某铜矿综合回收试验研究.pdf

2 0 1 3 年第9 期 有色金属 冶炼部分 h t t p ／] y s y l ．b g r i m m ．c n d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 0 0 7 - 7 5 4 5 ．2 0 1 3 ．0 9 ．0 0 4 某铜矿综合回收试验研究 杨涛，刘吉波，包新军，昊希桃 湖南稀土金属材料研究院，长沙4 1 0 1 2 6 摘要采用选冶联合流程综合回收新疆某铜矿中有价金属。结果表明，先采用铜浮选得到品位 1 8 ．0 1 ％的铜精矿，铜回收率达9 0 ％。选铜尾矿再磁选得到含钪5 4g ／t 、铁5 9 ．2 8 ％和钛1 9 ．0 8 ％的强 磁精矿。强磁精矿在液固比5 1 、9 0 ℃、1 2m o l ／L 盐酸浸出2h 时，钪、铁、钛的浸出率分别为 9 2 ．5 8 ％、8 0 ．9 7 ％和1 3 ．8 8 ％。酸浸液采用P 2 0 4 T B P 萃取钪，钪萃取率达9 0 ％，总回收率8 5 ％以 上；采用N 2 3 5 萃取铁，铁萃取率达9 9 ％，总回收率8 0 ％以上；采用酸浸一水解回收钛，钛总回收率 8 5 ％以上。 关键词铜矿；强磁精矿；回收率；综合回收 中图分类号T F 8 1 1文献标志码A文章编号1 0 0 7 7 5 4 5 { 2 0 1 3 0 9 0 0 1 1 - 0 4 S t u d yo nC o m p r e h e n s i v eR e c o v e r yo fC o p p e rO r e Y A N GT a o ，L I Uj i b o ，B A OX i n j u n ，W UX i t a o H u n a nR a r e - e a r t hM e t a lR e s e a r c hI n s t i t u t e ，C h a n g s h a4 1 0 1 2 6 ，C h i n a A b s t r a c t T h ed r e s s i n g m e t a l l u r g yc o m b i n a t i o np r o c e s s e sf o rc o m p r e h e n s i v er e c o v e r yo fv a l u a b l em e t a l s f r o mc e r t a i nc o p p e ro r ei nX i n j i a n g ，C h i n aw a ss t u d i e d ．T h er e s u l t ss h o wt h a tc o p p e rc o n c e n t r a t ew i t h c o p p e rg r a d eo f1 8 ．0 1 ％a n dc o p p e rr e c o v e r yo f9 0 ％i sp r o d u c e db yf l o t a t i o n ．M a g n e t i cc o n c e n t r a t i o ni s o b t a i n e df r o mt a i l i n g sb ym a g n e t i cs e p a r a t i o nw i t hs c a n d i u mo f5 4g ／t ，i r o no f5 9 ．2 8 ％，a n dt i t a n i u mo f 1 9 ．0 8 ％．M a g n e t i cc o n c e n t r a t ei sa c i dl e a c h e da n dt h el e a c h i n gr a t eo fs c a n d i u m ，i r o na n dt i t a n i u mi s 9 2 ．5 8 ％，8 0 ．9 7 ％a n d1 3 ．