玻利维亚某氧化铜矿选冶工艺研究.pdf

2 0 1 4 年第1 期有色金属 选矿部分 1 3 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 4 ．0 1 ．0 0 4 玻利维亚某氧化铜矿选冶工艺研究 魏霞1 ，朱从杰2 ，王峰3 1 ．云南冶金集团股份有限公司，昆明6 5 0 1 0 0 ；2 ．昆明冶金研究院，昆明6 5 0 0 3 1 ； 3 ．云南弛宏锌锗股份有限公司，云南曲靖6 5 5 0 0 0 摘要玻利维亚某氧化铜矿氧化率高、结合率高，单一浮选法不能有效地处理该矿石，但该矿石的碱性脉石含量少，适 宜于酸浸处理。浮选酸浸联合工艺试验、搅拌浸出试验、柱浸试验及萃取- 电积试验晕操显示，该矿石适宜的工业处理工艺为 原矿堆浸萃取一反萃取电积，其特点是铜浸出率高、阴极铜质量高、投资省目生产运行成本低。 关键词氧化铜矿；浮选；堆浸；萃取；电积 中图分类号T D 9 2 5 ．7 ；T D 9 5 2 ．1文献标志码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 4 0 1 - 0 0 1 3 - 0 4 R e s e a r c ho nt h eB e n e f i c i a t i o na n dM e t a l l u r g yP r o c e s sf o ra nO x i d i z e dC o p p e rO r eo fB o l i v i a W E ／X i a 2 ，Z H UC o n w 舻，W A N G 埘 1 ．Y u n n a nM e t a l l u r g i c a lG r o u pC o ．，L t d ．，K u n m i n g6 5 0 10 0 ，C h i n a ；2 ．K u n m i n g M e t a l l u r g yR e s e a r c hI n s t i t u t e ，K u n m i n g6 5 0 0 3 1 ，C h i n a ；＆Y u n n a nC h i h o n gZ n ＆G e C o ．，L t d ，，Q u j i n gY u n n a n6 5 5 0 0 0 ，C h i n a A b s t r a c t A no x i d i z e dc o p p e ro r eo fB o l i v i ac h a r a c t e r i z e db y d e e po x i d a t i o na n dh i l g hc o n t e n to f c o p p e rb i n d i n gw i t hg a n g u em i n e r a l sc a nn o tb ee f f e c t i v e l yt r e a t e db ys i n g l ef l o t a t i o n ，h o w e v e ri ti ss u i t a b l e f o ra c i d i cl e a c h i n gd u et oi t sl o wc o n t e n to fa l k a l i n eg a n g u em i n e r a l s ．E x p e r i m e n t a lr e s u l t so ff l o t a t i o n - a c i d i c l e a c h i n g ，a g i t a t i o nl e a c h i n ga n dc o l u m nl e a c h i n gs h o w e dt h a tt h es u i t a b l ei n d u s t r i a lp r o c e s sf o rt r e a t i n gt h i s o r ei s h e a pl e a c h i n g - e x t r a c t i o n - s t r i p p i n g - e l e c t