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一种利用高化剂从含锌精矿中选择性除锌的方法

阅读:725发布:2024-02-26

专利汇可以提供一种利用高化剂从含锌精矿中选择性除锌的方法专利检索,专利查询,专利分析的服务。并且本 发明 涉及一种利用高 铁 氧 化剂从含锌 铜 精矿中选择性除锌的方法,包括以下步骤:将含锌铜精矿与 水 混合成矿浆,接着向矿浆中加入高铁 氧化剂 ,并进行搅拌 浸出 ;将浸出后的矿浆过滤得到选择性除锌后的高品位铜精矿和含锌滤液;将所述滤液回收制得高锌产物。本发明可以提高含锌铜精矿中铜的品位,锌的脱出率可达到80%以上;本发明不涉及高温高压,避免污染气体的产生,成本低,有利于环境保护。,下面是一种利用高化剂从含锌精矿中选择性除锌的方法专利的具体信息内容。

1.一种利用高化剂从含锌精矿中选择性除锌的方法,包括以下步骤:
(1)将含锌铜精矿制备为矿浆,向矿浆中加入高铁氧化剂,并进行搅拌浸出
(2)将浸出后的矿浆固液分离得到选择性除锌后的低锌高品位铜精矿和含锌浸出液;
(3)将所述低锌高品位铜精矿进行铜冶炼得到金属铜,从所述含锌浸出液中回收锌。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:步骤(1)中,所述含锌铜精矿的铜品位为
15%-30%,锌品位为≤22%。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:步骤(1)中,所述矿浆的浓度为≤40%。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:步骤(1)中,所述高铁氧化剂为硫酸铁、氯化铁和硝酸铁中的一种或多种,控制Fe(III)浓度为0.05 2.40mol/L。
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5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:步骤(1)中,在浸出时,调节矿浆的pH为0.1
3.0。
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6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:步骤(1)中,控制浸出温度为20~95℃。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:步骤(1)中,所述搅拌转速为15 700 rpm。
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8.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:步骤(1)中,控制浸出过程中浸出体系相对于饱和/氯化银电极的电位为380 810 mV。
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9.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:步骤(1)中,搅拌浸出的时间≥0.5小时。
10.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:步骤(1)中,还加入有强化学氧化剂:过氧化物、氯的高价含氧酸及其盐、硝酸盐、高锰酸盐、过氧酸盐中的一种或多种。

