专利名称：难选氧化铜矿氯化浸出法的制作方法
技术领域：
本发明涉及一种难选氧化铜矿氯化浸出法。
目前，国内外在处理难选氧化铜矿石时，一般采用离析法。例如，国内某铜矿〔1〕含铜0.8～6.0%，物相分析表明，结合铜占总铜的5.0～40.0%，自由氧化铜占总铜的50.0～80.0%，硫化铜占总铜的9.0～20.0%。该矿采用离析-浮选工艺获得的铜精矿品位25%以上，选矿回收率达80%，尾矿品位为0.5～0.7%，铜精矿再送火法系统回收铜。该工艺存在流程长而复杂，投资大，铜回收率低，对环境污染严重等缺点。在国外，有用盐酸-三氯化铁浸出难选氧化铜矿石的报导，但盐酸挥发性和腐蚀性较强，贮运和使用还不如硫酸方便，且盐酸生产厂家少，价格较贵，因而在处理含钙镁碳酸盐稍高的矿石时，生产成本比用硫酸要高得多。
本发明的目的是提供一种难选氧化铜矿石的氯化浸出法，该法系全湿法，工艺流程短，设备简单，投资省，上马快;铜的浸出速度快，铜浸出率≥97%，从矿石到含Cu80%以上的铜粉产品，铜的回收率≥95%;主要材料为硫酸、废铁、空气，来源广泛，价格低廉;浸出溶液闭路循环，无废水排放，浸出剂的利用率高，浸出渣加入石灰石送渣场堆存，对环境基本无污染;难选氧化铜矿石用本法处理直接得到铜粉，铁红两个产品，再用铜粉可以较容易地生产出硫酸铜、硝酸铜、氯化亚铜、氧化铜粉和粗铜等产品。
本发明中使用的浸出剂是硫酸-三氯化铁-二价铜离子溶液。两价铜离子在浸出过程中起催化剂作用;三氯化铁是一种较好的硫化矿浸出剂，它在水中溶解度大，且稳定，在常压下分解硫化矿时，硫以元素状态析出，三氯化铁浸出有一定的选择性，矿石中的黄铁矿不被浸出;硫酸主要消耗于矿石中钙、镁等脉石矿物，硫酸是矿石中氧化铜等氧化矿物的有效浸出剂并确保浸出过程中Fe3+不水解。
本浸出法最适宜的方法是浸出剂中FeCl3/CuFeS2之重量比＞4，Cu2+＞8克/升，硫酸在浸出过程中，须保证Fe3+不发生水解;
矿石磨至全部通过150目筛，且-200目＞80%;
搅拌机转速400转/分;
浸出液固比3.5∶1;
浸出温度95～102℃;
浸出时间2小时。
在上述条件下处理难选氧化铜矿石，浸出回收率达97～100%;从矿石到含铜80%以上的铜粉，铜的回收率高达95～98%。用本法处理难选氧化铜矿比用常规浮选法提高回收率40～50%，比用常规酸浸法提高回收率25～40%，比用“离析-浮选-熔炼法”提高回收率20～30%。本浸出法的特殊效果，实质上是多种浸出剂和浸出条件相互协同效应的进一步发挥。因此，本浸出法特别适用于从结合铜含量高，氧化率波动范围大，化学成分复杂，铜粒子细小的难选氧化铜矿石中回收铜。
浸出矿浆趁热过滤，残渣经PH＝1的热水洗涤干净后加入一定量石灰中和并送渣场堆存，滤液与洗液合并，送除硅工序。
用牛胶溶液除去溶液中的二氧化硅。按牛胶与溶液中SiO2之重量比1∶10称取牛胶，溶于80～90℃的热水中，搅拌半小时以上至无块状牛胶为止。将含二氧化硅的溶液加热到70～80℃，在20分钟内将适量牛胶溶液均匀加入溶液中，加完后再继续搅拌15分钟，静置4小时，真空过滤，滤液放入贮液槽中，此溶液可用有机溶剂萃取-电积法回收其中之铜〔2〕，亦可用废铁置换法回收其中之铜。
本发明采用置换法回收溶液中的铜，因为置换法速度快，从矿粉中回收金属铜只要几个小时，另外是因为投资少、电耗低，容易迅速形成生产能力。
