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高硫含銅物料直接浸出綜合回收有價元素的研究

2016-06-15 12:45王建明中南大學冶金與環境學院湖南長沙410083
湖南有色金屬 2016年1期
關鍵詞:電積

王建明(中南大學冶金與環境學院,湖南長沙 410083)

高硫含銅物料直接浸出綜合回收有價元素的研究

王建明
(中南大學冶金與環境學院,湖南長沙 410083)

以某金礦氰化尾渣浮選得到的銅物料為原料,采用直接浸出-萃取-電積-七水硫酸鋅制備的新工藝,得到了電銅、七水硫酸鋅、硫磺與貴渣等產品。研究了銅、鋅直接浸出的最佳工藝條件,結果表明,粒度為-0.043 3 mm占97%的銅物料在H2SO4240 g/L,HNO325 g/L的酸度下,控制浸出溫度為116.8℃,液固比為5.94∶1,氧分壓為0.5 MPa的條件下浸出360 min,銅的總浸出率高達94.53%。該工藝銅、鋅、銀和金的回收率分別高達88%、93.1%、90%和80%,有價元素回收率高,較焙燒-萃取-電積流程省去了焙燒和制酸系統,從而大大節減了基建投資,工業實用性強。關鍵詞:氰化尾渣;銅物料;直接浸出;萃??;電積

氰化尾渣是金精礦經過氰化浸出以后得到的尾渣,其中含有低含量的金、銀、鉛、鋅、銅、硫等有價元素,綜合分離的難度比較大[1]。隨著黃金礦產資源的日益減少,氰化尾渣已成為寶貴的二次資源[2]。綜合回收這類資源可以為礦山創造經濟效益,同時還可以減少對環境的污染,為我國的可持續發展做出一定貢獻[3]。

現在國內大多數企業采用浮選工藝來處理這部分氰化尾渣[4],經浮選得到的銅物料,一般以3 300元/t的價格外售,遠遠低于電銅、礦金、礦銀的市價[5],尤其是物料中的鋅不計價,造成資源的極大浪費。

本試驗通過對氰化尾渣浮選后得到的銅物料進行細致的理論分析[6,7],并進行大量的系統研究后,提出了對銅物料采取直接浸出-萃取-電積-七水硫酸鋅制備的濕法冶金新工藝,并研究了氧壓、酸度等參數對生產過程的影響,綜合回收其中的銅、鋅、銀和金等有價元素,使二次資源變廢為寶。

1 試 驗

1.1 試驗原料

試驗所用的原料取自于某金礦氰化尾渣浮選后得到的銅物料,細磨后粒度為-0.043 3 mm占97%。由于樣品性質復雜,所以分別從7個供礦點按一定比例制成混合精礦,經過X射線熒光光譜分析得原料的主要化學成分,見表1。

表1 銅物料的主要化學成分%

1.2 試驗工藝流程及分析方法

用原子吸收光譜法測定原料的成分;用EDTA和硫代硫酸鈉絡合滴定法測定浸出液中鋅和銅的含量;用重鉻酸鉀滴定法測定浸出液中鐵的含量。

試驗在HYX2G型2L高壓釜內進行,通過可控硅溫度控制器控溫,溫控精度為±2℃,浸出過程中的耗氧量按總壓降和氣體空間容積計算。

主要的工藝步驟如圖1所示[8~10]。

2 銅物料的直接浸出

2.1 試驗原理

難溶硫化物通常是在有氧化劑存在的酸性介質中,把與金屬相結合的硫氧化生成單質硫,從而實現金屬的浸出,主要反應為:

根據圖2所示的MeS-H2O系電位-pH圖,可以看出Fe3+/Fe2+的氧化還原電勢遠高于硫化物所需的電勢,故可用Fe3+作為硫化物浸出的氧化劑,主要反應為:

圖1 銅物料的直接浸出-萃取-電積-七水硫酸鋅制備工藝流程圖

圖2 MeS-H2O系電位-pH圖([]+]=1.0 mol/L;[Men+]=1.0 mol/L;[H2S]=0.1 mol/L)

正是這種強大的氧化作用使得溶液中S2-濃度降到很小的值,即浸出后物料中的硫以硫磺的形態進入渣相。

從圖2還可以看出,各金屬硫化物在溶液中的氧化分解所需的平衡電位和pH是不同的,從熱力學角度來說,CuFeS2、ZnS等金屬硫化物的浸出電位比貴金屬硫化物(Ag2S,Au2S)的浸出電位低得多,所需的pH值也相對較容易實現。這就表明,CuFeS2、ZnS比貴金屬硫化物容易浸出,因此可以根據這些硫化物間氧化分解平衡電位的差異,控制適當的電位與pH,使得銅、鋅金屬浸出而抑制金、銀金屬的氧化分解,從而實現有價金屬的浸出分離[11,12]。

