浸渣。

铜氨浸出液用lix84-I和lix55氨性萃取剂进行萃取，采用二段萃取、一段反萃流程，萃取相比(O/A)1∶1，洗涤液pH值控制在7～9，反萃液含硫酸150g/L。对反萃富铜液进行电积，获电积铜纯度≥99.95％，电解铜质量为一级。电积阳极选用Pb-Ca-Sn三元合金，阴极为铜始极片。电流密度120～150A/m²，同极距100mm，槽电压1.8～2.1V。

浸渣中主要是难于浸出而易于浮选的硫化铜矿物，采用浮选的办法加以回收，采用两次粗选，一次扫选，两次精选流程，浮选时间为40分钟，药剂用量是：硫化钠1000g/t，丁黄药250g/t，松油80g/t，对矿石中氨浸不能回收的伴生银，在浸渣浮选时进入精矿而得到回收。流程产出的两个产品是电解铜和铜精矿。

Claims

1、氧化铜矿原矿常温常压氨浸-萃取-电积-浸渣浮选方法，其特征在于将磨碎细度为-74μm占50％-90％的原矿在既常温又常压的条件下氨浸，然后固液分离得到铜氨浸出液及浸渣，其浸出液用萃取剂将Cu²⁺转换到有机相中，再用硫酸反萃取，所得富铜液最后电积得到电解铜，而浸渣采用浮选法获得铜精矿。

2、根据权利要求1所述的氧化铜矿原矿常温常压氨浸-萃取-电积-浸渣浮选方法，其特征在于氨浸液的液固比在1∶1～3∶1之间，浸出试剂的浓度[NH₃+CO₂]＝(1+0.5)～(4+1)mol.L^-1之间，浸出温度15℃～30℃、浸出压力为750-760mmHg，浸出时间约为2小时。

3、根据权利要求1所述的氧化铜矿原矿常温常压氨浸-萃取-电积-浸渣浮选方法，其特征在于原矿品位为1.0±0.1％～1.0±0.5％，氧化率50～80％，结合率15％～20％。

4、根据权利要求1所述的氧化铜矿原矿常温常压氨浸-萃取-电积-浸渣浮选方法，其特征在于铜氨浸出液用lix84-I和lix55氨性萃取剂进行1～2次萃取，萃取相比(O/A)为1∶1，控制洗涤液pH值在7～9之间。

5、根据权利要求1所述的氧化铜矿原矿常温常压氨浸-萃取-电积-浸渣浮选方法，其特征在于反萃液硫酸浓度为100～180g/L。

6、根据权利要求1所述的氧化铜矿原矿常温常压氨浸-萃取-电积-浸渣浮选方法，其特征在于浸渣浮选采用两次粗选，一次扫选，两次精选流程，浮选时间约为40分钟；浮选药剂为硫化钠500～1000g/t，丁黄药250～350g/t，松油60～90g/t。