低品位、复杂难选金属硫化矿提取工艺制造技术

本发明专利技术涉及一种低品位、复杂难选金属硫化矿提取工艺。将低品位、复杂难选多金属矿原矿磨至-180以上，按磨好原矿的质量加入氯化铵搅拌均匀，静置一定时间，然后置于焙烧炉内在乏氧氛下焙烧一定时间后，再在空气或富氧氛下升温焙烧一定时间，将焙砂放入一定温度的硫酸溶液中搅拌浸出，浸出液用现有技术分离回收。本发明专利技术与现有技术相比，金属浸出率高，可达应回收金属理论值的92%～95%；适应范围广，可用于含碳、硫、砷、泥质等各类复杂难选多金属矿床，还可扩大至具有回收价值的浮选尾矿和贫化矿，尤其是对高结合度金属具有较强的活化作用。省去了复杂的选矿工序，极大的降低了作业成本。

【技术实现步骤摘要】

:本专利技术涉及一种针对低品位、复杂难选多金属矿提取有价金属的湿法冶金工艺，尤其是从低品位复杂难选多金属矿石中提取有价金属的预处理方法。
技术介绍
:随着我国金属矿产的不断开采，富矿资源迅速下降，大量低品位、复杂难选金属矿已成为重要可接续资源。这类资源中矿石和矿物组成复杂、有价金属种类繁多，传统的火法冶炼技术已不适应金属提取的需要。而湿法冶金(也称绿色冶金)技术应运而生。其优点在于:①生产成本低，②资源利用率高，③生产投资少。而预处理技术是湿法冶金的关键技术，其作用是采取物理、化学和物理化学等手段对矿石进行预先处理，使之适应下一工段的需要。对低品位、复杂难选金属矿的预处理工艺主要有直接化学浸出法、细菌法，加压浸屮士立作法坐Lu、口知tii衣寸 O其中直接化学浸出法是采取酸、碱及相应化学试剂对矿石进行直接浸出，具有操作简单、成本低等优点，但只对氧化矿占70%以上的矿石有效；细菌法是利用微生物对矿物的氧化作用，除去干扰金属浸出的硫、砷等元素，具有低能耗、环境友好、前期投入低等优点，在处理低品位、尾矿、废矿等方面表现出巨大的潜力。但细菌法作用速度慢，对环境的依赖性很大，尤其是在高寒地区的应用受到限制；加压浸出技术虽然可处理较为复杂的矿石类型，但一次性投资较大，对设备腐蚀较严重，目前在我国还没有大规模的工业应用。焙烧法是我国应用范围较广、适应性较强、工业化经验较为丰富的一种方法，主要针对浮选后精矿进行预处理。我国通常使用的有氧化焙烧和硫酸化焙烧，对原矿焙烧的工业化生产目前仅限于难处理金矿领域。本专利技术采用加氯化铵活化焙烧法对低品位、复杂难选金属的原矿进行预处理。焙烧前段控制温度、乏氧气氛焙烧以氯化、氨化反应为主，后期提升温度控制空气、富氧气氛实现氧化、活化，最终改变了金属矿物的赋存状态，有利于金属元素的提取。碳、硫、砷等有害杂质在氯化、氧化共同作用下以气体氧化物逸去，还可与脉石中碱性物质结合形成难挥发的氧化物固定在矿石中，起到自洁焙烧作用。CN102560111A公开了低品位多金属硫化矿生物分段堆浸工艺，该工艺首先采用常温浸矿菌浸出钴镍，再采用中温浸矿菌浸出铜，浸出液萃取电积回收铜，萃余液回收金属镍。中南大学梁威等人采用还原焙烧法从红土镍矿中制取镍铁合金。在20%还原煤、12%复合添加剂、焙烧温度1200°C和N2作用下，原矿中大部分氧化镍和少部分氧化铁得到选择性还原。焙砂水淬极冷后磁选，得到镍与铁质量分数之比为4.5，达到高效回收镍铁目的。中南大学李金辉等人提出活化焙烧强化盐酸浸出红土矿的镍。在300 V焙烧、盐酸初始浓度4mol/L、50°C下浸出， 镍浸出率可达93%。辽宁石油化工大学刘美采用对原矿加碳酸钠焙烧+水浸方法实现镍钥分离方法，小试镍的回收率为98.21%、钥的回收率为95.43%。现有技术主要是针对不同矿山、不同可回收金属的特点制定的专门技术，但对这种低品位、难选金属矿的通用型预处理技术尚未见报道
技术实现思路
:本专利技术的目的就在于针对上述现有技术的不足，提供一种适合于含碳、砷、泥质的低品位、复杂难选金属硫化矿提取工艺。低品位、复杂难选金属硫化矿提取工艺是采用对原矿加氯化铵活化焙烧预处理后，焙砂以硫酸浸出多金属工艺，包括以下步骤:a、将低品位、复杂难选金属矿原矿磨至-180目占85%以上；b、按磨好原矿质量加入3% 5%氯化铵搅拌均匀，静置10 12小时；C、将静置好的物料置于焙烧炉内，于500°C乏氧氛下焙烧30分钟；d、然后在空气或富氧氛下升温至600°C 650°C再焙烧90分钟；e、将焙砂放入温度为90°C，浓度为(1+9)的硫酸溶液中，固:液=1:5 —1:9，搅拌浸出4小时；f、滤除矿渣，浸出液送至金属分离工段，用现有技术进行不同金属的分离回收。