权利要求
1.一种氧化
铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，其特征在于，包括如下步骤：
步骤S1、加入沉钴后液：将沉钴后液加入氧化铜钴矿搅拌浸出工序的末级浸出槽中，与浸出矿浆混合均匀;
步骤S2、加入混凝剂：向浸出矿浆中加入混凝剂，在浸出矿浆中形成硅胶粒子;
步骤S3、加入絮凝剂：向浸出矿浆中加入絮凝剂
步骤S4、浓密分离：将浸出矿浆进入浸出
浓密机中，进行浓密分离，得到溢流浸出液和底流浸出渣浆;溢流浸出液作为高铜料液进入高铜萃取工序;底流浸出渣浆经CCD逆流洗涤后产出低铜料液进入低铜萃取工序。
2.根据权利要求1所述的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，其特征在于，步骤S1所述沉钴后液为铜钴
湿法冶金得到的低铜萃余液，经过石灰除铁和氧化镁沉钴工序后产出的废液。
3.根据权利要求1所述的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，其特征在于，步骤S2中向浸出矿浆中加入混凝剂，在混合液中形成硅胶粒子，包括：
将浸出矿浆从末级浸出槽溢流至中转泵池，在中转泵池加入混凝剂。
4.根据权利要求1所述的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，其特征在于，步骤S3中向浸出矿浆中加入絮凝剂，包括：在浸出浓密机的外部混合槽和中心进料管逐级分段加入絮凝剂与浸出矿浆混合均匀。
5.根据权利要求1所述的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，其特征在于，步骤S1所述沉钴后液中，镁离子含量为5～15g/L，钙离子含量为100～500mg/L。
6.根据权利要求1所述的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，其特征在于，步骤S1所述沉钴后液加入浸出矿浆后，钙镁离子总含量为浸出矿浆中硅含量的0.1～2.0倍。
7.根据权利要求1所述的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，其特征在于，步骤S2所述的混凝剂的添加量为浸出矿浆中干矿重的0.001%～0.01%。
8.根据权利要求1所述的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，其特征在于，所述絮凝剂，为聚乙烯亚胺、聚丙烯酰胺、聚丙烯酸钠、聚合氯化
铝、聚合硫酸铁、三
氯化铁、硫酸铝、十二烷基硫酸钠、聚磷氯化铁或木质磺酸盐中的一种或多种。
9.根据权利要求1所述的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，其特征在于，所述絮凝剂的添加量为浸出矿浆中干矿重的n.005%～0.01%。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于湿法冶金技术领域，具体涉及一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法。
背景技术
[0002]某地区氧化铜钴矿石中大多含有酸可溶硅，在矿石酸性浸出过程中硅随铜钴金属离子进入到溶液中，浸出液中的硅含量可达200～1000mg/L，使得浸出液黏度升高。而当浸出液硅含量高于100mg/L时，进入萃取工序后不利于水相和有机相的分离，尤其给萃取混合室相连续状态的调节控制带来较大困难。萃取工序中萃余液或富铜液等水相出口级为水相连续时可减少有机相夹带，但是由于浸出液中硅含量较多使得其黏度升高，水相连续时不利于有机相从水相中分离出，造成分相时间延长以及水相夹带更多的有机相。因此，某地区大部分氧化铜钴矿湿法冶炼厂萃取工序水相出口级都不得不采用有机相连续进行生产。