8 8 ％r e s p e c t i v e l yu n d e rt h ec o n d i t i o n si n c l u d i n gr a t i oo fl i q u i dt os o l i do f5 1 ， t e m p e r a t u r eo f9 0 ℃，t i m eo f2h ，a n dh y d r o c h l o r i cc o n c e n t r a t i o no f12m o l ／L ．S c a n d i u mi ss o l v e n te x t r a c t e dw i t hP 2 0 4 T B Pf r o ma c i d i cl e a c h i n gs o l u t i o nw i t hs c a n d i u me x t r a c t i o nr a t eo f9 0 ％a b o v ea n dt o t a lr e c o v e r yo f8 5 ％a b o v e ．I r o ni ss o l v e n te x t r a c t e dw i t hN 2 3 5f r o ma c i d i cl e a c h i n gs o l u t i o nw i t he x t r a c - t i o nr a t eO f9 9 ％a n dt o t a lr e c o v e r yo f8 0 ％a b o v e ．T i t a n i u mi sh y d r o l y z e df r o ma c i dl e a c h i n gr e s i d u ew i t h t o t a lr e c o v e r yo f8 5 ％a b o v e ． K e yw o r d s c o p p e ro r e ；s t r o n gm a g n e t i cc o n c e n t r a t e ；r e c o v e r y ；c o m p r e h e n s i v er e c o v e r y 新疆某铜矿是一座新建的年产6 0 万t 铜矿的 现代化矿井，选矿规模20 0 0t ／d 。该矿含铜 0 ．6 3 ％、铁7 ．5 5 ％、钛0 ．8 5 ％和钪2 0g ／t ，采用浮选 的方法得到高品位的铜精矿，而铁、钛、钪基本富集 于选铜尾矿中。为进一步提高尾矿利用率，开发尾 矿价值，必须考虑综合回收其中的有价元素，特别是 高价值的钪。 钪及其化合物具备特殊的性能，被誉为新世纪 战略资源，应用范围广泛n 3 。工业上从含钪量低的 原料中富集、分离和提取高纯钪的过程相当复杂，致 收稹日期2 0 1 3 0 3 1 5 作者简介杨涛 1 9 8 8 一 。男，江西萍乡人，硕士，工程师；通信作者刘吉波 1 9 7 3 一 ，男，长沙人，博士，高级工程师 万方数据 1 2 有色金属 冶炼部分 h t t p ／／y s y l ．b g r i m m ．c n 2 0 1 3 年第9 期 使钪的产量不大，价格昂贵埋一。据报导，目前国内市 场上钪的实际需求量远远大于国内生产能力∽j 。工 业上从含钪原料中提取钪的方法有还原熔炼法、硫 酸化焙烧法、废酸洗液浸出、硼酸盐或碳酸盐熔融、 碳酸钠溶液浸取、直接用浓度为5 0 ％的硫酸浸出及 浓盐酸浸出等。8 l 。分离钪的方法有萃取法、离子 交换法和沉淀法。9 ‘1 1 『。T 业上主要应用萃取法，不 同的只是在萃取剂上的选择不同，但钪的提取技术 还是存在很多问题，如生产成本高、钪回收率低 等。12 I 。 目前综合回收铁、钛等有价元素的研究很多，有 些方法也已经实现工业化。在湿法冶金中，铁的回 收主要是采用N 2 3 5 萃取o3 。1 4 j 。钛的回收主要采用 硫酸浸出后水解，再煅烧成钛白粉0 1 5 2 1 ] 。 本试验首先采用浮选工艺处理新疆某铜矿得到 铜精矿，选铜尾矿采用磁选方法获得钪、铁、钛品位 高的强磁精矿，再经酸浸、萃取、水解等化学方法提 取分离后，综合回收其中的有价元素钪、铁、钛等。 1试验部分 1 ．1 试验原料 本试验采用新疆某铜矿为原料，其荧光光谱分析 结果为 ％ O4 3 ．