CN1837386A - 低品位高碱性混合铜矿、镍矿和锌矿的湿法浸出方法 - Google Patents
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Abstract
本发明是一种湿法处理低品位混合铜矿、镍矿和锌矿的配合浸出方法,先将矿石破碎后再用铵盐浓度为0.5~5mol/L,氨浓度为0.1~0.5mol/L的铵盐和氨水配制的配合浸出剂浸出。可直接堆浸或破碎磨细后槽浸,得到有价金属浓度高的浸出液,最后用常规方法从浸出液中提取有价金属,再生配合浸出剂返回利用。该方法避免了传统的硫酸堆浸法浸出液所需的复杂除铁过程,以及钙、镁和硅的浸出所造成的矿堆表面板结、矿石钝化等问题,而且工艺简单,流程短,浸出速度快、浸出率高、成本低,容易实现工业化生产。
Description
[技术领域]本发明是有色冶金湿法冶炼提取铜镍锌的方法,特别是从低品位、高碱性脉石型混合铜矿、镍矿和锌矿中配合浸出铜、镍和锌的方法。
[背景技术]到目前为止,从硫化矿、氧化矿及硫化-氧化混合矿中提取铜、镍或锌等有价金属的方法只有三类:第一类是火法冶炼,即对硫化矿采用常规浮选工艺处理获得精矿,对氧化矿采用硫化浮选法或离析法处理获得精矿,再将精矿进行火法冶炼和电解精炼提取金属。采用该类方法处理混合类型矿时,工艺复杂,投资大、运输量大、成本高,焙烧产生的烟气污染环境。对氧化矿,金属的提取率也很低。在基础设施较差的边远地区,该类方法很难应用。第二类是火法-湿法联合冶炼。该方法是将硫化矿经磨矿分级、浮选,精矿经焙烧附产硫酸,硫酸用来浸出氧化矿和焙砂,浸出液采用萃取-电积工艺提取金属,该类型方法也存在投资大、成本高、污染环境等问题。特别是在高原地区建立火法冶炼厂或焙烧厂时,还需解决缺氧、高寒等问题。第三类方法是采用细菌浸出的湿法冶炼方法,该方法对菌种的采集和培养、分离和纯化、驯化和改良等过程都需要严格的控制,而且细菌浸出的速度比较慢。细菌浸出一般在酸性体系中进行,对高碱性脉石型矿物,不仅耗酸量大,还会导致钙、镁等硫酸盐的板结,严重影响浸出的速度和浸出率。
[发明内容]本发明提供了一种处理低品位高碱性脉石型混合铜矿、锌矿、镍矿的方法。
本发明是通过采用以下的堆浸或槽浸的技术方案来实现的:
1.堆浸方法步骤:a.将开采出的混合矿破碎成合格碎矿;b.按一定方法组堆;c.配制配合浸出剂,用空气或氧气作氧化剂,浸出不含铜的氧化-硫化混合矿时,在配合浸出剂中配入相0.005~0.05mol/L的Cu2+,单独用Cu2+作氧化剂时,它在浸出剂中的浓度为0.01~0.1mol/L,含铜矿石的配合浸出剂不加Cu2+;d.用预先配制的一定组成的配合浸出剂喷淋,接着用未达到合格浓度的浸出液循环喷淋;e.收集合格的浸出液。
2槽浸方法步骤:a.将开采出的混合矿破碎并细磨成矿粉;b.配制配合浸出剂,用空气或氧气作氧化剂浸出不含铜的氧化-硫化混合矿时,配合浸出剂中配入0.005~0.05mol/L的Cu2+,含铜矿石的配合浸出剂不加Cu2+,单独用Cu2+作氧化剂时,它在浸出剂中的浓度为0.01~0.1mol/L;c.将矿粉和配合浸出剂加入到搅拌槽中进行槽浸;d.液固分离,收集浸出液。
浸出液可以采用萃取-电积等传统方法提取有价金属和再生配合浸出剂。浸出氧化-硫化混合矿时所用的氧化剂为空气和Cu2+、氧气和Cu2+、次氯酸钠、漂白粉、Cu2+中的一种。其中漂白粉加入量为每公斤矿石加入10g~100g;次氯酸钠加入量为2~20g;用空气或氧气作氧化剂时,若矿石不含铜,则在配制配合浸出剂时必须配入0.005~0.05Cu2+,Cu2+单独作氧化剂时,它在浸出剂中的浓度为0.01~0.1mol/L。
在配合浸出过程中,发生的主要反应有:
其中,Me为Cu,Zn或Ni;i为NH3的配位数,k为Cl-的配位数,j为金属离子的价数。
当空气或氧气、Cu2+、漂白粉或氯酸钠作为氧化剂时,分别发生以下半电池发应:
本发明利用浸出剂中的NH3和Cl-都会与上述金属离子形成稳定配合物的原理和Cu+对硫化矿的浸出具有催化或活化的作用,这是由于Cu2+具有氧化性,而空气又很容易将Cu+氧化成Cu2+,从而形成一种有利的氧化-还原循环机制;另外,又由于在pH值较高的氨铵浸出体系中,S2-将很容易被氧化为SO4 2-,从而不会产生如硫酸堆浸过程中由于产生的Fe3+将S2-氧化成S0附着在矿石表面的钝化现象。
本发明成本低、投入少、对环境友好,避免了传统的硫酸和细菌浸出所无法克服的浸出液除铁过程复杂,铁渣污染、以及钙、镁和硅的浸出所造成的矿堆表面板结、矿石钝化、净化除杂难等工程问题。硫化矿浸出率≥60%、氧化矿≥90%,大大降低了资源提取的综合成本。
[附图说明]图1:为10Kg级柱浸时铜浸出率随时间的变化图。
[具体实施方式]
实施例1来自汤丹东川铜矿的低品位混合铜矿,化学成分见表1,铜的物相见表2。
表1.汤丹低品位混合铜矿的化学成分