说明书全文

一种利用高化剂从含锌精矿中选择性除锌的方法

技术领域

[0001] 本发明涉及湿法冶金和矿物加工领域,具体为一种利用高铁氧化剂从含锌铜精矿中选择性除锌的方法。

背景技术

[0002] 我国拥有比较丰富的铜锌矿产资源,但由于铜锌矿物嵌布粒度细、共生关系复杂、铜离子容易活化锌矿物,被活化后的锌矿物的可浮性与铜矿物相似,导致铜锌矿浮选分离不彻底,一般浮选得到的铜精矿中含有高含量的锌。目前铜锌硫化矿的浮选分离仍然是选矿界存在的一大难题,虽然多年来国内外选矿工作者进行了大量的研究工作,也取得了一些研究成果,但对于一些嵌布关系、成分组成复杂难选的铜锌硫化矿石,现有的成熟选矿工艺还难以获得较为理想的分选指标。
[0003] 普通铜精矿的熔点一般在1100 1150℃之间,在含锌高的炉料中,因Zn大多是以~ZnS状态存在,ZnS熔点1650℃,所以高锌铜精矿的熔点高于普通铜精矿。在火法炼铜的原料中Zn是以ZnS的形式存在,而ZnS的结构致密,故它是一种比较难氧化的物质,加之氧化后生成的硫酸盐和氧化物是一种很致密的膜层,它紧紧地包在未被氧化的硫化锌颗粒表面,阻碍了氧的渗入。硫化锌在铜和炉渣中的溶解度很小,大部分硫化锌是机械混在其中的,当其进入液体熔炼产物后,便会恶化产物的性质,使其变得粘稠,不宜分离,很难从炉内放出。
另外,当炉料中硫化锌含量较高时,就可能在冰铜和炉渣之间形成一层难溶的横隔膜,这种横隔膜主要由硫化锌、硫化铁和硫化铜所组成,这种中间层会严重的阻碍冰铜与炉渣的分离,使渣中铜的损失增加。
[0004] 在传统火法工艺中,冶炼温度主要取决于炉渣的温度,而炉渣温度是由炉渣成分所决定的。针对高锌难熔铜精矿,一般采取改变炉渣类型提升炉内温度,促进炉内物料的流动。或通过配料使进入冶炼的铜精矿中锌品位小于5%。提升炉内温度一方面不经济,另一方面冶炼厂的铜精矿往往来自不同的地方,性质差异大,不同性质的精矿就需要不同的炉渣配方。在配料的过程中,往往为了处理少部分高锌铜精矿,而不得不加入大量高品质铜精矿。所以冶炼厂在购买锌杂质含量超标的铜精矿时,都会压低铜精矿价格以弥补处理该类矿石增加的成本。在熔炼过程中一部分闪锌矿被氧化形成氧化物进入炉渣,部分转化成锌,因锌的沸点低(907℃)形成锌蒸汽挥发进入炉气中。但大部分硫化锌保持不变而进入冰铜和炉渣中。锌分布杂乱不利回收,造成精矿中锌资源的浪费。
[0005] 针对火法处理高锌铜精矿遇到的种种困难,国内外学者对湿法冶金方法处理高锌铜精矿也做了大量的研究工作,并认为湿法冶金是难选、复杂、多变铜锌矿物分离的有效途径。
[0006] 早在上世纪五十年代后期,日本、刚过和美国就先后采用焙烧-浸出-电积法(R-L-E法),建设了一些冶炼厂,分别处理铜锌混合矿。五八年我国开始进行这方面的试验研究工作。该方法的主要工序包括:精矿预处理、硫酸化焙烧、制酸、焙烧矿浸出、浸出液净化、铜电解、电解废液和浸出渣处理等。该方法可以处理复杂铜精矿和铜锌混合精矿。但缺点是流程长,耗酸量大,一般需要建设硫酸厂,投资大。
[0007] 悬浮电解可对一系列金属(铜、铅、锌、镍、钼、金、等)进行悬浮电解。悬浮电解的机理是矿粒-电解液-阳极-空气共同参与的综合反应。通过研究者的试验证明,控制适宜条件,即可同步浸出铜、锌矿物,也可在悬浮电解过程中部分浸出锌,使悬浮电解渣作为含锌合格的铜精矿。由于锌的电位低,悬浮电解液成分复杂,往往达不到净化要求,锌综合回收困难。
[0008] 在湿法冶金精炼阶段大量锌的存在也会妨碍电解过程的正常进行,例如,增加电解液的电阻密度,使阳极泥的沉降速度减慢,甚至在阴极上与铜离子共同放电影响铜的质量
[0009] 因此,无论是传统的火法炼铜还是湿法冶金,高锌含量的铜精矿制铜过程均存在不少问题。