废铁置换法生产海绵铜的工艺古老而可靠，在此不多叙。
海绵铜粉经洗涤、干燥，可用来生产粗铜、硫酸铜等产品。置换后液经浓缩至原浸出液体积的120%，然后在75～85℃的温度下鼓风氧化，压缩空气经空心轴进入透平充气叶轮，经破碎后与溶液中的Fe2+反应变为Fe3+，控制氧化时间以除去流程中多余的铁，铁红经洗涤，焙烧，粉碎，可作为产品出售。除去多余铁后的溶液补加硫酸到理论量，继续用空气氧化，一般5～6小时后亚铁的氧化率达85～90%。工业生产中可用钛制水力喷射器取代上述空气氧化过程，由于空气与溶液接触面积成千上万倍增加而加速亚铁离子的氧化过程。
在浓缩和氧化等过程中，由于水份蒸发会损失一定量的氯，但一般情况下氯的损失率不超过3%。本发明用液氯补充溶液中损失的氯离子，同时使部分未氧化的Fe2+离子全部氧化成Fe3+。将溶液放入3个串联的密闭钛制容器中，溶液占容器体积的2/3，在表压为0.14公斤/厘米2压力下氯化，只须5～10分钟，即可将第一级容器中的2升溶液中剩余Fe2+全部变为Fe3+，使溶液中FeCl3全部得到再生。
本浸出法工艺流程图
本浸出法处理含钙、镁较高的氧化铜矿时，硫酸消耗较大，生产成本升高，但由于本法铜的回收率高，且一步获得两个以上的产品，因而有较大的承受能力。例如，处理含铜226%的难选氧化铜矿时，每吨金属铜产品耗硫酸高达100吨，如果产品是粗铜，每吨产品赢利达2000元以上，如果产品是硫酸铜，则每吨铜量的硫酸铜产品赢利在4000元以上。
本浸出法生产规模可大可小，设备可土可洋，与“离析-浮选-熔炼法”相比投入少，上马快，效益高，适应性强。
本浸出法可用于从Ni、Co、Zn、Cd、Bi等有色金属难选氧化矿中回收这些金属元素，此外，本浸出法稍加调整可用于处理含铅、银等元素矿石和多种有色金属复合矿石。
下面举出用本发明处理国内某地难选氧化铜矿石的两个实施例在这两个实施例中所用的试验设备见表1。
表1<
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本试验的矿石加工委托大冶有色金属公司质量监督处试料加工站负责进行;本试验的化学分析委托大冶有色金属公司中心化验室进行。
在两个实施例中所采用的某地难选氧化铜矿，属于玄武岩型铜矿石，铜矿物以辉铜矿、兰辉铜矿、孔雀石、硅孔雀石、兰铜矿为主，次为斑铜矿、铜兰、黄铜矿。脉石矿物有绿泥石、白钛矿、石英、长石、沸石、叶绿泥石、方解石、绿帘石、斜
绿泥石、辉石、角闪石。
它的特点是1、矿化极不均匀铜矿物常以条带状、细脉状、斑染状、不均匀浸染状等形式分布于火山碎悄岩的空隙内，这个特点有利于手选富集，手选含Cu2.0%以上的铜矿石的产矿率40%左右，铜回收率为70%左右。
2、矿石的氧化程度高，全矿区氧化率为32～94%，首采区氧化率平均为67%。
3、矿石中结合铜相当高，铜的结合率为10～38%，全矿区矿石的铜结合率平均25%。
4、铜矿物嵌布粒度细，一般为0.1～0.3mm，部分铜的氧化物粒度粗达0.7mm，细的为0.02～0.005mm。
实施例一
本实施例使用的原矿化学成分及物相分析见表2，表3。
表2
表3
