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1 4 有色金属 冶炼部分 2 0 0 6 年4 期 铜镍硫化矿尾矿中有价金属的湿法提取研究 谢燕婷,徐彦宾,闫兰,杨汝栋 兰州大学化学化工学院,甘肃兰州7 3 0 0 0 0 摘要以硝酸为氧化剂、硫酸为添加剂的混酸体系用于铜镍硫化矿尾矿中镍、铜、钴等有价金属的浸出, 镍、铜、钴浸出率分别可达9 1 .5 %,8 5 .0 %和5 4 .6 %。放大试验表明,这一混酸浸出方法的效果良好、操 作简便稳定。 关键词铜镍硫化矿尾矿;酸浸出;富集 中图分类号- T F S l l ;T F 8 1 5 ;T F S l 6 文献标识码A文章编号1 0 0 7 7 5 4 5 2 0 0 6 ] 0 4 0 0 1 4 0 4 S t u d i e so nt h eL e a c h i n go fN i ,C ua n dC of r o mN i - C uS u l f i d eT a i l i n g s X I EY a n t i n g ,X UY a n b i n ,Y A NL a n ,Y A N GR u d o n g C o l l e g eo fC h e m i s t r ya n dC h e m i c a lE n g i n e e r i n g ,L a n z h o uU n i v e r s i t y ,G a n s u7 3 0 0 0 0 ,C h i n a A b s t r a c t Am i x e dn i t r i c s u l p h u r i ca c i d si su s e dt or e c o v e rt h ev a l u a b l em e t a l sN i ,C ua n dC of r o ml o w g r a d eN i C us u l f i d et a i l i n g s ,t h el e a c h i n gr a t eo fN i ,C u ,a n dC oi s9 1 .5 %,8 5 .0 %a n d5 4 .6 %r e s p e c t i v e l yu n d e rl a b o r a t o r yc o n d i t i o n s .T h i sl e a c h i n gp r o c e d u r ei so p e r a t i o n a l l ys i m p l ea n de c o n o m i c a l ,w h i c hm a yb ea p p l i c a b l ei na n i n d u s t r ys c a l ef o rt h er e c o v e r yo fv a l u a b l em e t a l sf r o mN i C us u l f i d et a i l i n g s . K e y w o r d s N i C us u l f i d et a i l i n g s ;L e a c h i n g ;E n r i c h m e n t 经过多年采掘,镍资源日趋紧缺,自给不到一 半,镍、钴到2 0 1 0 年即成为紧缺矿种,到本世纪中 期我国现有镍矿将采完,资源形势十分严峻。对于 铜矿资源,特别是坑下开采的矿山,由于资源减少逐 步转入地下深部开采,作业条件越来越差,导致产量 锐减,成本升高uJ 。因此,研究低品位矿尾矿中镍、 钴、铜等有价金属的回收利用受到广泛关注L 2J 。目 前,酸浸出、盐溶液浸出、氨性溶液浸出、微生物浸 出等【3 - 5J 方法均有报道,但对尾矿中有价元素浸出 的研究尚不多见E 63 。 本文首次采用氧化酸解浸出,对尾矿进行了浸 出试验。