氧化矿和硫化矿冶金扩大试验

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1、玉龙铜矿2号矿体氧化矿和硫化铜精矿冶金扩大试验北京矿冶研究总院受西藏玉龙铜矿联合筹备领导小组的委托,对玉龙铜矿号矿体氧化矿和硫化铜精矿进行冶金试验研究，为开发玉龙铜矿的可行性研究提供依据。北京矿业研究总院提出了“强化浸出-萃取-电积”的湿法冶金工艺流程,并取得了较好试验指标.评审意见是：“北京矿冶研究总院提出的强化浸出-萃取电积工艺具有流程简单、投资较少;常压浸出、易于实现；杂质易分离，浸出液含SiO20。1g等特点，该流程还考虑了伴生元素的综合回收，并做了氧化铜矿和硫化铜精矿焙砂合并浸出试验。1995年2月开始进行试验准备工作，包括设备制作与安装。氧化矿的扩大试验196年4月1日开始，199

2、6年月31日开始进行硫化铜精矿沸腾焙烧扩大试验,19年6月5日至20日完成了焙砂浸出以及焙砂与氧化矿的合并浸出扩大验证试验。本次扩大试验共处理氧化矿12kg，硫化铜精矿1kg，萃取工段处理浸出液113L，电积产出电铜471g。当硫酸加入量为00kg/矿以上时，氧化矿铜的浸出率达4%以上，铜萃取直收率95，电铜（C99。9）达到国家一级铜的标准，硫化铜精矿经焙烧后铜的浸出率达6%。全部达到和超过了合同规定的指标。扩大试验验证了小型试验提出“强化浸出”工艺的先进性，获得相同指标时硫酸消耗有大幅度的降低，从而使全流程更加合理。扩大试验表明：“强化浸出萃取电积”技术先进，流程可靠，能够为可行性研究提供

3、所需的技术经济指标。1试验原料和辅助材料1.1氧化矿表1 扩大试验的氧化矿的成分（）元素CuFeSiO2CaOOA23SbBiA含量.421423.44.48。651.0.50.960010030.01元素ZnCoNiSorWO3Na2K2OAuA含量05034.001.24.030。050040。032。00.12t134g/。2硫化铜精矿硫化铜精矿成分见表，沸腾焙烧产出的焙砂及烟尘的化学分析见表3. 表2 硫化铜精矿的成分(）元素CuFSiO2CaOMgOAl2O3MPbbBiAs含量17.842947。0。254.314350。050.020。010。160。042元素ZCoMoAug含

4、量010.00127。40.3g/81g/l 表 硫化铜精矿焙砂及烟尘的化学分析（%）元素CeSOCaOMgOAl23MPbSbBiAs焙砂16243.13.30。33.520.003040。10.140。071烟尘14。220.6716.114.250.1。0010。010。13。053元素ZnCoAAg焙砂0。120。0019。120.3t58g/t烟尘134g/t1.3硫酸浓度为9的工业硫酸。1。4 碳酸钙CaCO3含量为8，粒度为90小于0。04mm。15 萃取剂及稀释剂萃取剂采用德国汉高公司生产的LI9；稀释剂为260煤油.1反萃液反萃液为实际的电解废液,其成分为：HSO4 618g

5、/l，u 305gl。2 试验内容及结果2浸出试验2。1。1浸出条件的确定扩大试验根据小型试验的条件和结果选择了如表4中给出的工艺参数及其变化范围进行了系统的试验，表中也给出了小型试验的工艺参数,以便比较。为降低酸耗，扩大试验中进行了降低酸耗的试验。为提高设备浸出能力，以减少设备规模,扩大试验将“继续浸出”时间由原来的2小时最短降至.5小时。表 小型试验的浸出工艺参数及扩大试验的浸出工艺条件的变化范围工艺条件名称小型试验推荐的指标扩大试验选择的范围1、给矿粒度1m1mm、给矿底流固体浓度50%40%6%3、硫酸用量420kg/干矿（8%酸）300420kt干矿（5%酸）4、浸出时间强化浸出2h

6、 继续浸出强化浸出2h 继续浸出0。52、继续浸出液固比42。2浸出试验操作过程破磨至1m以下一定数量的氧化矿与定量的水混合均匀，以模拟工业上磨矿的浓密底流，加入定量的浓硫酸浸出2h后，然后加入萃取余液,在给定的液固比下继续浸出一定时间，整个浸出不外加温.浸出结束后，按0.15kt原矿加入絮凝剂（浓度为g/l），矿浆泵入浓密桶液固分离。矿浆沉降时测定沉降速度。2。.3 浸出试验结果 浸出扩大试验的结果如下表所示:为直观的表示浸出结果并与小型试验结果比较，将扩大试验及主要小型试验的铜浸出率与硫酸用量的关系、不同浸出方式以及扩大试验钴和锌的浸出率分别作图和图6，图中硫酸用量均以10%的硫酸,以便比