r o w i n n i n gw h i c hi s c h a r a c t e r i z e db yh i g hl e a c h i n gr a t e ，h i 【g h q u a l i t yo fe l e c t r o l y t i cc o p p e ra n dl o wc o s to fi n v e s t m e n ta n di n d u s t r i a lo p e r a t i o n ． K e yw o r d s o x i d i z e dc o p p e ro r e ；f l o t a t i o n ；h e a pl e a c h i n g ；e x t r a c t i o n ；e l e c t r o w i n n i n g 氧化铜矿的处理工艺主要分为浮选法和湿法冶 金两类。浮选法主要有硫化黄药浮选和直接浮选两 种。湿法冶金主要包括碱性浸出和酸性浸出两种[ 川。 浮选法用于处理矿物组成简单的易选氧化铜矿石， 如以孔雀石为主的矿石[ 2 ] 。湿法冶金法用来处理 难选氧化铜矿石，如以硅孔雀石或假孑L 雀石等为主 的结合率高的矿石。湿法冶金是处理难选氧化铜矿 的有效方法，但也存在一些问题，如酸浸法不适合 碱性脉石含量高的矿石；氨浸法易出现固液分离困 难等问题[ 引。特定氧化铜矿石的处理工艺取决于矿 石性质。 玻利维亚某氧化铜矿氧化率和结合率高，主要 含铜矿物为赤铜矿和硅孔雀石，主要脉石矿物为石 英和歪长石。针对该氧化铜矿石进行了多种选冶工 艺方案研究，最终确定了适合该氧化铜矿石的处理 工艺。 1 矿样 矿样取自玻利维亚某氧化铜矿。矿石的主要结 构为砾质不等粒结构，由粒度0 ．3 2 一和粒度2 ～ 3 0m m 含量约3 0 ％～4 0 ％ 的碎屑颗粒及填隙物组 成。碎屑颗粒主要有花岗质岩屑、粉砂岩屑、长石 碎屑、石英碎屑、安山质岩屑及少量铁质岩屑等； 填充物主要是硅孔雀石、赤铜矿及少量孔雀石、方 解石等。矿石呈灰绿色，赤铜矿及硅孔雀石等呈稀 疏浸染状分布于碎屑颗粒之间，构成矿石矿物的稀 疏浸染状构造。 矿样含铜6 ．91 ％，矿样化学多元素分析结果见 收稿日期2 0 1 2 - 0 9 2 5修回日期2 0 1 3 一l l 一2 6 作者简介魏霞 1 9 6 1 一 ．女，四川成都人，副研究员，主要从事选矿工艺及选矿药剂的研发工作。 万方数据 1 4 有色金属 选矿部分2 0 1 4 年第1 期 表1 。矿石中铜矿物的氧化率高达9 8 ．3 0 ％，结合率 达4 5 ．6 0 ％，属高结合率难选氧化铜矿，铜物相分析 结果见表2 。矿石中有自然元素、氧化物、碳酸 盐、硅酸盐、磷酸盐、硫化物6 类2 0 种矿物存在； 氧化物占矿石的6 5 ．4 ％，硅酸盐占矿石的3 1 ．8 ％， 碳酸盐占矿石的2 ．1 ％，自然元素占矿石的0 ．1 ％左 右，其中铜的矿石矿物占矿石的1 3 ．4 ％；矿石中的 主要含铜矿物为赤铜矿、硅孔雀石以及铁铜矿，铜 矿物的嵌布粒度不均，尤其硅孔雀石的嵌布粒度极 细，一般0 ．0 0 4 0 ．0 5m m ；矿石的矿物组成见表3 。 矿石主要伴生有价金属为银，含量2 5 ．9 肌，赤铜 矿、铁铜矿、自然铜及孔雀石中银的分布率 6 4 ．9 ％；石英、长石、硅孔雀石等矿物中银的分布 率3 5 ．1 ％。 表1原矿多元素分析结果 T a b l e1M u l t i e l e m e n t a n a l y s i s r e s u l t so fr u n 一 吱一m i n eore|％ 元素c u sF eA sA u ”A g ”c a oM 9 0s 她她伤KN a 含量6 ．9 10 ．0 9 21 ．4 3 O ．1 0 0 ．1 02 5 ．9 01 ．叭0 ．3 06 8 ．4 18 ．0 91 ．2 30 ．8 0 1 单位为小，下同。 