研究了在加热和室温条件下,对浸出剂、浸 出温度、浸出时间、浸出剂用量、矿/浸出剂用量比等 影响浸出率的因素进行了系统研究。 1试验原料与方法 尾矿源自当地。试验所用试剂N H 4 N 0 3 、浓 H N 0 3 、浓H 2 S 0 4 、N a z S 9 H 2 0 、无水N a 2 C 0 3 均为分 析纯。 作者简介谢燕婷 1 9 7 8 一 ,女,宁夏银川人,博士研究生 样品中的有价元素 N i 、C u 、C o 、F e 的含量分别 通过原子吸收法和标准分析方法来测定。两种方法 的结果接近,原子吸收法的分析结果 % N i0 .2 3 、 C u0 .2 5 、C o0 .0 1 、F e1 0 .4 3 。 试验矿样直接由尾矿干燥而得。称取一定量矿 粉 1 0g 或2 0g ,依次加一定量蒸馏水 打湿矿样有 助于酸与矿样反应接触充分、均匀 、氧化剂、硫酸, 拌匀,酸解熟化一定时间后,用蒸馏水浸出3 次,离 心,将滤液过滤集中,残渣用少量蒸馏水洗涤2 ~3 次,并合并到浸出液中,过滤后,定容,供测定有价元 素含量。 2 结果与讨论 由于尾矿中有价元素的品位很低,常用的选矿 方法已无法使之富集,采用湿法浸出 包括化学细菌 法 ,或许是一条可行的途径。遗憾的是文献中关于 尾矿中有价元素浸出的报告很少,无法直接借鉴,因 此有必要对浸出剂及浸出条件进行试验。在考虑浸 出体系的时候不仅要考虑有价元素的存在形式 主 万方数据 有色金属 冶炼部分 2 0 0 6 年4 期 1 5 要为硫化物型 ,还要考虑浸出剂的人工操作是否方 便及有无污染等因素。综合考虑后我们放弃氨浸出 而采用酸浸出。由于硫酸价格较低廉,为有色冶炼 厂的副产品,有腐蚀轻、污染少等优点,所以尝试了 单独用硫酸作为浸出剂。初步试验表明,用硫酸为 浸出剂时,取矿样1 0g ,加蒸馏水2m L ,硫酸4m L , 常压室温下酸解2 天,N i 、C u 、C o 、F e 的浸出率分别 为 % 2 9 .3 5 、2 8 .0 0 、1 8 .1 8 、4 9 .0 l 。由此可见,单 独用浓硫酸时,尾矿中有价元素 N i 、C u 、C o 的浸出 率较低,同时有大量铁伴随浸出。氧化剂,如硝酸或 硝酸盐能有效分解金属硫化物,提高浸出率。但单 独使用硝酸成本较高并对工业设备的腐蚀较重。因 此,我们尝试了使用浓硫酸添加氧化剂的方法以提 高硫化矿中有价金属的浸出率。现以硝酸做氧化 剂为例,酸浸反应,如 1 ~ 5 所示 M 代表N i 、 C u 、C o 3 M S 8 H N 0 3 2 N O g 3M N 0 3 2 3 S o s 4 1 4 2 0 1 F e S 4I - I N 0 3 F e N 0 3 3 N O s o 2 I - I z O 2 M N 0 3 2 坞S 0 4 M S 0 4 2H N 0 3 3 守 s 2H N 0 3 1 H 2 S 0 4 2N O g 4 4 N O 2 0 2 H 2 0 2 H N 0 3 2 N O 5 为了提高氧化剂及硫酸的反应能力,我们先将 氧化剂及少量水溶液与矿粉拌成糊状物,然后加入 所需量的浓硫酸,则有大量的反应热使体系温度升 高有利反应进行。同时由于反应试剂保持高浓度, 这也有利浸出反应。我们把这个过程称为氧化酸 解。为了反应完全,可将反应体系在一定条件下熟 化一段时间,然后进行水浸。 以下分别讨论对不同氧化剂,以及氧化剂和硫 酸的用量和酸浸温度、时间等条件的试验研究结果。 2 .1 以N H 4 N 0 3 为氧化剂 预备试验表明,加入的适量N H 4 N 0 3 ,短时间内 高温熟化对有价元素的浸出率比单独使用硫酸浸出 率有明显提高。 2 .1 .1N H 4 N 0 3 用量 常温下,矿样1 0g ,加水0 .2m L 儋,浓硫酸4 m L ,液固比1 1 ~1 1 .5 4 ,氧化酸解4 8h ,试验如表 1 所示。 结果表明,随着N H 4 N Q 用量的增加,N i 浸出 率不断提高,但N H 4 N O ,用量过多,C u 和C o 的浸 出率有所下降。