4 4 40 、N a3 ．2 7 14 、M g5 ．8 7 82 、A l 9 ．2 7 02 、S i2 1 ．6 9 70 、P0 ．2 4 30 、S0 ．3 4 38 、K0 ．5 0 5 2 、C a5 ．6 0 01 、T i0 ．8 5 03 、M n0 ．3 9 88 、F e7 ．5 5 18 、C u 0 ．6 3 44 、B a0 ．1 1 49 。X R D 谱如图1 所示。 、钠长T - 方解了 绿泥7 q 磁铁曰 p 滑7 i 石英 j 闪石 2 t．“J“J5 “ 2 0 ／ 。 图1 某铜矿的X R D 谱 F i g ．1 X R Dp a t t e r no fc o p p e rm i n e 原矿中主要矿物分布为 ％ 钠长石5 2 ．9 7 、方 解石1 6 ．3 6 、绿泥石1 5 ．1 1 、滑石7 ．4 8 、磁铁矿6 ．3 8 、 石英1 ．2 0 、闪石0 ．5 0 。上述矿物中的含钪量分别为 g ／t 钠长石1 7 ．0 0 、方解石2 4 ．4 8 、绿泥石1 0 ．1 2 、 滑石5 ．0 6 、磁铁矿4 0 ．0 0 、石英1 ．8 7 、闪石痕量。 可知，钪在磁铁矿中的含量最高，另外，根据各 矿物的物性参数。22 。2 “，磁铁矿在磁性上与其他矿物 相差很大，可以采用磁选的方法将磁铁矿分选出来， 得到钪、铁、钛品位较高的强磁精矿。 1 ．2 设备与试剂 主要设备有X F D 3 浮选机、C N 4 0 一X C R S 磁选 机、P F E l5 0 颚式击碎机、X S B 一9 3 击式振筛机、 X Z M 一1 0 0 振动磨样机、S R J X 一4 1 3 高温箱式电阻 炉、8 5 2 型恒温磁力搅拌器、2 X Z 一0 ．5 型旋片真空抽 滤机、真空干燥箱、研磨钵和研磨棒、刚玉坩埚等。 主要试剂有B Y 3 0 9 、丁铵黑药、盐酸、硫酸、硫 酸铵、P 2 0 4 、T B P 、N 2 3 5 、仲辛醇、煤油、双氧水、草 酸、氢氧化钠等。 1 ．3 分析及检测方法 采用X 射线荧光光谱仪分析矿物化学成分，X 射线衍射仪分析物相组成，电感耦合等离子光谱发 生仪分析溶液中元素浓度及固体中元素含量。 2结果与讨论 2 ．1 选矿工艺 图2 为该铜矿的选矿工艺流程图。采用 B Y 3 0 9 和丁铵黑药浮选铜，铜品位可从原矿的 0 ．6 3 ％提高至1 8 ．0 1 ％，回收率高达9 0 ％。选铜尾 矿再采用弱磁和强磁磁选获得强磁精矿，产率为 5 ．4 0 ％。强磁精矿含T i1 9 ．0 8 ％、F e5 9 ．2 8 ％、S c 5 4g ／t 。可知，强磁精矿中钪、铁、钛的品位得到提 高，可作为回收钪、铁、钛等有价元素的原料。 2 ．2 酸浸工艺 分别取5 0g 强磁精矿粉末 粒度 o ．0 7 4r a m ， 按5 1 的液固比加入不同的浸出剂，在9 0 ℃浸出4 h 后过滤得到浸出液，并测定钪的浸出率。当采用的 浸出剂分别为2 ．5m o l ／I 。H S O 。、9 ．2m o l ／I 。H 2 S O 。、 1 8m o l ／I ，H 2 S ；、2m o l ／I 。 N H I S 0 4 、1 6m o l ／I 。 H N 。和1 2t o o l ／I 。H C l 时，钪浸出率分别为 ％ 6 1 ．0 1 、7 3 ．2 6 、7 4 ．0 3 、3 3 ．9 7 、3 2 ．5 6 、9 6 ．8 6 。由此可知， 钪浸出率随浸出剂硫酸浓度的增加而增大，因此，考 虑采用高浓度的酸浸出。各不同浸出剂的钪浸出率 结果表明，浸出效果H N 。 N H ； s o , H s o , H C l ，因此后续试验选用盐酸浸出。不同盐酸浓度的 浸出条件试验结果见表1 。 根据表1 结果，可确定最佳酸浸工艺条件为1 2 t o o l ／L 盐酸浸出，液固比5 1 ，浸出温度9 0 ℃，浸 出时间2h 。在此条件下各主要有价元素的浸出率 分别为 ％ T i1 3 ．8 8 、F e8 0 ．9 7 、S c9 2 ．5 8 。 