低品位氧化铜泥矿的浸出方法技术

本发明专利技术提供一种低品位氧化铜泥矿的浸出方法，经过浓缩、浸出、洗涤、沉降分离、稀释、澄清分离等工艺步骤，从而在高海拔、高寒冷地区，实现低品位高含泥且难浸氧化铜矿的浸出，为后序的有价元素萃取提供可靠的原料保障，不仅整合了资源，充分回收资源中的有价元素，而且浸出率高，浸出周期短，尾矿夹带铜少，同时浸出过程中的溢流返回循环使用，加之浸出后的固体余渣与选矿厂排出的尾矿浆中和后才进入尾矿库存放，因此，不向外排放任何污染物，有利于环保，此外还具有投资省、运行成本低，劳动强度低，产能高的优点。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及一种，属于湿法冶金

技术介绍
搅拌浸出含泥矿中的有价元素是一项非常成熟的工艺技术，因其浸出率高，工艺流程短，而被广泛应用于湿法冶金行业。传统的搅浸工艺有下列两种一是采用常温搅浸、 压滤，这种工艺不仅投资大、设备能耗高，而且劳动强度大，固液分离效果差，最终导致生产成本高，故只适合处理高品位矿石，否则难以获利；二是采用常温搅浸、自然沉清，这种工艺存在的不足是生产效率低，有价元素夹带严重，资源损失较大，而且人工排渣强度非常高， 不适合规模化、工业化生产。因此，传统搅浸工艺一直未能在湿法冶金行业得到大范围推广应用，尤其是在处理低品位氧化铜矿泥方面，还没有成功应用的范例。迪庆氧化铜泥矿是一种低品位、高含泥，且钙镁铁等杂质含量高的原矿，靠现有技术中的单一堆浸工艺是无法将其有效利用的，必须将泥矿分开处理才能实现正常生产。而用现有技术中的单一搅浸工艺处理这种泥矿时，无法取得能够让企业生存的经济利益。因此，就现有状况而言，一方面大量的氧化铜泥矿因难于开采利用而被闲置一旁，另一方面又因为有价金属元素的紧缺而不能满足市场需求。因此，必须对现有技术加以改进，以充分回收低品位氧化铜泥矿中的有价金属元素，满足市场需求。
技术实现思路
为充分回收利用低品位、高含泥且钙镁铁等杂质含量高的迪庆氧化铜泥矿中的有价元素，本专利技术提供一种，该方法成本低、工艺简单、回收率高，并能在高海拔地区应用。本专利技术提供的是这样一种，其特征在于经过下列工艺步骤A、将常规洗矿工序产生的细粒级矿浆，按常规进行浓缩脱水至底流质量浓度在50%以上，将底流自流到搅拌桶内，溢流返回洗矿工序循环使用；B、在A步骤所得底流中，加入萃余液至底流质量浓度为30 45%，再按100 150g/l 底流的量，在底流中加入硫酸，在矿浆温度为60 80°C条件下，搅拌浸出1 1. 2小时，得浸出矿浆；C、在B步骤所得浸出矿浆中，加入水或萃余液搅拌洗涤至浸出矿浆质量浓度为15 20%后，沉降至分离出固体和液体，液体澄清后又分离出上清液和澄清底流，其中上清液送萃取工序提取有价元素；D、在C步骤所得沉降固体中加入萃余液和水，搅拌稀释沉降固体至质量浓度为15 20%，进一步沉降至分离出固体和液体，液体返回C步骤循环使用；Ejf D步骤所得沉降固体以及C步骤所得澄清底流混合后，按0. 020 0. 030g/l混合液的量，在混合液中加入聚丙烯酰胺，进一步澄清至分离出固体和液体，液体返回C步骤循环使用，固体与选矿工序排出的尾矿浆混合后，一同送入尾矿库存放。所述B、C、D步骤的萃余液为萃取工序萃取了有价元素后的剩余液。所述B步骤的矿浆温度可通入硫酸厂的废热蒸汽进行调控，以满足加温搅拌浸出的要求。经过A步骤处理后⑴提高矿浆浓度，以加大搅浸产能；⑵溢流返回洗矿工序循环使用，可降低生产成本；⑶通过浓缩脱水有效控制水膨胀。.经过B步骤处理后⑴能够充分利用当地硫酸厂的废热蒸汽进行加温，实现低成本加温浸出；⑵因利用高温、高酸浸出，有效提高浸出率；⑶利用高温、高酸浸出，缩短浸出周期，有效提高搅浸产能。经过C、D步骤的处理⑴有效降低了固液分离操作难度，实现了搅浸工艺低成本生产；⑵用自然沉降的方式让搅浸工艺生产出合格料液，既降低了药剂成本，又避免了药剂残留过多而对后续萃取工序造成的污染。经过E步骤的处理⑴可在聚丙烯酰胺这种非离子型絮凝剂强化澄清的作用下， 减少液体铜的夹带损失；⑵加药量的合理控制，大幅提高了固液分离效果；⑶含固体的酸性底流与选矿工序排出的碱性尾矿浆的混合，可在流往尾矿库的途中被充分完成中和，省去了人工中和环节和设备，有效降低了投资和生产成本。本专利技术工艺使用的设备均为常规设备，只是前一工序的设备高度要高于后一工序的设备高度，同时前一工序设备的出料口与后一工序设备的进料口通过管道相连，以借助高差完成自动送料，既节能降耗，又减轻工人劳动强度。本专利技术具有下列优点和积极效果采用上述方案，可在高海拔、高寒冷地区，实现低品位高含泥且难浸氧化铜矿的浸出，为后序的有价元素萃取提供可靠的原料保障，不仅整合了资源，充分回收资源中的有价元素，而且浸出率高，浸出周期短，尾矿夹带铜少，同时浸出过程中的溢流返回循环使用，加之浸出后的固体余渣与选矿厂排出的尾矿浆中和后才进入尾矿库存放，因此，不向外排放任何污染物，有利于环保，此外还具有投资省、运行成本低，劳动强度低，产能高的优点。附图说明图1为本专利技术之工艺流程图。 具体实施例方式下面结合附图对本专利技术做进一步说明。实施例1本实施例所处理的低品位氧化铜泥矿的主要化学成分为游离氧化铜0.356%，结合氧化铜 0. 436%,次生硫化铜 0. 072%,原生硫化铜 0. 429%, Al2O3 4. 44%, Si02 38. 12%, Fel7. 64%, CaOlO. 77%, MgOO. 81%。经过下列工艺步骤A、将常规洗矿工序产生的上述细粒级矿浆送入浓密池中，按常规进行浓缩脱水至底流质量浓度在50%，溢流返回洗矿工序循环使用，底流自动流入搅拌桶内；B、在A步骤的装有底流的搅拌桶中，加入萃余液至底流质量浓度为40%，再按150g/l底流的量，在底流中加入硫酸，并通入来自硫酸厂的废热蒸汽加热矿浆温度至60°C，搅拌浸出 1. 2小时，浸出液自流进入一级固液分离设备；C、在B步骤所得浸出液中，加入水和萃余液进行一级浓密洗涤，使浸出液质量浓度为 20%后，沉降至分离出固体和液体，固体底流自流到二级固液分离设备中，液体自流到澄清池中澄清后，分离出上清液和固体底流，其中固体底流自流到夹带液回收池中，上清液送萃取工序提取有价元素；D、在C步骤的装有沉降固体底流的固液分离设备中，加入萃余液和水，搅拌稀释沉降固体底流至质量浓度为15%，进一步沉降至分离出固体和液体，固体底流自流到夹带液回收池中，液体返回C步骤循环使用；E、在装有C、D步骤的固体底流的夹带液回收池中，按0.020g/l液体的量，加入聚丙烯酰胺非离子型絮凝剂，进一步澄清至分离出固体和液体，液体返回C步骤循环使用，固体与选矿工序排出的尾矿浆混合后，一同送入尾矿库存放。实施例2本实施例所处理的低品位氧化铜泥矿的主要化学成分为游离氧化铜0.356%，结合氧化铜0. 435%，次生硫化铜0. 071%,原生硫化铜0. 43%，Al2O3 4. 45%，Si02 38. 11%， Fel7. 62%, CaOlO. 75%, MgOO. 82%。经过下列工艺步骤A、将常规洗矿工序产生的上述细粒级矿浆送入浓密池中，按常规进行浓缩脱水至底流质量浓度在50%，溢流返回洗矿工序循环使用，底流自动流入搅拌桶内；B、在A步骤的装有底流的搅拌桶中，加入萃余液至底流质量浓度为30%，再按100g/l底流的量，在底流中加入硫酸，并通入来自硫酸厂的废热蒸汽加热矿浆温度至80°C，搅拌浸出 1小时，浸出液自流进入一级固液分离设备；C、在B步骤所得浸出液中，加入水和萃余液进行一级浓密洗涤，使浸出液质量浓度为 15%后，沉降至分离出固体和液体，固体底流自流到二级固液分离设备中，液体自流到澄清池中澄清后，分离出上清液和固体底流，其中固体底流自流到夹带液回收池中，上清液送萃取工序提取有价元素；D、在C步骤的装有沉降固体底流的固液分离设备中本文档来自技高网...