当N I - 1 4 N 0 3 与浓H 2 S 0 4 的摩尔数 比为1 3 .8 4 时,N i 和C u 浸出率大于8 5 %,C o 大于 5 0 %。 表1N H 4 N 0 3 用量对浸出率的影响 T a b l e1E f f e c to fN I l 4 N 0 3a m o u n to nl e a c h i n g N H 4 N 0 3 /g N i /%C u /% 0 .5 0 l ,0 2 .0 2 .5 3 .O 3 .5 4 .0 5 9 .8 7 4 .0 7 8 .3 8 6 .8 8 7 .6 9 0 .6 9 9 .3 7 1 .8 7 9 .8 8 1 .8 8 7 .5 8 6 .6 8 0 .5 8 1 .4 2 .1 .2 浓硫酸用量 常温下 矿样1 0g ,固定N H 4 N 0 3 用量 0 .0 3 7 5 m o l ,改变浓硫酸的用量,室温酸解4 8 h ,结果 见表2 。 表2 浓硫酸用量对浸出率的影响 T a b l e2E f f e c to ft t 2 S 0 4a m o u n to nl e a c h i n g 浓H 2 S O 。/m L N i /% C u /%C o /%F e /% 15 9 .8 2 1 .5 2 9 .1 7 .9 27 4 .0 4 0 .14 3 .65 .6 37 8 .36 7 .25 2 .72 8 .4 48 7 .68 6 .65 1 .73 5 .7 由表2 可知,室温下,固定N H 4 N 0 3 用量,减少 浓硫酸的用量,并不能有效提高浸出率。 因此,可以看出硝酸铵作为有效的氧化剂添加 硫酸浸出具有可行性。另外,工业上工厂往往产出 大量的硝酸,而且价格较便宜,操作工艺便利。由此 我们拟采用硝酸做氧化剂进行了研究。 2 .2 以H N O a 为氧化剂 2 .2 .1 加热条件下,影响浸出率的因素 2 .2 .1 .2 H N 0 3 与H 2 S O 。的用量 保持酸度一定,改变H N 0 3 的用量,矿样2 0g , 1 .4m L 蒸馏水,1 0 0 ℃下熟化2h 。结果如表3 。 表3t l N 0 3 的用量对浸出率的影响 T a b l e3T h ee f f e c to fn i t r i ca c i d0 1 1l e a e h i n g H N 0 3 /m LH 2 S 0 4 /m LN i /%C u /%C o /%F e /% 2 6 .5 5 7 .19 1 .04 2 .7 4 1 .8 45 .87 0 .19 1 .05 5 .44 1 .2 65 .07 8 .39 3 .06 1 .43 3 .3 84 .2R 1 .58 5 .06 】.43 1 .2 可见总酸度一定时,C u 有较高的浸出率。随着 氧化剂量的增加,N i 的浸出率明显提高,C o 的浸出 率也逐渐增加。同时也注意到硫酸量越少,铁的浸 出率就越低些 工业上对浸取有价金属除铁工艺较 %一O 6 9 6 4 5 7№一凹勰凹儿卯靳弱 %一6 4 4 2 7 4 9胁一“弘钉锅钉“弘 万方数据 1 6 有色金属 冶炼部分 2 0 0 6 年4 期 复杂,所以铁越低越有利于分离纯化有价金属 ,这 正是工业上所需求的一项技术指标。 2 .2 .1 .2 硫酸用量 固定H N 0 3 量6 .0m L ,矿样2 0g ,水1 .4m L , 1 0 0 ℃熟化2h ,改变硫酸用量,结果见表4 。 