表2铜物相分析结果 T a b l e2 A n a l y s i sr e s u l t so fc o p p e rp h a s e ／％ 表3矿石主要矿物组成 T a b l e3T h ec o m p o s i t i o no fm a i nm i n e r a l si nt h eo r e ％ 矿物 自然铜 赤铜矿 铁铜矿 磁铁矿、赤铁矿 石英 孔雀石 方解石 硅孔雀石 歪长石 其它 合计 2 试验方案选择 由于矿石的硅孔雀石含量和结合率较高，单一 浮选工艺难以充分有效地回收其中的铜资源。针对 该矿石可选择的处理工艺包括选冶联合流程和直接 酸浸流程两种。前者可先采用浮选方法获得部分铜 精矿，浮选尾矿再进行酸浸处理；后者又可细分为 堆浸和搅拌浸出两种，搅拌浸出的投资和生产成本 较堆浸高，但堆浸的金属回收率通常会比搅拌浸出 低[ 4 | 。 该矿石的浮选适宜采用常规硫化一黄药浮选工 艺，即在常温条件下用可溶性硫化物 如硫化钠 将矿浆中目的矿物预先硫化，使其表面具备硫化铜 矿物的表面性质，然后用硫化矿捕收剂 主要为黄 药类 进行浮选∞] 。 酸浸工艺中对浸出液的处理则优先采用萃取一 反萃一电积工艺直接产出阴极铜。 所有试验均在实验室小型设备中完成，采用柱 浸试验模拟堆浸。 3 试验结果与讨论 3 ．1 浮选一酸浸联合工艺试验 试验流程见图1 。浮选试验包括硫化钠用量、 异戊基黄药用量和磨矿细度试验等，最终确定的最 佳浮选条件为磨矿细度一7 4 斗m 占8 0 ％，粗选和 扫选硫化钠用量分别为2 和1k g ／t 、粗选和扫选异 戊基黄药用量分别为2 0 0 和1 0 0g ／t 。在最佳浮选条 件下，可获得铜品位为2 6 ．0 2 ％、回收率为4 6 ．4 3 ％ 的铜精矿。 原矿 铜精矿授出液茇出渣 图1浮选一酸浸联合工艺试验原则流程 F i g ．1P r i n c i p l ef l o w s h e e to fc o m b i n e dp r o c e s so f f l o t a t i o na n da c i dl e a c h i n g 在浸出段，硫酸用量为1 0 0k g ／t ，浸出时问为 1 ．5h ，铜浸出率8 9 ．4 3 ％，浮选一酸浸联合试验铜 的总回收率可达9 3 ．8 6 ％；当硫酸用量增加至1 4 0 k g ／t 时，铜浸出率9 5 ．4 2 ％，浮选一酸浸联合试验铜 的总回收率提高至9 7 ．3 5 ％。 选冶联合工艺取得了较好的试验结果，但浮选 获得的铜精矿量较少，进入酸浸作业的矿量较大， 塑叫如吣5}叭以鼯锄％㈨ 万方数据 2 0 1 4 年第1 期魏霞等玻利维亚某氧化铜矿选冶工艺研究 1 5 ‘ 约占9 0 ％左右。 3 ．2 搅拌浸出试验 由于原矿中铜主要以氧化铜的形式存在，氧化 率高达9 8 ．3 0 ％，且矿石的钙镁含量低。因此，浸 出法更适于处理该矿石。因此，搅拌浸出试验流程 见图2 。主要研究了硫酸用量、矿浆浓度、磨矿细 度和浸出时间等影响因素。 原矿 浸出液 授出渣 图2 搅拌浸出试验原则流程 F i g ．2P r i n c i p l ef l o w s h e e to fa g i t a t i o nl e a c h i n go ．f t h ee x p e r i m e n t 磨矿细度一7 4 “m 占8 0 ％，矿浆浓度为3 5 ％， 硫酸用量试验结果见表4 。硫酸用量1 8 5 ．6k g ／t ， 磨矿细度一7 4 拉m 占8 0 ％，矿浆浓度试验结果见表 5 。硫酸用量1 8 5 ．6k g ／t ，矿浆浓度3 5 ％，磨矿细度 试验结果如表6 所示。 表4硫酸用量浸出试验结果 T a b l e4L e a c h i n gt e s tr e s u l t so fs u l f u r i ca c i dd o s a g e 表5矿浆浓度试验结果 T a b l e5R e s u l t so fs l u 玎yc o n c e n t r a t i o nt e s t 表6磨矿细度试验结果 T a b l e6R e s u l t so fg r i n d i n gf i n e n e s st e s t 根据试验结果，该矿石较适宜的搅拌浸出条件 为磨矿细度一7 4 批m 占7 0 ％，矿浆浓度3 5 ％，硫 酸用量1 8 5 ．