2.2 結果與討論

2.2.1 氧分壓的影響

在160℃、離子濃度為1.0 mol/L時,不同氧分壓條件下ZnS-H2O系的電位-pH圖如圖3所示,根據圖3可知,從熱力學的角度分析,增加氧分壓,除氧標線的反應B和有氧參與的反應線上移外,其它的基本保持不變,這表明,增大氧分壓主要使水的穩定區域逐漸增大。根據Herry定律Cb=pKb,溶液中的溶解氧濃度與氣相中的氧分壓保持一定的關系,也就是說,氣相中的氧分壓越大,溶解進入溶液中的氧濃度也就越大。因此,增大氧分壓能夠加速固體硫化物在浸出液中的溶解,提高氧化速度,增大反應的氧化電位,間接促進了S的生成,增大氧分壓對反應的熱力學變化趨勢影響較?。?3]。

從動力學的角度分析,氧元素的存在可以加速固體硫化鋅在浸出液中的溶解,從而促進反應的進行,在單位時間內提高Zn2+的浸出率與S的轉化率。

通過進一步的試驗表明,當氧分壓小于0.35 MPa時,銅、鋅的浸出率隨著氧分壓的增大而升高;而當氧分壓大于0.35 MPa時,兩者的浸出率趨于穩定。同時,氧分壓對礦中元素硫的氧化也有較大的影響:當氧分壓太大時,將有更多的硫被氧化為,不利于生成元素硫。從圖2可以看出,ZnS浸出的電位明顯要低于CuFeS2,這說明鋅比銅更易浸出,且氧分壓對鋅浸出率的影響尤為明顯。為確保獲得較高的浸出率,氧分壓選0.4 MPa為宜。

圖3 在160℃、離子濃度為1.0 mol/L時,不同氧分壓條件下ZnS-H2O系的電位-pH圖

2.2.2 酸度的影響

由反應平衡常數K a=[Me2+][H2S]/[H+]2可知,一定的氧分壓下,酸度越大,Me2+越高。通過一系列的試驗表明,當浸出酸度大于240 g/L時,浸出率反而降低。這是因為酸度的升高使氧在溶液中的溶解度迅速下降,而溶解氧作為硫化物氧壓浸出的反應物,其濃度下降導致了金屬的浸出與硫元素的氧化不能充分進行,從而降低了銅、鋅的浸出率[14]。為防止浸出過程中Fe3+過早水解,保持一定的終了酸度很重要。綜合考慮各種因素,選擇酸度為135~200 g/L。

2.2.3 溫度的影響

溫度的影響是通過反應速率常數K反映的。由阿累尼烏斯方程K=Aexp(-E/RT)可知,溫度升高,K值增大。通過參考Fe-H2O系電位-pH圖可知,升高溫度使得Fe3+的穩定區域變小,有利于除鐵。研究表明:銅、鋅的浸出率隨溫度的升高而增大[15],但考慮到硫的熔點,故浸出溫度控制在119℃以下。

2.2.4 綜合試驗條件

通過上述一系列的試驗研究,可以得到一個大致的工藝條件,并在此工藝條件附近進行了4組綜合試驗,結果見表2。

表2 Ⅰ次直接浸出綜合試驗技術條件與經濟指標

在Ⅰ次直接浸出綜合試驗過程中,產生的中間產品的主要化學成分見表3。

表3 Ⅰ次直接浸出綜合試驗中間產品化學成分

試驗表明:

1.加料后不宜放氣。1#與2#的試驗條件比較接近,1#加料升溫至100℃后,放氣12 min,而2#不放氣。結果,2#銅浸出率較1#高30.58%(按渣計算)。

2.酸浸前礦石需預磨。3#與2#的試驗條件比較接近,2#精礦-0.038 mm占80%;3#在浸出前預磨1 h,-0.038 mm占97.75%。結果,3#的銅浸出率較2#分別提高6.4%(按渣計算)、25.17%(按溶液計算)。

3.浸出的最高溫度不宜過高。4#物料銅的品位為14.29%,Ⅰ次浸出率高達78.86%(按渣計算);將其酸浸渣分離硫后進行Ⅱ次浸出,使銅總浸出率達到94.53%。4#銅浸出率較高的原因之一是其浸出過程的溫度較低,減少了熔融硫對銅物料的包裹。4#的缺點是0.3%的添加劑使浸出過程中形成粗大的硫粒,故可將添加劑量降至0.15%~0.2%。

綜上所述,確定以4#試驗條件作為浸出工藝條件。

2.2.5 浮選與Ⅱ次銅物料的處理

2.2.5.1 浮選

Ⅰ次直接浸出得到的溢流送Ⅰ次浮選,浮選過程控制轉速1 500 r/min,浮選后液即浸出液送萃取。

濃縮底流用浸出液及水再次漿化獲得含固量10%~13%的礦漿,然后按以下條件進行Ⅱ次浮選的調漿:(1)調整溶液的pH值至5~6;(2)分別加水玻璃2 kg/t礦和重鉻酸鉀1 kg/t礦,攪拌3 min;(3)分別加60 g/t礦的煤油和丁基黃藥,攪拌3 min;(4)加2#油90 g/t礦,攪拌1 min。

調漿后送入浮選槽,攪拌速度為1 500 r/min,進行一粗二精三掃的浮選工序。為了提高銀的回收率,三掃過程均加入丁基胺黑藥400~600 g/t礦和水玻璃1 kg/t礦。浮選產物的化學成分見表4。