[0003]硅在溶液中多以分子态、离子态和胶体状态硅酸的形式存在，现有溶液中除硅的方法，例如专利“一种硫酸
锰溶液除硅的方法”(专利申请号：202111428199.4)、专利“一种
镍钴浸出液深度除硅的方法”(专利申请号：202011094666.X)等，多是先调节溶液pH值至弱酸性或碱性，然后再加入除硅试剂进行除硅以及固液分离，得到除硅后液和含硅渣。这是因为在碱性溶液中硅酸不稳定，易发生分子内聚合反应生成多聚硅酸，多聚硅胶进一步与金属阳离子形成硅酸盐沉淀，而达到除硅的目的。
[0004]上述方法对于酸性溶液则不适用，目前针对酸性溶液直接除硅方法的研究和报道较少，已有的酸性溶液直接除硅的方法，例如专利“一种从酸液中除硅的方法”(专利申请号：202110378310.7)、专利“一种镍钴溶液净化除硅的方法”(专利申请号：202011078830.8)等，多是向酸性溶液中加入γ-A12O3和氢氧化锆等试剂，将溶液中的硅进行吸附脱除，再将吸附硅之后的试剂回收再生后循环利用。
[0005]氧化铜钴矿石经过酸性浸出后(浸出pH为1.5-2.0)，浸出矿浆首先经过浸出浓密进行固液分离产出溢流高含铜钴料液以及底流浸出渣矿浆，底流浸出渣矿浆再经过CCD逆流洗涤后产出溢流低含铜钴料液和底流
尾矿浆，尾矿排入酸性尾矿库，高含铜钴料液和低含铜钴料液进入萃取工序。对于氧化铜钴矿浸出液，无法采用提高pH值加入除硅剂，因为会造成铜钴金属离子中和沉淀以及影响后续萃取工序生产;同时也无法采用直接加入硅吸附剂的方法，因为硅吸附剂会与浸出渣浆混合无法分离而排到尾矿库中，造成硅吸附剂消耗损失，且硅吸附剂往往价格较高。
发明内容
[0006]本发明的目的是提供一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，解决背景技术提出的问题。
[0007]本发明的上述技术目的是通过以下技术方案得以实现的：
[0008]本发明提供的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，包括如下步骤：
[0009]步骤S1、加入沉钴后液：将沉钴后液加入氧化铜钴矿搅拌浸出工序的末级浸出槽中，与浸出矿浆混合均匀;
[0010]步骤S2、加入混凝剂：向浸出矿浆中加入混凝剂，在浸出矿浆中形成硅胶粒子;
[0011]步骤S3、加入絮凝剂：向浸出矿浆中加入絮凝剂
[0012]步骤S4、浓密分离：将浸出矿浆进入浸出浓密机中，进行浓密分离，得到溢流浸出液和底流浸出渣浆;溢流浸出液作为高铜料液进入高铜萃取工序;底流浸出渣浆经CCD逆流洗涤后产出低铜料液进入低铜萃取工序。
[0013]进一步的，步骤S 1所述沉钴后液为铜钴湿法冶金得到的低铜萃余液，经过石灰除铁和氧化镁沉钴工序后产出的废液。
[0014]进一步的，步骤S2中向浸出矿浆中加入混凝剂，在混合液中形成硅胶粒子，包括：将浸出矿浆从末级浸出槽溢流至中转泵池，在中转泵池加入混凝剂。
[0015]进一步的，步骤S3中向浸出矿浆中加入絮凝剂，包括：在浸出浓密机的外部混合槽和中心进料管逐级分段加入絮凝剂与浸出矿浆混合均匀。
[0016]进一步的，步骤S1所述沉钴后液中，镁离子含量为5～15g/L，钙离子含量为100～500mg/L。
[0017]进一步的，步骤S1所述沉钴后液加入浸出矿浆后，钙镁离子总含量为浸出矿浆中硅含量的0.1～2.0倍。
[0018]进一步的，步骤S2所述的混凝剂的添加量为浸出矿浆中干矿重的0.001%～0.01%。
[0019]进一步的，所述絮凝剂，为聚乙烯亚胺、聚丙烯酰胺、聚丙烯酸钠、聚合氯化铝、聚合硫酸铁、三氯化铁、硫酸铝、十二烷基硫酸钠、聚磷氯化铁或木质磺酸盐中的一种或多种。