本实施例一中的矿粉浸出在2.0升烧杯中进行，每次处理矿粉400克，浸出技术条件按前述“最适宜的技术条件”，矿浆趁热过滤，用PH＝1的温度70～80℃的热水洗涤至排出的洗液基本无色为止，浸出渣烘干称重，取样分析，滤液用牛胶溶液除硅后在2.0升烧杯中用废铁置换，真空过滤，用热水洗净铜粉，并将铜粉放置于红外灯泡下干燥得干海绵铜粉，取样送化学分析。经分析、计量，浸出渣产率为原矿粉重量的85%，三次浸出渣的渣含铜分别为0.18%、0.122%、微量，浸出回收率分别为96.07%，97.33%，100.00%，三次浸出的平均浸出率为97.80%。海绵铜含铜85.98%，含铁1.98%，从矿粉到铜粉铜的回收率96.82%。本实施例一中置换后液的浓缩、氧化、增氯均在自制的3升密闭钛罐中进行，罐壁厚2mm，采用改进后的透平充气叶轮进行机械搅拌，用加氧气泵经空心轴供给空气，叶轮转速400转/分，在浓缩氧化时废气直接排放，而在增氯时须将三个罐串联，罐中均装有2/3体积的待氯化液，氯气经三个罐串联吸收后，尾气经氢氧化钠液清洗后放空。氧化过程中产生的铁红经洗涤、焙烧、磨细，送化学分析，含Fe54%，含Cu微。
本实施例二2使用的矿粉化学成分与物相分析结果见表4，表5表4<
本实施例二技术条件与例一类同，只是溶液闭路循环五次，五次循环浸出的渣合并烘干称重，取样分析，渣率83%，渣含Cu0.08%，海绵铜含铜78.20%，含Fe0.45%，铁红含Fe52.62%，含Cu微量。经计算，铜的浸出率为97.06%，从矿粉到铜粉铜的回收率为95.12%。
本实施例一的矿粉作过稀硫酸高温浸出试验，铜浸出率73.07%，从矿粉到铜粉铜的回收率达71.61%。资料〔3〕曾对与实施例二成分相似的矿石作过浮选试验。今将各试验结果列于表6
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从表6可见，在处理同类难选氧化铜矿时，本浸出法比浮选法铜的回收率提高〔95.12-(47.01+45.87)÷2〕%＝48.68%;本浸出法比常规酸浸出法铜回收率提高(96.82-71.61)%＝25.21%。
本发明《难选氧化铜矿氯化浸出法》由于其独特的浸出效率，可以广泛应用于Cu、Zn、Cd、Ni、Co、Bi等有色金属难选氧化矿的处理，若将浸出剂作适当调整，亦可用于含铝、银矿石和多种有色金属复合矿石的处理。
权利要求
1.一种难选氧化铜矿氯化浸出法，其特征是水浸出法的浸出剂由硫酸、低浓度FeCl3和低浓度两价铜离子组成。
2.根据权利要求1所述氯化浸出法浸出难选氧化铜矿的方法是①浸出剂中的硫酸须保证浸出过程中Fe3+不水解，FeCl3/CuFeS2(重量比)＞4(假定矿石中的硫化铜全部以黄铜矿形态存在)Cu2+浓度＞8克/升;②矿粉粒度，全部通过150目筛，且-200目＞80%;③浸出温度95～102℃;④搅拌机转速400转/分;⑤浸出液固比3.5∶1;⑥浸出时间2小时。
3.根据权利要求1、2所述一种难选氧化铜矿氯化浸出法，其特征是浸出剂中三氯化铁的再生以空气氧化法为主，以氯气氧化法为辅，与此同时溶液中损失的氯得到补充，工业生产中用钛制水力喷射器加快Fe2+的氧化过程。
全文摘要
一种难选氧化铜矿氯化浸出法，浸出剂由硫酸和氯盐组成。本法特别适用于从结合铜含量高，氧化率波动范围大，化学成分复杂，铜粒子细小的难选氧化铜矿中回收铜。
文档编号C22B3/06GK1075170SQ9210339
公开日1993年8月11日 申请日期1992年5月4日 优先权日1992年5月4日
发明者伍登俊 申请人:伍登俊