一种铜矿石的处理工艺的制作方法
【专利说明】
[0001]
技术领域
[0002] 本发明涉及湿法冶金技术领域，尤其涉及一种铜矿石的处理工艺。
【背景技术】
[0003] 对于桂花大村铜矿来说，全区矿石平均铜含量1. 81 %，主要是以氧化矿为主的氧 硫混合矿，而且含钙、镁、铝、铁均较高，用常规选矿法处理该矿石，使得铜的回收率低；而且 该矿石为碱性脉石，酸耗高达12_15t/tCu，用湿法冶炼酸浸技术处理该矿石，会产生板结从 而造成浸出液渗透困难，而且矿石中的硫化矿不易浸出，因此该矿石属于用传统方法难以 处理的难选、难浸矿石，因此寻找一种经济有效的加工技术来处理这种难选、难浸矿石，具 有重要的现实意义和广阔的发展前景，将桂花大村铜矿的资源优势转化为经济优势，才能 取得很好的经济效益和社会效益，目前国内外对铜矿石直接浸出技术大致分为：硫酸法堆 浸和地浸技术、细菌法堆浸技术、氨法加压和常压搅拌浸出技术等，这些方法经过几十年的 生产应用，技术成熟可靠，但它们都存在着共同的缺陷，即对矿石浸出的适应性较差，例如： 硫酸法堆浸和地浸技术主要适用于硅质酸性氧化矿，对含钙、镁、铝、铁等较高的碱性矿石 不适应，对氧硫共生的硫化矿也很难浸出，靠空气中的氧来氧化硫化矿耗时长、效率低；细 菌浸出法主要是对次生硫化矿浸出效果较好，而对原生硫化矿(如黄铜矿）及氧化矿则较难 浸出；氨法加压氧化虽然能将硫化矿和氧化矿一起浸出，但高压设备投资大，溶液中铜浓度 低，矿渣太细，固液分离困难，堆存困难，生产成本高而难以推广普及；常压氨浸只适于氧化 矿浸出，不适于硫化矿的浸出，而且对氨的损失较大，既增加成本又污染环境；而且浸出液 是一种氨性溶液，氨性溶液是重要的湿法冶金体系，铜离子可以形成稳定的氨配位化合物 而溶解在铵盐溶液中，铜-氨配位化合物为阳离子状态，虽然可以用一般酸型萃取剂萃取， 但在高PH值下大部分萃取剂溶解损失大， 从氨性溶液中萃取金属离子包括多个反应平衡： 氨加合质子： NH3 + H+ == NH: 金属离子形成氨配合物： nNH3 + Cu2+ == Cu (NH3) 2+n 萃取平衡： _(m+2) HR + Cu == CuR · mHR + H 氨的萃取及分配、离解平衡： HR + NH3 == NH4R NH4R == NH4R == NH: + R 在PH < 7时，溶液中游离氨浓度很低，铜离子大多未能形成氨配合物，萃取类似在一般 盐溶液中的过程；PH > 7后，随着PH升高，溶液中游离的NH3增加，铜离子形成铜-氨配合 物，平衡向右转移，可萃取的游离Cu2+浓度下降，而被萃入有机相的NH3增加，这些因素都不 利于铜的萃取，一般酸性萃取剂在铵盐溶液中溶解度很大，几乎都生成铵皂溶入水相，萃取 剂溶解损失大，不利于铵盐溶液中铜的萃取。
【发明内容】
[0004] 综上所述的冶金制造工序中存在的不足，本发明提供一种适用于难选、难浸矿石 的铜矿石的处理工艺，包括复合浸出剂槽浸工序、萃取工序、电积工序，其工艺流程如下： (1)复合浸出剂槽浸工序： 1) 将矿石粉碎到所需粒度，并加入浸出槽中； 2) 根据加入的矿石量及矿物组成，计算出浸出剂的需要量及水量，配成浸出剂置于循 环槽中； 3) 加热浸出液，加入氧化剂，用泵将其泵入浸出槽中，加完氧化剂后停泵，浸出液停止 循环，待反应24小时后，第二天同一时间重复上述操作； 4) 每天定时化验测定铜浸出液的含铜浓度及浸出剂浓度，监测浸出槽中的反应是否正 常，如果浸出率变化异常时，通过调整浸出剂加入量加以改善； 5) 每天定时对浸出液中的铜和游离氨进行分析，以此来判断浸出反应是否正常，并计 算每天铜的浸出率、浸出量，溶液中铜浸出量的计算公式为： 溶液中铜浸出量W2=溶液中铜浓度（kg/m3) X溶液体积（m3) 式中：铜浓度由分析测得 溶液体积为浸出液总体积 溶液中铜浸出率Π (W)=W2A1 (1) W2由（1)式求得，W1由矿石品位（％) X浸出槽中矿石量（kg) 对矿石固体进行分析计算铜的浸出率，来验证液体中铜浸出率的准确性，由矿石固体 计算浸出率有以下两种方法： 式一 ：η (%) =浸出后矿渣中铜含量（％)/浸出前矿石中铜含量（％) 式二：η ( % ) = (H1Hi1-n2m2) H1Hi1 (2) 式中Ii1 浸出肖U矿石中铜含量（％ ) In1-浸出前加入浸出槽矿石总重量（％) n2--浸出后矿渣中铜含量（％) Hl2 浸出后矿渔中总重量（％) 通过计算浸出液含铜量来计算铜的浸出率式（1)，加入浸出流程中的液体量可准确 测得，通过化验测得铜浓度后，用式（1)计算出铜的浸出率，用矿石中浸出前与浸出后的 铜金属差式（2)来计算铜浸出率，来验证以浸出液含铜量来计算浸出率的准确性，同时通 过矿物组成分析和浸出渣的分析，计算出氧硫混合矿中各种铜组合(原生硫化铜、次生硫 化铜、游离氧化铜、结合氧化铜）的浸出率，从而监测和分析各种铜组分的浸出情况，浸出 条件如下： 1) 浸出液温度0_40°C ; 2) 浸出槽压力：常压-0· IMpa ; 3) 浸出液体系PH> 8 ; 4) 浸出液固比：控制在1:5-1:0. 