7、较。2.1.4 浸出矿浆的沉降扩大试验中的浸出矿浆在沉降槽中加入絮凝剂沉降，絮凝剂加入量为0。g/t原矿，浸出渣洗涤不再加絮凝剂。试验表明矿浆的絮凝沉降速度多在24/h，浸出矿浆和洗涤矿浆的平均沉降速度分别为.3m/h和26m/h，说明强化浸出矿浆液固分离不存在困难。2.1 关于硅的浸出行为 试验表明在不考虑硅在浸出液中的循环积累时,硅的浓度只有0。070.09g/l；考虑循环积累时，浸出液中的硅含量为0。15。17g/l，大大低于常规浸出液的硅含量.这样的硅浓度也低于堆浸浸出液的硅浓度，可见“强化浸出”工艺在抑制硅浸出方面的突出优点。2.1.6 硫化铜精矿焙砂与氧化矿的合并浸出硫化铜精矿焙砂

8、与氧化矿合并浸出是将焙砂加入到继续浸出阶段,用模拟萃余液与氧化矿共同继续浸出，而不单独浸出。试验的焙砂量为氧化矿量的9。试验表明氧化矿与焙砂合并浸出所得到的铜浸出率与分别浸出大致相同，为94%左右.A和的浸出率与氧化矿单独浸出时接近,Fe的浸出率为8.，浸出液的其它成分与单独的强化浸出相似。可见，硫化铜精矿焙砂可以合并到氧化矿继续浸出阶段，与氧化矿一起浸出。硫酸在强化浸出阶段加入，其数量为3032k/t氧化矿。强化浸出结束后，加入萃余液和焙砂继续浸出,此时所需的硫酸量为0k/t(含焙砂）,这部分硫酸由萃余液供给,不必另加硫酸。2.1.7 浸出液和浸出渣的化学成分浸出液和浸出渣的化学成分如表7所

9、示: 表7浸出液和浸出渣的化学多元素分析3 推荐的工艺流程及说明在扩大试验的基础上推荐的工艺流程见图7.氧化矿采出后送到原料准备工段，由于氧化矿中0。074mm以下的细泥占2,含水较高(3%以上），应选择适合的破碎方式,试验表明该矿极为易磨。 15 / 15 图 西藏玉龙铜矿铜冶炼工艺流程图4 主要技术参数（）氧化矿碎磨： 矿石含水 无特殊要求 碎磨粒度 全部1mm 底流固体浓度 400强化浸出: 方式 底流直接加浓硫酸 加酸量 30kg/t干矿（10H2SO4） 浸出时间 h 加入萃余液和焙砂继续浸出1h 液固比 6（推荐6） 温度 不外加温 铜浸出率 3% 浸出渣率 075% 渣含铜（%）

10、 Cu0.0。液固分离： 絮凝剂用量 。10.15k/t原矿 洗涤级数 洗涤液固比 67(相对于原矿） 洗涤液配比 0%萃余液 0新水（或回收Co后的残液） 洗涤效率 9.5 沉降速度 1。2m/h 过滤速度 .15m3滤液/m2h (真空度：-0.030.04Pa，滤饼厚度4cm) 滤饼含水 3035(2）硫化铜精矿焙烧： 焙烧温度 55060 炉顶温度 450500 空气线速度 /s .2 空气过剩系数 1。3 沸腾层高度 m 1. 焙砂产率 75 烟尘率 % 25 床能率 /md 37 物料在炉中平均停留时间 h 1 烟气中2浓度 % 68 脱硫率 % 68 结论(1)、本次扩大试验进行

11、了氧化矿“强化浸出”-萃取电积全流程试验以及硫化铜精矿焙砂与氧化矿合并浸出的验证试验，其中浸出间歇操作，萃取-电积连续运行4天。试验及设备操作稳定,取得了令人满意的试验指标，达到或超过了合同规定。扩大试验表明:“强化浸出”-萃取电积技术先进，流程可靠，能够为可行性研究提供所需的各项技术经济指标。（2） 、“强化浸出“完全验证了小型试验的结果,并取得了比小型试验更好的铜浸出率，当硫酸用量在00kgt矿以上时，铜的浸出率可达93%以上。相同铜浸出率的硫酸消耗比小型试验下降了10gt矿，这使整个工艺流程更加合理。矿石中硅的浸出率小于。5，浸出液的Si2含量为0.00.09gl，均低于小型试验指标。扩

12、大试验详细考察了浸出矿浆及浸出渣洗涤的沉降速度,浸出矿浆的平均沉降速度为。m/，洗涤矿浆的平均沉降速度为2。6m/h。这样的沉降速度有利于实现浸出液与浸出渣液固分离和降低浓密机的投资.（3） 、萃取电积试验连续运转，铜的萃取直收率大于95，萃取-电积铜的总回收率为99.5%。试验产出电铜470g，电铜含铜为99.98，达到了国标一级铜标准。（4） 、扩大试验考查了伴生钴的浸出行为,钴的浸出率为80,验证了小型试验的结果。钴的综合回收有待于进一步研究.（5） 、本流程对设备无特殊的防腐要求，设备处理能力大，投资省。（6） 、本工艺无废气排放.浸出渣经浓密洗涤后泵入尾矿库,尾矿库中的水可作为选矿或氧化矿磨矿的补加水.的萃余液返回流程,25的萃余液中和到P回收钴.回收钴以后的溶液含杂质很低,可以返回流程作为生产补加水,也可以排放.整个流程对环境没有不利的影响。（7） 文中如有不足，请您见谅！（8）（9）