[0020]进一步的，所述絮凝剂的添加量为浸出矿浆中干矿重的0.005%～0.01%。
[0021]综上所述，本发明具有以下有益效果：
[0022]通过本发明提供的方法，利用铜钴湿法冶金厂自产的沉钴后液废水作为混凝反应所需钙镁离子的药剂来源，在强酸性矿浆环境中通过先添加某新型混凝剂、后添加絮凝剂的方法实现了对硅的去除，最终浸出液中的硅去除率为85%～95%，硅含量为20～50mg/L，可满足后续萃取工序的生产要求。
附图说明
[0023]图1为本发明提供的氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法工艺流程示意图。
具体实施方式
[0024]为更进一步阐述本发明为达成预定发明目的所采取的技术手段及功效，对依据本发明提出的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，其具体实施方式、特征及其功效，详细说明如后。
[0025]本具体实施方式提供的一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，包括如下步骤：
[0026]S1、将沉钴后液加入氧化铜钴矿搅拌浸出工序的末级浸出槽中混合均匀;
[0027]S2、向浸出矿浆中加入混凝剂，在浸出矿浆中形成硅胶粒子;
[0028]S3、向浸出矿浆中加入絮凝剂;
[0029]S4、将浸出矿浆进入浸出浓密机中，进行浓密分离，得到溢流浸出液和底流浸出渣浆;
[0030]S5、溢流浸出液作为高铜料液进入高铜萃取工序;
[0031]S6、底流浸出渣浆经CCD逆流洗涤后产出低铜料液进入低铜萃取工序。
[0032]可以理解的是，本具体实施方式提供的方法，通过在氧化铜钴矿浸出液中引入沉钴后液、混凝剂和絮凝剂，促进硅胶颗粒的形成与分离，有效降低了溶液中的硅含量，保障后续萃取工序的相连续稳定。
[0033]在一些优选的实施例中，沉钴后液为铜钴湿法冶金得到的低铜萃余液，经过石灰除铁和氧化镁沉钴工序后产出的废液。
[0034]可以理解的是，本具体实施方式提供的废液，具备一定的化学活性，其中含有较高的钙镁离子，而溶液中的钙镁离子可促进硅酸和硅胶体聚合，能够增强浸出液中硅胶颗粒的沉降效果，进一步降低硅含量，提高液固分离效率，为后续高铜和低铜萃取工序提供更纯净的料液。此外，这一方式通过强化浸出液的净化效果，提高了铜钴分离和回收效率，优化了工艺流程，提升了整体经济性和环境友好性。
[0035]在一些优选的实施例中，向浸出矿浆中加入混凝剂，在浸出矿浆中形成硅胶粒子，包括：
[0036]将浸出矿浆从末级浸出槽溢流至中转泵池，在中转泵池加入混凝剂。
[0037]可以理解的是，在中转泵池加入混凝剂，使得浸出矿浆在进入浸出浓密机前与混凝剂混合均匀，并在管道输送过程中发生混凝反应，此时溶液中的硅胶失稳聚合形成硅胶粒子。
[0038]在一些优选的实施例中，向浸出矿浆中加入絮凝剂，得到包括：在浸出浓密机的外部混合槽和中心进料管逐级分段加入絮凝剂与混合液混合均匀。
[0039]可以理解的是，浸出浓密机外部混合槽及中心进料管逐级分段加入絮凝剂与浸出矿浆混合均匀，在使得矿浆中硅胶失稳聚合形成的硅胶粒子发生絮凝和架桥反应，进一步团聚成较大颗粒而沉降。
[0040]在一些优选的实施例中，沉钴后液中，镁离子含量为5～15g/L，钙离子含量为100～500mg/L。
[0041]在一些优选的实施例中，沉钴后液加入浸出矿浆后，钙镁离子总含量为浸出矿浆中硅含量的0.1～2.0倍。
[0042]可以理解的是，若沉钴后液中钙镁离子总含量低于浸出矿浆中硅含量的0.1倍，可能导致硅胶颗粒生成不足，使硅在溶液中无法有效沉降，液固分离效率下降，进而导致溶液中硅含量过高，影响后续萃取工序的效率，甚至降低铜钴的回收率。