【技术保护点】
１．一种低品位氧化铜泥矿的浸出方法，其特征在于经过下列工艺步骤：Ａ、将常规洗矿工序产生的细粒级矿浆，按常规进行浓缩脱水至底流质量浓度在５０％以上，将底流自流到搅拌桶内，溢流返回洗矿工序循环使用；Ｂ、在Ａ步骤所得底流中，加入萃余液至底流质量浓度为３０～４５％，再按１００～１５０ｇ／ｌ底流的量，在底流中加入硫酸，在矿浆温度为６０～８０℃条件下，搅拌浸出１～１．２小时，得浸出矿浆；Ｃ、在Ｂ步骤所得浸出矿浆中，加入水或萃余液搅拌洗涤至浸出矿浆质量浓度为１５～２０％后，沉降至分离出固体和液体，液体澄清后又分离出上清液和澄清底流，其中上清液送萃取工序提取有价元素；Ｄ、在Ｃ步骤所得沉降固体中加入萃余液和水，搅拌稀释沉降固体至质量浓度为１５～２０％，进一步沉降至分离出固体和液体，液体返回Ｃ步骤循环使用；Ｅ、将Ｄ步骤所得沉降固体以及Ｃ步骤所得澄清底流混合后，按０．０２０～０．０３０ｇ／ｌ混合液的量，在混合液中加入聚丙烯酰胺，进一步澄清至分离出固体和液体，液体返回Ｃ步骤循环使用，固体与选矿工序排出的尾矿浆混合后，一同送入尾矿库存放。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：张新普，张仪，金正聪，杨德学，孔令洪，甘静，於有清，左治国，钱建华，和茂军，林峰，赵家宏，
申请(专利权)人：云南迪庆矿业开发有限责任公司，
类型：发明
国别省市：53