表4 浓H 2 S 0 4 用量对浸出率的影响 T a b l e4E f f e c to fH 2 S 0 4o nl e a c h i n g 0 .6 1 .O 1 .6 2 .0 3 .O 4 .0 8 5 .37 0 .32 1 .60 .5 4 8 8 .67 8 .02 3 .62 .5 5 9 0 .78 0 .O2 2 .4 2 .5 5 9 1 .5 8 5 .0 2 4 .O 1 1 .6 3 9 2 .67 6 .02 3 .22 0 .2 3 9 7 .87 5 .52 2 .82 5 .8 0 由表4 可以看出,N i 浸出率随着硫酸用量的增 大而增大 钴的浸出率基本不变 ,硫酸用量过大, C u 的浸出率有所损失,铁的浸出率增长幅度也更 大,因此不宜使用过多的硫酸,以2m L 为宜。 上述结果说明加热酸解浸出可获得满意的浸出 效果,但是保温酸解势必要用到保温设备并增加能 耗。为了简化浸出条件,降低能耗,我们试验了室温 酸解浸出。 2 .2 .2 室温下,浸取因素对浸出率的影响 2 .2 .2 .1 酸解时间 室温下,从动力学角度考虑,需要氧化酸解的时 间也就需要比在高温下浸出的时间相应的增加。因 此应对酸解时间做进一步的考察,矿样2 0g ,1 .4 m L 蒸馏水,硝酸6m L 浓硫酸2m L ,结果如表5 所示。 表5 酸解时间对浸出率的影响 T a b l e5E f f e c to fa c i d o l y s i st i m eo nl e a c h i n g 酸解时间/d N i /%C u /%C o /%F e /% 68 3 .35 9 .94 9 .22 7 .7 88 7 .85 9 .54 8 .03 2 .2 1 09 4 .58 7 .95 4 .0 3 5 .0 1 28 9 .18 9 .25 1 .13 3 .9 1 47 5 .69 0 .53 9 .83 3 .3 表5 结果说明,酸解6 ~1 0 天,浸出率随时间增 加而增高,但时间太长,对N i 和C o 浸出不利,这可 能是F e 2 随时间增长而被氧化成F e 3 ,并水解沉淀 使部分有价元素被包裹吸附而降低了浸出率。 2 .2 .2 .2 硫酸用量 降低氧化剂用量,增加硫酸用量以降低成本,进 行了以下2 组试验,矿样2 0g ,水1 .4m L ,室温 ~ 1 4 ℃ 下,酸解1 0 天,浸出结果见表6 。 表6 硫酸用量对浸出率的影响 T a b l e6E f f e c to fs u l p h u r i ca c i do nl e a c h i n g 浓硫酸/m L 硝酸/m L N i /% 5 9 .0 5 3 .7 5 1 .2 5 7 .0 6 8 .O 6 3 .5 C u /% 7 3 .5 7 4 .8 7 5 .5 8 2 .2 8 4 .9 8 5 .3 C o /% 4 0 .6 3 5 .0 3 5 .8 3 1 .3 4 0 .4 4 7 .2 F e /% 4 9 .4 5 2 .2 5 3 .2 3 0 .0 3 6 .4 3 4 .5 1 1 1 1 .2 1 .2 1 .2 由表6 可知,氧化剂的用量从6m L 减小到1 .0 或1 .2m L ,N i 浸出率明显降低。在氧化剂为1 .0 或1 .2m L 下,增加硫酸的用量,浸出率也有一定的 增加,但提高幅度不大。 综合前述,在矿硝酸硫酸 1 0g 3m L 1m L 的配料条件下,在室温酸解1 0 天后用水浸出可得满 意的浸出结果。 3 放大试验 室温下,放大试验对1h 矿样先用0 .1 5L 蒸 馏水搅匀后,加入0 .3L 硝酸,0 .1 1L 浓硫酸。酸 解1 0 天后,再用蒸馏水浸取3 次,洗涤2 次。得 2 .1L 浸出液 p H 0 .8 8 。N i 、C u 、C o 、F e 的浸出率 分别为 % 8 3 .5 、7 7 .5 、5 3 .8 、1 6 .1 。可见,浸出有 价金属 镍、铜、钴 的同时也伴随着浸出了大量的铁 离子,其对进一步纯化富集、分离过程有极大的干 扰。用黄钠铁矾法,从此混酸体系所得的浸取液中 除铁,很容易满足成矾的条件,有滤渣过滤性能好, 主金属损失量小等优点,且除铁效果好,同时设备简 单,投资不高。