[0043]而如果钙镁离子总含量超过硅含量的2.0倍，可能生成多余的副产物(如石膏)，对料液纯度和设备运行造成负面影响，还会增加原料和废液处理成本。因此，只有将钙镁离子总含量控制在硅含量的0.1～2.0倍范围内，才能有效去除硅，保持良好的料液纯度和设备运行状态。
[0044]在一些优选的实施例中，混凝剂的添加量为浸出矿浆中干矿重的0.001%～0.01%。
[0045]在一些优选的实施例中，絮凝剂为聚乙烯亚胺、聚丙烯酰胺、聚丙烯酸钠、聚合氯化铝、聚合硫酸铁、三氯化铁、硫酸铝、十二烷基硫酸钠、聚磷氯化铁或木质磺酸盐中的一种或多种。
[0046]在一些优选的实施例中，絮凝剂的添加量为浸出矿浆中干矿重的0.005%～0.01%。
[0047]在一些优选的实施例中，一种氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法，包括如下步骤：
[0048]S 1、加入沉钴后液：沉钴后液为铜钴湿法冶金厂低铜萃余液经过石灰除铁、氧化镁沉钴等工序产出的废液，其中含有较高的钙镁离子，而溶液中的钙镁离子可促进硅酸和硅胶体聚合。将沉钴后液加入氧化铜钴矿搅拌浸出工序的末级浸出槽，使得沉钴后液中钙镁离子在末级浸出槽机械搅拌作用下与浸出矿浆混合均匀。
[0049]S2、加入混凝剂：浸出矿浆从末级浸出槽溢流至中转泵池，然后泵送至浸出浓密机进行固液分离。在中转泵池加入混凝剂，使得浸出矿浆在进入浸出浓密机前与混凝剂混合均匀，并在管道输送过程中发生混凝反应，此时溶液中的硅胶失稳聚合形成硅胶粒子。
[0050]S3、加入絮凝剂：加入絮凝剂：在浸出浓密机外部混合槽及中心进料管逐级分段加入絮凝剂与浸出矿浆混合均匀，在使得矿浆中硅胶失稳聚合形成的硅胶粒子发生絮凝和架桥反应，进一步团聚成较大颗粒而沉降。
[0051]S4、浓密分离：浸出矿浆进入浸出浓密机中心筒内，经絮凝沉降后得到溢流浸出液和底流浸出渣浆，溢流浸出液作为高铜料液进入高铜萃取工序，底流浸出渣浆经CCD逆流洗涤后产出低铜料液进入低铜萃取工序。
[0052]可以理解的是，本具体实施方式提供的方法，通过钙镁离子、混凝剂和絮凝剂的协同作用，实现了对氧化铜钴矿浸出液中硅含量的高效降低。具体而言，沉钴后液中富含的钙镁离子在浸出矿浆的末级浸出槽中与硅酸和硅胶体发生反应，促进硅酸和硅胶体的聚合，使其失稳并初步形成硅胶颗粒。
[0053]接着，在中转泵池中加入混凝剂，使混凝剂与浸出矿浆均匀混合并在输送管道内发生混凝反应。此时，溶液中的硅胶进一步失稳，聚合形成更多硅胶颗粒，提高硅的去除效率
[0054]随后，在浸出浓密机的外部混合槽及中心进料管内分段加入絮凝剂，与矿浆充分混合。絮凝剂通过架桥和团聚反应，使硅胶颗粒进一步聚集形成较大的絮团，从而显著提高了颗粒的沉降速率。这种多级絮凝反应不仅加速了硅胶颗粒的沉降，还确保了底流浸出渣浆中的硅含量进一步降低。
[0055]最终，在浸出浓密机内通过固液分离过程，硅胶颗粒随底流渣浆沉降，减少了溢流浸出液中的硅含量。溢流液作为高铜溶液进入高铜萃取工序，底流渣浆经CCD洗涤后产出低铜溶液进入低铜萃取工序，从而实现了对硅的有效去除，保证后续萃取工序的效率和稳定性。钙镁离子、混凝剂与絮凝剂的复配使用相辅相成，通过不同阶段的作用机制，成功实现了浸出液中硅的高效脱除。
[0056]下面结合具体实施例对本发明做更进一步地说明，需要指出的是，本实施例为实验室模拟生产工序的小型实验，重点在于展现采用本发明的方法能够有效去除硅，前文所述的搅拌槽和浓密机等为实际生产中进行反应的实现方式，相当于小型实验的放大。
[0057]实施例1
[0058]本实施例是取某氧化铜钴矿浸出矿浆1000mL于烧杯中，浸出矿浆固体含量为31%，矿石密度为2.75g/cm3，矿浆pH值为1.58，矿浆溶液中硅含量为450 mg/L，沉钴车间产出的沉钴后液镁离子含量为8.32g/L、钙离子含量为158mg/L。
