一种高矿改性磁选-酸浸回收铁铜的方法

申请号 CN202310496791.0 申请日 2023-05-05 公开(公告)号 CN117165778B 公开(公告)日 2024-05-03
申请人 西部矿业股份有限公司; 西部矿业集团科技发展有限公司; 发明人 文堪; 高昭伟; 李耀山; 王铧泰; 周华荣; 徐文隆; 王朝; 刘远;
摘要 本 发明 公开了一种高 铁 铜 矿改性 磁选 ‑酸浸回收铁铜的方法,先将高铁铜矿进行干磨,然后对干磨后的矿粉进行磁化 焙烧 改性,将改性后的矿粉再磨后进行一段磁选,获得一段磁选精矿和一段磁选 尾矿 ;再对一段磁选精矿进行二段磁选,获得铁精粉和二段磁选尾矿;对一段磁选尾矿和二段磁选尾矿进行酸浸,控制酸浸条件,获得浸铜液和 浸出 渣。本发明能够综合高效回收不含 磁性 铁的铁铜矿中铁和铜,具有流程简单、适用性强等特点。并且通过改性磁选预先将大部分铁回收,大大降低了浸出过程中溶液里铁离子的含量,有利于铜后续回收,极大的提高了难处理高铁铜矿的资源化利用率。
权利要求

1.一种高矿改性磁选‑酸浸回收铁铜的方法,其特征在于:按以下步骤进行:
(1)磨矿:将高铁铜矿进行干磨,获得干磨矿粉;
(2)将步骤(1)得到的干磨矿粉加入粉或粉混匀后进行焙烧改性,获得改性焙砂,其中碳粉或煤粉用量为矿粉质量的10~15%,焙烧温度为850~900℃,焙烧时间为40~
60min;
(3)将步骤(2)得到的改性焙烧进行再磨,获得再磨改性焙砂;
(4)对步骤(3)获得的再磨改性焙砂进行一段磁选,获得一段磁选精矿和一段磁选尾矿,一段磁选的磁场强度为3800~4000奥斯特;
(5)将步骤(4)得到的一段磁选精矿进行二段磁选,获得铁精粉和二段磁选尾矿,二段磁选的磁场强度为2800~3000奥斯特;
(6)将步骤(4)和步骤(5)获得的一段磁选尾矿和二段磁选尾矿进行混合后酸浸,获得浸铜液和浸出渣,其中浸出液固比为3:1,浸出温度为40~60℃,浸出时间为2~3h,浸出终点pH值为1.0~1.2;
步骤(1)所述的高铁铜矿为不含磁性铁的化铁包裹铜矿,其主要成分包括:Fe:35.0~
37.0%,Cu:3.0~4.0%、Al2O3:8.0~9.0%、SiO2:35~45%,Zn:0.1~0.2%,S:0.1~0.3%,MgO:1.0~
2.0%;
在步骤(2)中,干磨矿粉经碳粉或煤粉还原磁化焙烧改性后,矿粉中的氧化铁矿转变为带有磁性的磁铁矿,且改性后的焙砂呈现多孔疏松结构以利于包裹铜的释放。
2.根据权利要求1所述的高铁铜矿改性磁选‑酸浸回收铁铜的方法,其特征在于:步骤(1)中磨矿粒度控制在‑0.074mm占比为60~70%。
3.根据权利要求1所述的高铁铜矿改性磁选‑酸浸回收铁铜的方法,其特征在于:在步骤(3)中,对改性焙砂再磨的粒度控制为‑0.045mm占比≥90%。