元素 | Cu | SiO2 | Fe2O3 | Al2O3 | CaCO3 | MgCO3 | MnO | S | Total |
含量(wt%) | 1.27 | 18.32 | 2.97 | 1.08 | 43.55 | 32.29 | 0.324 | 0.077 | 99.88 |
表2.汤丹低品位混合铜矿的铜的物相组成
铜物相 | Cu2(OH)2CO3 | CuSiO3·2H2O | Cu5FeS4 | CuFeS2 | CuS | Cu(Total) |
铜含量(wt%) | 0.51 | 0.23 | 0.49 | 0.02 | 0.02 | 1.27 |
其原矿颗粒粒度为2~0.1mml,用3mol/L NH4Cl,0.5mol/L NH4OH水溶液10L,采用Ф125×1500mm的有机玻璃柱,进行10Kg级柱浸90天,铜浸出率80.1%。图1显示了柱浸过程中铜浸出率随时间的变化情况。由图可见,用此体系堆浸,其浸出速度快,三天铜的浸出率就达到50%;同时,浸出液铜浓度也达到7~8g/L。在柱浸过程中,在不另外添加氧化剂的情况下,部分硫化铜矿物也被浸出,这是由于Cu2+具有氧化性,可将部分硫化物氧化浸出,而空气又很容易将Cu+氧化成Cu2+,从而形成一种有利的氧化一还原循环机制。
实施例2采用上述品位的汤丹铜矿,磨细至80%>180目,取1Kg细矿加入到8L的浸出槽中,用含3mol/L NH4Cl和0.5mol/L NH4OH的配合浸出剂5L,在室温下搅拌浸出12小时,铜浸出率达到81.6%。
实施例3甘肃某铅锌矿表层低品位混合矿,化学成分见表3,锌的物相见表4。
表3.甘肃某铅锌矿表层低品位混合矿的化学成分
元素 | Zn | Pb | Cu | Co | Ni | Cd | S | SiO2 | CaO | MgO |
含量/% | 4.18 | 5.71 | 0.013 | 0.0043 | 0.0033 | 0.015 | 4.49 | 53.78 | 0.83 | 0.89 |
表4.甘肃某铅锌矿表层低品位混合矿的锌的物相组成
经破碎后,颗粒粒度为10~0.5mm,用2.5mol/L NH4Cl,0.3mol/L NH4OH,采用Ф125×1500mm的有机玻璃柱,以空气作氧化剂,从矿柱底部通入,其流量为5L/h,进行10Kg级柱浸90天,浸出率81.5%。
元素 | ZnSO4 | ZnCO3 | ZnSiO3 | ZnS | ZnFe2O4 | ZnT |
含量/% | 0.042 | 2.56 | 0.24 | 1.11 | 0.23 | 4.18 |
实施例4来自甘肃金川的低品位混合镍矿含镍0.26%,含铜0.56%,其中90%以上为硫化矿,镍的物相见表5。
表5.金川低品位混合镍矿的镍的物相组成
镍物相 | 氧化镍 | 硅酸镍 | 硫化镍 | Ni(Total) |
镍含量(wt%) | 0.013 | 0.010 | 0.237 | 0.260 |
其原矿颗粒粒度为30~1mm,用5mol/L NH4Cl,0.1mol/L NH4OH,采用Ф125×1500mm的有机玻璃柱,以漂白粉为氧化剂,与原矿混合,加入量为原矿重量的10%,进行10Kg级柱浸90天,镍浸出率61.1%,铜浸出率52.6%。
由于低品位混合类型矿物资源丰富,探索经济上合理,对环境污染小、适用于该类资源开发利用的简单有效的方法具有实际意义。
Claims (3)
1.一种低品位高碱性混合铜矿、镍矿和锌矿的湿法浸出方法,其特征在于:用低浓度的铵盐和氨水配制配合浸出剂浸出低品位铜矿、镍矿和锌矿,浸出方式包括堆浸或槽浸,浸出氧化-硫化混合矿时还加入氧化剂,含有价金属的浸出液用常规方法回收有价金属,并再生配合浸出剂,循环利用,配合浸出的主要技术条件为:
a.浸出剂及其组成为:铵盐浓度为0.5~5mol/L,氨浓度为0.1~0.5mol/L;
b.堆浸时液固比为0.2~2L/Kg矿,喷淋速度为2~20L/(m2·h),堆浸时间为60~120d;
c.槽浸时液固比为2~6∶1,温度为20~60℃,时间为0.5~15h。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:所述浸出剂的组分中铵盐为工业级氯化铵。
3.根据权利要求1所述的浸出方法,其特征在于:浸出氧化-硫化混合矿时所用的氧化剂为空气与Cu2+、氧气与Cu2+、次氯酸钠、漂白粉或Cu2+;氧化剂的加入量为:漂白粉每公斤矿石加10g~100g;次氯酸钠每公斤矿石加2~20g;采用空气或氧气与Cu2+作氧化剂时,在不含铜矿石的配合浸出剂中配入0.005~0.05mol/L的Cu2+,含铜矿石的配合浸出剂不加Cu2+;单独用Cu2+作为氧化剂时,浸出剂中Cu2+的浓度为0.01~0.1mol/L。
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