[0059]S1、向浸出矿浆中加入42mL沉钴后液，并开启搅拌混合2min得到混合液;
[0060]S2、向混合液中加入15.45mg混凝剂，并搅拌混合2min;
[0061]S3、向烧杯中加入23.17mg聚丙烯酰胺，搅拌混合2min后停止搅拌，得到矿浆混合液;
[0062]S4、将矿浆混合液沉降，待矿浆固体沉降后取上清液检测分析。
[0063]分析结果可知，上清液硅含量为42mg/L，硅去除率为90.67%。
[0064]对比例1
[0065]取某氧化铜钴矿浸出矿浆1000mL于烧杯中，浸出矿浆固体含量为31%，矿石密度为2.75g/cm3，矿浆pH值为1.58，矿浆溶液中硅含量为450 mg/L。
[0066]S1、向浸出矿浆中加入16.22mg混凝剂，并搅拌混合2min，得到混合液;
[0067]S2、向混合液中加入23.94mg聚丙烯酰胺，搅拌混合2min后停止搅拌，得到矿浆混合液;
[0068]S3、将矿浆混合液沉降，待矿浆固体沉降后取上清液检测分析。
[0069]分析结果可知，上清液硅含量为105mg/L，硅去除率为76.67%。
[0070]对比例2
[0071]取某氧化铜钴矿浸出矿浆1000mL于烧杯中，浸出矿浆固体含量为31%，矿石密度为2.75g/cm3，矿浆pH值为1.58，矿浆溶液中硅含量为450 mg/L。
[0072]S1、向浸出矿浆中加入25.96mg聚丙烯酰胺，搅拌混合2min后停止搅拌，得到矿浆混合液;
[0073]S2、将矿浆混合液沉降，待矿浆固体沉降后取上清液检测分析。
[0074]分析结果可知，上清液中硅含量为312mg/L，硅去除率为30.67%。
[0075]对比例3
[0076]取某氧化铜钴矿浸出矿浆1000mL于烧杯中，浸出矿浆固体含量为31%，矿石密度为2.75g/cm3，矿浆pH值为1.58，矿浆溶液中硅含量为450 mg/L。
[0077]S1、向浸出矿浆中加入42mL沉钴后液，并开启搅拌混合2min得到混合液;
[0078]S2、向混合液中加入15.45mg混凝剂，并搅拌混合2min;
[0079]S3、将矿浆混合液沉降，待矿浆固体沉降后取上清液检测分析。
[0080]分析结果可知，上清液硅含量为136mg/L，硅去除率为69.78%。
[0081]对比例4
[0082]取某氧化铜钴矿浸出矿浆1000mL于烧杯中，浸出矿浆固体含量为31%，矿石密度为2.75g/cm3，矿浆pH值为1.58，矿浆溶液中硅含量为450 mg/L。
[0083]S1、向浸出矿浆中加入42mL沉钴后液，并开启搅拌混合2min得到混合液;
[0084]S2、向烧杯中加入23.17mg聚丙烯酰胺，搅拌混合2min后停止搅拌，得到矿浆混合液;
[0085]S3、将矿浆混合液沉降，待矿浆固体沉降后取上清液检测分析。
[0086]分析结果可知，上清液硅含量为353mg/L，硅去除率为21.56%。
[0087]以上所述，仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，虽然本发明已以较佳实施例展示如上，但并非用以限定本发明，任何熟悉本专业的技术人员，在不脱离本发明技术方案范围内，当可利用上述揭示的技术内容做出些许更动或修饰为等同变化的等效实施例，但凡是未脱离本发明技术方案的内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明技术方案的范围内。
说明书附图(1)
声明：
“氧化铜钴矿浸出液中降低硅含量的方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：中冶有色技术网
来源：北方矿业有限责任公司
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2025年03月20日 ~ 22日 