万方数据 2 0 1 3 年第9 期 有色金属 冶炼部分 h t t p ／／y s y l ．b g r i m m ．c n 1 3 图2 新疆某铜矿的选矿工艺流程图 F i g ．2 M i n e r a lp r o c e s s i n gf l o wd i a g r a mo f X i n j i a n gc o p p e ro r e 表1 酸浸试验结果 T a b l e1R e s u l t so fa c i dl e a c h i n ge x p e r i m e n t 根据以上酸浸工艺条件以及有关回收钪、铁、钛 的文献，确定钪、铁、钛分别以P 2 0 4 T B P 萃取、 N 2 3 5 萃取以及酸浸一水解的方法综合回收，从而拟 定图3 所示的工艺流程。 根据图3 的工艺流程，回收钪、铁、钛的具体工 艺条件如下 1 钪的回收采用1 2m o l ／L 盐酸按液固比5 1 将强磁精矿中的钪、铁、钛浸出，酸浸液直接在有机 相组成为2 5 ％P 2 0 4 5 ％T B P 7 0 ％煤油、相比 O ／A 1 ／1 5 的条件下萃取钪，钪萃取率达9 0 ％，负 载有机相经多级洗杂除铁、钛后用碱反萃，反萃后的 强磁精矿 篮耋 图3强磁精矿综合回收工艺流程图 F i g ．3 P r o c e s sf l o wd i a g r a mf o rc o m p r e h e n s i v er e c o v e r yo fs t r o n gm a g n e t i cc o n c e n t r a t e 万方数据 1 4 有色金属 冶炼部分 h t t p ／] y s y l ．b g r i m m ．c n 2 0 1 3 年第9 期 碱饼经稀盐酸溶解后采用草酸沉淀～高温锻烧制备 氧化钪，钪的总回收率达8 5 ％以上。 2 铁的回收将萃钪余液和萃钪洗液合并后，采 用有机相组成为2 0 ％N 2 3 5 3 0 ％仲辛醇 5 0 ％煤 油萃取铁，相比O ／A 一1 ／2 ，振荡混合时间1 5m i n ， 铁的摹取率高达9 9 ％，然后用0 ．1m o l ／L 的稀盐酸 反萃，相比O ／A 2 ／1 ，反萃时间1 0m i n ，2 级反萃， 反萃液基本为氯化铁溶液，采用碱沉淀及灼烧工序 制得铁红产品，铁的总回收率可达8 0 ％以上。 3 钛的回收将萃铁余液和萃铁洗液合并后，按 液固比1 2 加入1 8m o l ／L 硫酸到酸浸渣中，混合 物料先在1 5 0 ～1 8 0 ℃搅拌浸出时间1 ．5h ，趁热过 滤，酸浸液再进行水解。水解条件1 0 0 ～1 1 0 ℃水 解2 ．5h ，并加入2 ％～3 ％的T i O 。晶种，然后采用 1 ％的稀硫酸在4 0 ～5 0 ℃洗涤除杂，稀硫酸用量 2 0 ％，解析出偏钛酸 H 。T i O 。 ，再经煅烧得钛白粉 T i O 。 。煅烧条件滤渣先在3 0 0 ℃保温4 0m i n ， 再在6 5 0 ℃保温1 0 0m i n ，最后在9 0 0 ℃保温4 0 m i n 。钛的总回收率达8 5 ％以上。 该工艺不仅提取了高价值的钪，而且有效地对 铁、钛有价元素进行了综合回收，为企业带来了一定 的经济效益。 3结论 1 新疆某铜矿先经浮选选铜、再磁选选铁后，得 到含铜1 8 ．0 1 ％的铜精矿和含钪5 4g ／t 、铁 5 9 ．2 8 ％、钛1 9 ．0 8 ％的强磁精矿。 2 在浸出温度9 0 ℃、浸出时间2h 、液伺比5 1 的条件下，采用1 2m o l ／L 盐酸浸出强磁精矿，钪、 铁、钛的浸出率分别为9 2 ．5 8 ％、8 0 ．9 7 ％和 1 3 ．8 8 ％。 3 酸浸液采用P 2 0 4 T B P 萃取钪，钪萃取率 达9 0 ％，总回收率达8 5 ％以上；采用N 2 3 5 萃取铁， 铁萃取率可达9 9 ％，总回收率达8 0 ％以上；采用酸 浸一水解回收钛，钛总回收率达8 5 ％以上。 参考文献 [ 1 - 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