发明内容

[0010] 本发明提出一种在常压条件下,通过控制浸出工艺条件,就能实现选择性浸出含锌铜矿物中锌的方法。同时浸出液成分简单,易于净化,便于浸出锌的综合回收。
[0011] 本发明解决现有技术问题采用以下技术方案:一种利用高铁氧化剂从含锌铜精矿中选择性除锌的方法,包括以下步骤:(1)将含锌铜精矿制备为矿浆,向矿浆中加入高铁氧化剂,并进行搅拌浸出;
(2)将浸出后的矿浆固液分离得到选择性除锌后的低锌高品位铜精矿和含锌浸出液;
(3)将所述低锌高品位铜精矿进行铜冶炼得到金属铜,从所述含锌浸出液中回收锌。
[0012] 作为优选,步骤(1)中,所述含锌铜精矿的铜品位为15%-30%,锌品位为≤22%。
[0013] 作为优选,步骤(1)中,所述矿浆的浓度为≤40%。
[0014] 作为优选,步骤(1)中,所述高铁氧化剂为硫酸铁、氯化铁和硝酸铁中的一种或多种,控制Fe(III)浓度为0.05 2.40mol/L。~
[0015] 作为优选,步骤(1)中,在浸出时,调节矿浆的pH为0.1 3.0。~
[0016] 作为优选,步骤(1)中,控制浸出温度为20~95℃。
[0017] 作为优选,步骤(1)中,所述搅拌转速为15 700 rpm。~
[0018] 作为优选,步骤(1)中,控制浸出过程中浸出体系相对于饱和银/氯化银电极的电位为380 810 mV。~
[0019] 作为优选,步骤(1)中,搅拌浸出的时间≥0.5小时。
[0020] 进一步地,步骤(1)中,还加入有强化学氧化剂:过氧化物、氯的高价含氧酸及其盐、硝酸盐、高锰酸盐、过氧酸盐中的一种或多种。可强化脱锌效果。
[0021] 本发明具有如下优点:1、通过本发明的方法可以提高含锌铜精矿中铜的品位,锌的脱出率可达到80%以上;2、浸出液成分简单,易于净化,利于锌的综合回收;3、本发明不涉及高温高压,避免污染气体SO2和H2S的产生,成本低,有利于环境保护;4、本发明方法流程和设备结构简单,易于实现工业化生产。