表4 浮選產物的化學成分%

浮選過程Ⅱ次銅物料產率為55%,銅的回收率為90%;鉛銀礦的產率為45%,鉛的回收率為90%。

2.2.5.2 Ⅱ次銅物料的處理

Ⅰ次和Ⅱ次浮選得到的Ⅱ次銅物料經過濾后,濾餅在熔硫釜中140℃下攪拌融化并經真空熱過濾,液硫澆鑄成純度為99.8%的硫磺塊。精礦中75%~80%的硫以硫磺的形式回收;17%~18%進入鉛銀礦;還有約5%氧化為硫酸或硫酸鹽。硫的直收率約為77%。

熱濾后礦富集了銅、金、銀和未反應的硫化物,經預磨后送Ⅱ次直接浸出系統,按4#試驗條件浸出。經Ⅱ次浸出,銅的總浸出率達94%左右,且銅物料中80%的金和90%的銀高度富集到貴渣中外售,貴渣率約為9.5%,其化學成分見表5。

表5 貴渣的主要化學成分%

3 銅的萃取與電積

直接浸出后的濃料液為含Cu 20.59 g/L、Fe 2.8 g/L、Zn 28.54 g/L的硫酸溶液,在pH=1.2,O/A=1.5∶1,體積濃度為30%的M5640煤油體系條件下,經兩級逆流萃取與反萃,銅的萃取率可達99.9%,萃余液含Cu 0.02 g/L。Fe3+濃度的提高有利于銅的萃取,而Fe2+和Zn2+對銅的萃取基本無影響。

經萃取可得到含Cu 40~50 g/L的溶液,雜質含量少(幾乎不含As、Sb),可直接電積得優級電銅。主要工藝指標為:(1)電解液酸度160~175 g/L;(2)陰極電流密度180 A/m;(3)電解廢液中銅品位30~50 g/L;(4)平均槽電壓2.0 V;(5)古爾膠加入量60 g/t銅;(6)SiO2≤2 g/L;(7)電解液循環下進上出85 m L/min;(8)同極距100 mm;(9)生產槽陰極周期9 d。

為了提高電銅的表觀質量,反萃液和電解液混合后應沉淀24 h再送電積。試驗得到國際1#標準電銅。銅的直收率為98%。

4 七水硫酸鋅的制備

萃余液含Fe 2.8 g/L、Zn 28.5 g/L、Cu 0.02 g/L,中和除鐵后液含Fe<10 mg/L;送往凈化反應器,升溫至50~55℃,在機械攪拌條件下加鋅粉置換銅、鎘、鎳等雜質并過濾。濾液雜質成分為:Fe<0.5 g/L、Cd<0.2 g/L、As<0.5 mg/L、Mn<10 mg/L,Cu微量。將濾液在蒸發器中濃縮至51~57Be,送往冷卻循環系統。當濃縮液溫度降至32℃時,送入沉降池沉降,即得硫酸鋅結晶,將其離心脫水得成品。鋅的直收率達98%。

5 結 論

本試驗以某金礦氰化尾渣浮選得到的銅物料為原料,采用銅物料直接浸出-萃取-電積-七水硫酸鋅制備新工藝綜合回收有價元屬,回收率分別為銅88%、鋅93.1%、銀90%、金80%。

試驗制備的電銅和七水硫酸鋅均達到市售質量要求;硫以硫磺的形式回收,便于儲存、運輸和銷售,使銅物料的處理不受化肥工業的制約;金、銀則進入貴渣外售。

該工藝流程合理,技術成熟;不產生廢渣、廢氣,廢水達標排放;產品質量高,基建投資小,已在某礦取得很好的經濟效益。

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Study on Comprehensive Recycling of Valuable Elements From High Sulfur Copper-Containing Materials

WANG Jian-ming
(School ofMetallurgy and Environment,Central South University,Changsha 410083,China)

The coppermaterial,obtained from the flotation of cyanide residues in amine,was treated by a new process of direct leaching-extraction-electrowinning-production of zinc sulfate heptahydrate technology.The products are copper,zinc sulfate heptahydrate,sulfur and valuable slag.The results show that the optimal conditions were as follows:the copper concentrate which size of-0.0433 mm accounted for 97%was leached in the acidity of H2SO4240 g/L,HNO325 g/L,and control the leaching temperature of 116.8℃,liquid-solid ratio L/S of 5.94∶1,partial pressure of oxygen 0.5 MPa and leaching 360 min.As a result,the total leaching rate of Cu was high than 94.53%,and the recovery rates of Cu,Zn,Ag and Au were 88%,93.1%,90%and 80%respectively in this process.The systems of roasting and acid were eliminated in this process comparing with the roasting-extraction-electrowinning technology,thus reducing infrastructure investment greatly.This technology has a high rate of elements recovery and a strong industrial practicability.

cyanide residues;coppermaterial;direct leaching;extraction;electrowinning

TD926

A

1003-5540(2016)01-0030-05

2015-11-18

王建明(1989-),男,碩士研究生,主要從事有色金屬冶金方面的研究。

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