说明书全文

一种高矿改性磁选‑酸浸回收铁铜的方法

技术领域

[0001] 本发明涉及化工冶炼处理技术领域,尤其涉及一种高铁铜矿改性磁选‑酸浸回收铁铜的方法。

背景技术

[0002] 随着易处理、综合利用价值高的铜矿资源日益枯竭,难处理的铜矿资源尤其是铁铜矿资源逐渐受到重视。当前处理铁铜矿的方法主要有浮选‑磁选法、磁选‑浮选法、直接酸浸法等,其中上述前两种方法只适用于处理含磁性铁且易浮选的的铁铜矿,而直接酸浸法适用于处理不复杂的化铜矿,面对更复杂的铁铜矿如不含磁性铁的氧化铁包裹铜矿上述方法并不适用。目前西藏玉龙地区氧化铁包裹铜矿总计储量达千万吨,该铁铜矿中铜氧化率高,铁含量为35%左右,铜含量4%左右,SiO2含量为40%。由于氧化铁包裹铜,采用直接浮选的方法无法高效回收铜。直接酸浸工艺处理该类矿石时,由于铜被氧化铁包裹,导致铜浸出率较低且大量铁离子进入溶液,影响后续铜回收。同时直接酸浸酸耗较大,且该类铁铜矿中不含磁性铁无法通过直接磁选的方法进行回收铁。
[0003] 专利CN108787155A公开了一种高硫铁铜矿石浮选处理方法,其主要针对含磁性铁且铜未被包裹的铜矿,采用浮选+磁选的方法提高了分选效率,由于氧化铁包裹铜矿不含磁性铁且铜矿物被铁包裹,故浮选+磁选的方法对氧化铁包裹铜矿不适用,并且该方法仅对铜进行了回收,铁并未回收。专利CN 10056714A公开了一种难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺,其针对的铁铜矿也是含磁性铁且铜未被包裹的铜矿,该发明采用浮选+磁选+重选的方法对铁铜矿中的铁和铜均进行了回收,但该方法同样也无法处理不含磁性的氧化铁包裹铜矿。
[0004] 基于此,为高效综合回收不含磁性铁且铜被包裹的铜矿中铜和铁,开发难处理氧化铁包裹铜矿综合回收技术显得尤为必要。

发明内容

[0005] 本发明要解决的技术问题是提供一种处理流程较简单,能高效综合回收氧化铁包裹铜矿中铁铜的高铁铜矿改性磁选‑酸浸回收铁铜的方法。
[0006] 为解决上述技术问题,本发明采用如下技术方案:一种高铁铜矿改性磁选‑酸浸回收铁铜的方法,其特征在于:按以下步骤进行:
[0007] (1)磨矿:将高铁铜矿进行干磨,获得干磨矿粉;
[0008] (2)将步骤(1)得到的干磨矿粉加入粉或粉混匀后进行焙烧改性,获得改性焙砂,其中碳粉或煤粉用量为矿粉质量的10~15%,焙烧温度为850~900℃,焙烧时间为40~60min;
[0009] (3)将步骤(2)得到的改性焙烧进行再磨,获得再磨改性焙砂;
[0010] (4)对步骤(3)获得的再磨改性焙砂进行一段磁选,获得一段磁选精矿和一段磁选尾矿,一段磁选的磁场强度为3800~4000奥斯特;
[0011] (5)将步骤(4)得到的一段磁选精矿进行二段磁选,获得铁精粉和二段磁选尾矿,二段磁选的磁场强度为2800~3000奥斯特;
[0012] (6)将步骤(4)和步骤(5)获得的一段磁选尾矿和二段磁选尾矿进行混合后酸浸,获得浸铜液和浸出渣,其中浸出液固比为3:1,浸出温度为40~60℃,浸出时间为2~3h,浸出终点pH值为1.0~1.2。
[0013] 其中,所述的高铁铜矿为不含磁性铁的氧化铁包裹铜矿,其主要成分包括:Fe:35.0~37.0%,Cu:3.0~4.0%、Al2O3:8.0~9.0%、SiO2:35~45%,Zn:0.1~0.2%,S:0.1~0.3%,MgO:1.0~2.0%。
[0014] 步骤(1)中磨矿粒度控制在‑0.074mm占比为60~70%。
[0015] 在步骤(2)中,干磨矿粉经碳粉或煤粉还原磁化焙烧改性后,矿粉中的氧化铁矿转变为带有磁性的磁铁矿,且改性后的焙砂呈现多孔疏松结构,以有利于包裹铜的释放。
[0016] 在步骤(3)中,对改性焙砂再磨的粒度控制为‑0.045mm占比≥90%。
[0017] 在步骤(4)和步骤(5)中,对再磨改性焙砂分别进行强磁和弱磁磁选,以有利于提高铁精粉铁回收率及铁品位。
[0018] 本发明的优点在于:1、与浮选‑磁选法和磁选‑浮选法相比,浮选‑磁选法或磁选‑浮选法只能处理含磁性铁且铜未被包裹易浮选的铜矿,对于不含磁性铁的氧化铁矿包裹铜矿并不适用。本发明开发的改性磁选‑浸出技术能够综合高效回收不含磁性铁的铁铜矿中铁和铜,避免了其他方法不适用于处理氧化铁矿包裹铜矿的问题,同时本发明方法具有流程简单、适用性强等特点。
[0019] 2、与直接酸浸法相比,直接酸浸法处理氧化铁矿包裹铜矿,一方面铜被氧化铁包裹,造成铜浸出率低且浸出液铁离子含量高影响后续铜回收;另一方面直接酸浸法无法有效回收铁铜矿中的铁资源,造成铁资源的浪费。而本发明通过改性磁选预先将大部分铁回收,同时大大降低了浸出过程中溶液里铁离子的含量,有利于铜后续回收,极大的提高了难处理高铁铜矿的资源化利用率。附图说明
[0020] 图1为本发明工艺流程图