具体实施方式

[0022] 为了使本发明实现的技术手段、创作特征、达成目的与功效易于明白了解,下面结合具体实施例,进一步阐述本发明。应当理解,此处所描述的具体实施例仅用以解释本发明,并不用于限定本发明。
[0023] 实施例1:将铜品位为19%,锌品位为14%的含锌铜精矿制备成矿浆,矿浆的浓度为2%,接着向矿浆中加入高铁氧化剂氯化铁,控制Fe(III)浓度为0.05 2.40mol/L,并进行搅拌浸出,在浸出~
时调节矿浆的pH为1.5 2,控制浸出温度为35℃,搅拌转速为50 700 rpm,再加入过氧化物~ ~
双氧,控制浸出过程中浸出体系相对于饱和银/氯化银电极的电位为380 500 mV,搅拌浸~
出的时间为48小时。将浸出后的矿浆过滤得到选择性除锌后的低锌高品位铜精矿和含锌浸出液,将所述低锌高品位铜精矿进行铜冶炼得到金属铜,从所述含锌浸出液中回收锌。经测定,高品位铜精矿的锌品位为1.89%,锌的脱出率为85%。
[0024] 实施例2:将铜品位为20%,锌品位为12%的含锌铜精矿制备成矿浆,矿浆的浓度为20%,接着向矿浆中加入高铁氧化剂硫酸铁,控制Fe(III)浓度为0.05 2.40mol/L,并进行搅拌浸出,在浸~
出时调节矿浆的pH为1.5 2,控制浸出温度为45℃,搅拌转速为15 50 rpm,再加入氯酸,~ ~
控制浸出过程中浸出体系相对于饱和银/氯化银电极的电位为380 500 mV,搅拌浸出的时~
间为48小时。将浸出后的矿浆过滤得到选择性除锌后的低锌高品位铜精矿和含锌浸出液,将所述低锌高品位铜精矿进行铜冶炼得到金属铜,从所述含锌浸出液中回收锌。经测定,高品位铜精矿的锌品位为1.73%,锌的脱出率为86.6%。
[0025] 实施例3:将铜品位为17.95%,锌品位为22.16%的含锌铜精矿制备成矿浆,矿浆的浓度为40%,接着向矿浆中加入高铁氧化剂硫酸铁,控制Fe(III)浓度为0.05 2.40mol/L,并进行搅拌浸~
出,在浸出时调节矿浆的pH为1.5 2,控制浸出温度为75℃,搅拌转速为50 300 rpm,再加入~ ~
氯酸钾,控制浸出过程中浸出体系相对于饱和银/氯化银电极的电位为380 500 mV,搅拌浸~
出的时间为48小时。将浸出后的矿浆过滤得到选择性除锌后的低锌高品位铜精矿和含锌浸出液,将所述低锌高品位铜精矿进行铜冶炼得到金属铜,从所述含锌浸出液中回收锌。经测定,高品位铜精矿的锌品位为1.92%,锌的脱出率为91.3%。
[0026] 实施例4:将铜品位为17.95%,锌品位为22.16%的含锌铜精矿制备成矿浆,矿浆的浓度为40%,接着向矿浆中加入高铁氧化剂硝酸铁,控制Fe(III)浓度为0.05 2.40mol/L,并进行搅拌浸~
出,在浸出时调节矿浆的pH为1.5 2,控制浸出温度为75℃,搅拌转速为300 500 rpm,再加~ ~
入硝酸钾,控制浸出过程中浸出体系相对于饱和银/氯化银电极的电位为500 600 mV,搅拌~
浸出的时间为48小时。将浸出后的矿浆过滤得到选择性除锌后的低锌高品位铜精矿和含锌浸出液,将所述低锌高品位铜精矿进行铜冶炼得到金属铜,从所述含锌浸出液中回收锌。经测定,高品位铜精矿的锌品位为1.71%,锌的脱出率为92.3%。
[0027] 实施例5:将铜品位为19%,锌品位为14%的含锌铜精矿制备成矿浆,矿浆的浓度为30%,接着向矿浆中加入高铁氧化剂硫酸铁,控制Fe(III)浓度为0.05 2.40mol/L,并进行搅拌浸出,在浸~
出时调节矿浆的pH为0.1 1,控制浸出温度为35℃,搅拌转速为300 500 rpm,再加入高锰酸~ ~
钾,控制浸出过程中浸出体系相对于饱和银/氯化银电极的电位为400 500 mV,搅拌浸出的~
时间为48小时。将浸出后的矿浆过滤得到选择性除锌后的低锌高品位铜精矿和含锌浸出液,将所述低锌高品位铜精矿进行铜冶炼得到金属铜,从所述含锌浸出液中回收锌。经测定,高品位铜精矿的锌品位为1.2%,锌的脱出率为92.1%。
[0028] 实施例6:将铜品位为20%,锌品位为13%的含锌铜精矿制备成矿浆,矿浆的浓度为30%,接着向矿浆中加入高铁氧化剂硫酸铁,控制Fe(III)浓度为0.05 2.40mol/L,并进行搅拌浸出,在浸~
出时调节矿浆的pH为2 3,控制浸出温度为35℃,搅拌转速为300 500 rpm,再加入过氧化~ ~
钠,控制浸出过程中浸出体系相对于饱和银/氯化银电极的电位为700 810mV,搅拌浸出的~
时间为0.5小时。将浸出后的矿浆过滤得到选择性除锌后的低锌高品位铜精矿和含锌浸出液,将所述低锌高品位铜精矿进行铜冶炼得到金属铜,从所述含锌浸出液中回收锌。经测定,高品位铜精矿的锌品位为1.5%,锌的脱出率为86.1%。
[0029] 以上显示和描述了本发明的基本原理和主要特征及本发明的优点,本行业的技术人员应该了解,本发明不受上述实施例的限制,上述实施例和说明书中描述的只是说明本发明的原理,在不脱离本发明精神和范围的前提下,本发明还会有各种变化和改进,这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内,本发明要求保护范围由所附的权利要求书及其等效物界定。
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