M H O 公司研究出了用N a z S 为沉淀 剂从富钴溶液中用硫化物沉淀分离镍的方法[ 7 】, AV a nd e nS t e e n 等用N a H S 做沉淀剂分离锌溶液中 的镍钴[ 8 ] 。H 2 S 作沉淀剂,常需加压加热,操作条件 苛刻,不利生产。多次试验后,我们选择用N a 2 S 为 沉淀剂从上述除铁后的溶液中用硫化物沉淀的方法 富集镍铜钴。 3 .1 除铁 由于酸浸出后的溶液,强酸将生成的二价铁几 乎全部氧化为三价铁离子 F d 占总铁的2 .5 % 。 由预备试验得,除铁过程不加入氧化剂 如氯酸钠 , 不影响除铁的效果。 除铁条件空气氧化、9 0 ~9 5 ℃、用无水 N a 2 C O ,中和 N a /F e 3 摩尔比1 .5 ~1 .7 、p H2 .0 - - 2 .5 、反应时间2 ~4h ,试验结果为除铁率9 8 .5 %、黄钠铁钒中铁含量占3 1 %- 3 2 %、溶液中的N i , 万方数据 有色金属 冶炼部分 2 0 0 6 年4 期 1 7 C u ,C o ,F e 含量分别为0 .8 7 7 ,0 .8 3 0 ,0 .0 2 7 , 0 .1 0 2g /L ;有价金属N i ,C u ,C o 在溶液中的损失 分别为6 %、1 0 %、2 %。为减少有价金属在铁渣中 的损失,铁渣应进行多次洗涤,滤液返回除铁系统。 3 .2富集 用硫化钠做沉淀剂,常温常压下,从除铁后的酸 浸液中沉淀富集有价金属N i 、C u 、C o ,试验了影响回 收率及富集效果的诸多因素,如沉淀剂加入量、温 度、酸度。在合适条件下N i 、C u 、C o 回收率均大于 9 5 %,富集效果明显。在此基础上,进行扩大试验, 得到相近结果,并用选择比定量的表征了N i 、C u 、C o 的富集效果。此富集产物可作为中间产品并人传统 冶炼体系,也可溶解后用溶剂萃取法分离纯化,制取 高纯N i 、C u 、C o 产品。 室温下,向上述除铁后液 p H 2 .5 以0 .3 ~ 0 .5m L /m i n 速度滴加已配制好的1 0 %N a 2 S 溶 液,不断搅拌4 ~6h ,使N i 、C u 、C o 全部沉淀完全, 最终p H 达7 .5 。在N a 2 S9 .2g /L 、沉淀时间5 .5h 条件下,回收率 % N i9 5 、C u9 9 、C o9 8 、F e9 5 ;硫 化物中金属含量 % N i8 、C u7 、C o0 .2 4 、F e1 .1 。 综上看出,只要使N i ,C u ,C o 最大量的沉出, 而消耗的N a 2 S 量尽量少,且沉出的F e 3 尽量少,即 达到富集的目的。以硫化钠做沉淀剂,在常温常压 下,从硫化镍铜矿尾矿的酸浸液中一次性完全沉淀 N i 、C u 、C 0 ,使有价金属有效富集,消除了大体积操 作带来的负面影响。 4结论 对铜镍硫化矿选矿尾矿中有价元素 N i 、C u 、 C o 的湿法酸浸方法进行了较系统的研究,采用浓 硫酸和氧化剂共浸可有效提高有价元素的浸出率。 硝酸铵和硝酸是可供选择的有效氧化剂,加热酸解 和室温酸解均可得到满意地浸出率,加热酸解可大 幅度缩短酸解时间,但要增加设备和能耗。室温酸 解对设备要求不高,且节省能量,便于生产。最佳的 浸出条件为矿样 质量 、硝酸 体积 、硫酸 体积 和 水 体积 的比例为1 0 .3 0 .1 0 .0 7 ,室温酸解1 0 天后,N i ,C u ,C o 的浸出率分别为9 1 .5 %,8 5 .0 % 和5 4 .6 %。进一步的除铁及硫化富集试验除铁率 达9 8 .5 %、镍、铜富集达到7 %~1 0 %。 参考文献 [ 1 ] 何焕华,蔡乔方.中国镍钴冶金[ M ] .北京冶金工业出 版社,2 0 0 0 5 4 1 5 5 8 . 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