5之间； 5) 矿石粒度< 6mm ; 6) 矿石堆高：2m_10m ; 7) 浸出时间：20-30天； 8) 浸出方式：固定槽式连续浸出，浸出液间歇循环方式； (2) 萃取工序： 高位储槽中的浸出液自流进入萃取、反萃箱，高位储槽与萃取箱通过增强塑料管连接， 其间连有闸阀，来控制浸出液流量，浸出液与有机相在混合式搅拌混合后进入澄清室，有机 相在上层，浸出液在下层，萃余液返回浸出系统循环使用，萃取条件如下： 1) 料液平均含铜浓度4. Og/L，萃取率80 %，料液处理量313L/d，12L/h ; 2) 萃取采用一级萃取、一级反萃,萃取相比1:1,反萃相比I. 5-2:1 ; 3) 搅拌电机2台，萃取、反萃各1台，功率为80瓦，用调速器控制转速； 4) 萃取剂采用进口碱性铜萃取剂LIX54-100,稀释剂采用灯用煤油，萃取剂浓度10% (v/v)； 5) 负载有机相用硫酸浓度为160-190g/L的硫酸溶液（电积后电尾液）进行反萃； 6) 萃取箱采用厚IOmm的PVC硬板焊接制成； 7) 萃取工序连续运转60天，萃取过程中，产生少量絮凝物，经打捞处理后回收有机相； (3) 电积工序： 反萃液（电积液）从反萃箱流出后自流进入电积槽中，进液方式为上进下出，经电积后 的电尾液流入电尾液储槽，然后用泵将电尾液泵入到高位槽中，自流进入反萃箱进行反萃， 其中，可控硅为调压器与一组桥式连接的硅二极管串联组成，电积条件如下： 1) 电流密度：125-150A/m2 ; 2) 电流效率：90% ; 3) 电积液流速9L/h ; 4) 电积液浓度：Cu2+ 40-45g/L，H2SO4 160-180 g/L ; 5) 电尾液浓度：Cu2+ 30-35g/L，H2SO4 170-190 g/L ; 6) 阳极板有效面积：100X 180mm2,厚6mm，阳极板数量：4块，阳极板成分组成：Pb、Ca、 Sn ； 7) 阴极板有效面积：120X 190mm，始极片数量：3片； 8) 电积槽尺寸600mm X 130mm X 200mm，电积槽数量为1个； 9) 可控硅规格：200A，6V; 10) 萃取电积连续运转60天后，得到累计产铜量。
[0005] 本发明的有益效果为：本发明在原有的铜矿石的浸出-萃取-电积工艺上进行了 改进，即选用复合浸出剂，它的选择性极强，只与能形成络合物的物质发生反应，而且一旦 形成铜络合物，浸出液络合物的溶解度远比硫酸铜的溶解度大，所以能得到高浓度的铜溶 液，减少铜溶液的后续处理设备，因为铜络合物的溶解度大，不会因为气温低产生结晶而造 成工艺运转困难，具有强的适应性和生命力，既能浸出氧化铜，又能浸出硫化铜；既能适应 酸性脉石，又能适应碱性脉石，能适用于各种铜矿资源的浸出，尤其适合氧硫共生铜矿的浸 出，也适合多金属共生矿的浸出；而且经6mm筛孔的打砂机粉碎后，矿石颗粒较细（< 6_)， 矿石粒度远远小于堆浸法的矿石粒度（2cm左右)，又远远大于搅拌浸出的矿石粒度，比堆浸 法提高了浸出率，缩短了浸出时间；与搅拌浸出相比提高了铜的回收率，可解决固液分离和 细泥浆对方的困难；还用Lix54-199碱性铜萃取剂进行萃取，使得浸出体系为碱性，一方面 使得设施设备无需作防腐处理，减少了投资，另一方面LIX54-100萃取剂是一种水溶液性 萃取剂，可与铜金属阳离子形成可溶性有机化合物，其粘度很低，对于35% (V/V)的有机相 负载可以达到35g/LCu，因此可以采用与肟类萃取剂相比更小的容积萃取系统；浸出剂可 循环使用，节省了成本，避免环境污染。
【附图说明】
[0006] 图1为本发明流程示意图。
【具体实施方式】
[0007] 根据图1所示，对本发明进行进一步说明： 如图1，打砂机-1、浸出槽-2、浸出液加热槽-3、泵A-4、低位储槽-5、泵B-6、过滤装 置-7、高位储槽-8、萃取、反萃箱-9、电积槽-10、泵C-Il。
[0008] 实施例1 选取新开采的氧硫混合矿，经有色地质测试分析：总铜：1. 8%，原生硫化铜：0. 128%， 次生硫化铜：0.488 %，游离氧化铜：1. 12 %，结合氧化铜：0.064 %，硫化率：34. 22%，氧化 率，65. 78 %，结合率：3. 56 %，将该混合矿经6mm筛孔的打砂机1粉碎后，粒度分布为：< 40 目占17%，40目-3mm占33%，3-6mm占50%，将粉碎后的矿石加入到浸出槽2中，在浸出液加 热槽3中加入浸出剂，配制出浸出液，用泵A4从浸出槽2底部将浸出液打入浸出槽2中，每 天补充一定量的浸出剂，经过20天