具体实施方式

[0021] 下面结合附图1通过具体实施例对本发明做进一步说明:
[0022] 实施例1:取西藏玉龙地区高铁铜矿按本发明工艺进行处理,高铁铜矿成分如下表一,改性前后铁的物相变化如表二:
[0023] 表一
[0024]
[0025] 表二
[0026]
[0027] 具体步骤如下:
[0028] (1)磨矿:将高铁铜矿进行干磨,获得干磨矿粉,干磨矿粉粒度为‑0.074mm占比为60.1%。
[0029] (2)将步骤(1)得到的干磨矿粉加入碳粉混匀后进行焙烧改性,获得改性焙砂,其中碳粉用量为矿粉质量的15%,焙烧温度为900℃,焙烧时间为60min。
[0030] (3)将步骤(2)得到的改性焙烧进行再磨,获得再磨改性焙砂,改性焙砂粒度为‑0.045mm占比为91.4%。
[0031] (4)对步骤(3)获得的再磨改性焙砂进行一段磁选,获得一段磁选精矿和一段磁选尾矿,一段磁选的磁场强度为3800奥斯特。
[0032] (5)将步骤(4)得到的一段磁选精矿进行二段磁选,获得铁精粉和二段磁选尾矿,二段磁选的磁场强度为2800奥斯特。
[0033] (6)将步骤(4)和步骤(5)获得的一段磁选尾矿和二段磁选尾矿进行混合后酸浸,获得浸铜液和浸出渣,其中浸出液固比为3:1,浸出温度为60℃,浸出时间为3h,浸出终点pH值为1.1。
[0034] 本实施例最终获得铁品位为58.6%、铁回收率为71.3%的铁精粉,铜浸出率为90.95%的浸铜液。
[0035] 实施例2:取西藏玉龙地区高铁铜矿按本发明工艺进行处理,高铁铜矿成分如下表三:
[0036] 表三
[0037]
[0038] 具体步骤如下:
[0039] (1)磨矿:将高铁铜矿进行干磨,获得干磨矿粉,干磨矿粉粒度为‑0.074mm占比为65.3%。
[0040] (2)将步骤(1)得到的干磨矿粉加入碳粉混匀后进行焙烧改性,获得改性焙砂,其中碳粉用量为矿粉质量的10%,焙烧温度为870℃,焙烧时间为40min。
[0041] (3)将步骤(2)得到的改性焙烧进行再磨,获得再磨改性焙砂,改性焙砂粒度为‑0.045mm占比为95.6%。
[0042] (4)对步骤(3)获得的再磨改性焙砂进行一段磁选,获得一段磁选精矿和一段磁选尾矿,一段磁选的磁场强度为4000奥斯特。
[0043] (5)将步骤(4)得到的一段磁选精矿进行二段磁选,获得铁精粉和二段磁选尾矿,二段磁选的磁场强度为3000奥斯特。
[0044] (6)将步骤(4)和步骤(5)获得的一段磁选尾矿和二段磁选尾矿进行混合后酸浸,获得浸铜液和浸出渣,其中浸出液固比为3:1,浸出温度为40℃,浸出时间为2h,浸出终点pH值为1.0。
[0045] 本实施例最终获得铁品位为58.0%、铁回收率为70.3%的铁精粉,铜浸出率为90.10%的浸铜液。
[0046] 以上已将本发明做一详细说明,以上所述,仅为本发明之较佳实施例而已,当不能限定本发明实施范围,即凡依本申请范围所作均等变化与修饰,皆应仍属本发明涵盖范围内。
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