6k g ／t ，浸出时间1 ．5h ，该条件下，浸 出渣中铜品位0 ．2 6 ％，铜浸出率9 6 ．2 4 ％。 3 ．3 柱浸试验 柱浸试验条件如表7 所示，浸出液循环使用， 直到其终点p H 达到2 ．0 后，再用新的硫酸溶液。 柱浸试验结果表明，该铜矿渗透性非常好，随着矿 样粒度的减小，铜的浸出速度增大，在浸出时间近 3 0d 时，_ 5 、一1 0 、一1 5 、也0l ／l l n 粒级矿样铜的浸 万方数据 1 6 有色金属 选矿部分2 0 1 4 年第1 期 出率 以液计 分别达到9 6 ．5 0 ％、9 2 。9 9 ％、8 6 ．9 2 ％、 8 0 ，8 6 ％；此时铁的浸出率 以渣计 分别达到1 ．4 1 ％、 1 9 ．6 2 ％、3 3 ．1 2 ％、3 6 ．0 7 ％；M g o 的浸出率 以渣 计 分别达到3 5 ．7 8 ％、2 7 ．9 9 ％、3 6 ，8 l ％、4 0 ．2 0 ％。 每吨矿耗酸 9 8 ％ 量最大2 0 2k g ，较搅拌浸出耗 酸量略高。 从堆浸的角度来看，该矿石的浸出速度是相当 高的，延长堆浸时间，则铜的最终浸出率预计不会 比搅拌浸出低很多。因此，推荐采用堆浸工艺处理 该氧化铜矿石。 表7 柱浸试验条件 T a b l e7C o n d i t i o n so fc o l u m nl e a c h i n gt e s t 矿样重料柱尺寸，浸出原液硫酸矿样粒级，浸出液流出速 量／k g m m 浓度， g L - 1 m m 度／ m L h - 1 3 ．4 萃取一反萃一电积试验 由于该矿石的铜品位较高，搅拌浸出或堆浸所 得浸出液的铜离子浓度较高，但若直接用于电积， 又含有F e 、C a O 、M j g o 、C 1 等较高的杂质元素，所 产铜的纯度达不到要求，所以选择萃取一反萃一电 积流程，以产出高纯度的金属铜。试验选用美国 C Y T E C 公司生产的M 5 6 4 0 作萃取剂。 采用搅拌浸出试验和柱浸试验获得的浸出液进 行萃取试验，必要时对试验浸出液的成分迸行适当 调整，以模拟工业生产时浸出液的可能成分。试验 结果显示，适宜的萃取条件为M 5 6 4 0 体积百分浓 度3 5 ％，稀释剂2 6 0 ．航空煤油，混合时间5m i n ， 常温5 级萃取；铜的萃取率大于9 8 ％。 萃取试验获得的载铜有机相铜浓度在1 6 1 7g ／L 范围，用该载铜有机相，在混合时间5m i n ，反萃 原液含铜2 5 { ；，L ，相比M O I 一2 l 的条件下，进 行多级反萃试验。根据试验结果，推荐工业生产的 反萃条件为，反萃原液C u2 5 学几、H S O , 1 8 0e ／L ，相 比A ／O 1 1 ，两级反萃。在此条件下，所获得的 反萃后液C u3 8g ／L 、H S O 。1 6 0g ／L ；贫有机相C u 3 ．1 以，该有机相返回萃取，仍能获得很好的铜萃 取效果。 电积试验采用生产上常用的铜电积技术条件进 行。电解新液中含有的有机相，采用澄清放置的方 法除去有机相。工业生产上，反萃后液可采用气浮 塔除油处理回收有机相。在试验条件下，电积的电 流效率可以达到9 6 ％以上，获得的阴极铜表面结晶 致密。 4 结论 本研究的氧化铜矿石具有氧化率高、结合率高 的特点，单一浮选工艺无法有效地处理该矿石。经 选冶联合及直接酸浸多方案比较，原矿堆浸一萃 取一反萃一电积工艺显现出较大优势，矿石的粒 度以一1 5n L r n 为宜，该工艺的特点是铜的浸出率 高，可获得优质阴极铜，项目投资省且生产运行成 本低。 参考文献 [ 1 ] 康有才．氧化铜矿处理方法述评[ J ] ．云南冶金，1 9 9 6 4 2 6 3 l [ 2 ] 戈保粱，张文彬．氧化铜矿选矿研究进展[ J ] ．云南冶金， 1 9 9 4 4 1 3 1 8 ． [ 3 ] 冷文华，卢毅屏，冯其明．氧化铜矿浮选研究进展[ J ] - 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