步骤d中焙烧温度是依据是否 同时回收铜确定，回收铜焙烧温度为600°C，其它金属的焙烧温度为650°C。有益效果:本专利技术通过加入氯化铵和控制气氛实现活化焙烧，在氯化、氨化、氧化及活化共同作用下，除去了碳、硫、砷等有害杂质，或以氧化物形式固定在焙砂中，同时改变了岩石的中金属矿物的结构，使金属的浸出率达92% 95%,省去了复杂的选矿工序，极大的降低了作业成本。附图说明附图:低品位、复杂难选金属硫化矿提取工艺流程图具体实施方式:下面结合附图和实施例作进一步的详细说明:低品位、复杂难选金属硫化矿提取工艺包括以下步骤:a、将低品位、复杂难选金属矿原矿磨至-180目占85%以上；b、按磨好原矿的质量加入3% 5%氯化铵搅拌均匀，静置10 12小时；C、将静置好的物料置于焙烧炉内，于500°C乏氧氛下焙烧30分钟；d、然后在空气或富氧氛下升温至600°C 650°C再焙烧90分钟；e、将焙砂放入温度为90°C，浓度为(1+9)的硫酸溶液中，固:液=1:5—1:9条件下，搅拌浸出4小时；f、滤除矿渣，浸出液送至金属分离工段，用现有技术进行不同金属的分离回收。步骤d中焙烧温度是依据是否同时回收铜确定，回收铜焙烧温度为600°C，回收其它金属的焙烧温度为650°C。实施例1取吉林某地难选铜钴原矿IOOOg:该矿原矿含Co、Cu、N1、Pb、Zn、As等元素，其中Cu和Co为可综合回收有价元素，Cu质量分数为0.19/10_2，Co质量分数为0.045/10_2，硫化物之间嵌布关系紧密，且粒度很细，由于成矿期次不同，Cu、Co硫化物粒度相差悬殊，浮选回收率在70%以下，且品位也低，达不到可利用的经济指标，而成呆滞矿。a.将铜、钴原矿磨至-180目占85%以上；b.按磨好的铜、钴原矿以质量比加入50g氯化铵搅拌均匀，放置10小时；c.将混好的物料置于焙烧炉内，在空气:氮气=1:1，500°C乏氧气氛下焙烧30分钟；d.然后在空气气氛下升温至600°C再焙烧90分钟；e.将焙砂放入温度为90°C，浓度为(1+9)硫酸溶液中，固液比为1:6，搅拌浸出4小时；Cu浸出率达95%，Co浸出率为92%超过理论回收率；Co的最高理论回收率75% ；f.浸出液送至金属分离工段，用现有技术进行不同金属的分离回收，省去了选矿过程。采用本法，Cu浸出率达95%，Co为92%。实施例2取黑龙江某地金矿全泥氢化尾渣lOOOg，全泥氢化尾渣中含有Co 0.035%, Ni0.038%, C 0.14%、As 0.12，矿石中含钴矿物含较高的砷。a.将氰化尾渣 按质量比加30g氯化铵搅拌均匀，放置12小时；b.将混好的物料置于焙烧炉内，在空气:氮气=1:1，于500°C乏氧气氛下焙烧30分钟；c.然后在氧气:空气=1:1富氧氛下升温至650°C再焙烧90分钟；d.将焙砂放入温度为90°C浓度为(1+9)硫酸溶液中，固:液=1:9，搅拌浸出4小时；e.浸出液送至金属分离工段，用现有技术进行不同金属的分离回收，采用本法Co、Ni浸出率分别为94.4%,92.6%。实施例3取吉林省某闭坑铜矿浮选尾矿lOOOg，该尾矿金属质量分数:Co 0.048%、Cu0.71%、Zn 2.2% ；a.按物料的质量比加40g氯化铵搅拌均匀，放置11小时备用；b.将混好的物料置于焙烧炉内，在空气:氮气=1:1，于500°C乏氧气氛下焙烧30分钟；c.然后在空气气氛下升温至600°C再焙烧90分钟；d.将焙本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种低品位、复杂难选金属硫化矿提取工艺，其特征在于，包括以下步骤：a、将低品位、复杂难选金属矿原矿磨至‑180目占85%以上；b、按磨好原矿的质量加入3%～5%氯化铵搅拌均匀，静置10～12小时； c、将静置好的物料置于焙烧炉内，于500℃乏氧氛下焙烧30分钟；d、然后在空气或富氧氛下升温至600℃～650℃再焙烧90分钟；e、将焙砂放入温度为90℃，浓度为（1+9）的硫酸溶液中，固液比为1:5‑1:9，搅拌浸出4小时；f、滤除矿渣，浸出液送至金属分离工段，用现有技术进行不同金属的分离回收。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：崔玉果，于长江，
申请(专利权)人：吉林省万国黄金股份有限公司，
类型：发明
国别省市：吉林;22