权利要求
1.一种适用于高铁含量
铜浮选尾渣的氨浸提铜的方法，其特征在于，包括如下工序：
磨矿调浆：将铜浮选尾渣破碎、磨矿、调浆，向矿浆中加入0.6～2.5mol/L氨与0.1～1.0mol/L铵盐，使矿浆pH值为9.0~10.8;
氧化氨浸：在35~65℃下浸出60~180min，通过鼓入空气或富氧空气，和/或在0.05～0.20MPa氧分压下供氧，维持矿浆的氧化还原电位Eh为150～320 mV，且溶解氧浓度为2～8mg/L;
分离除杂：浸出结束后，固液分离得到浸出液，通过温度降氨和/或气提降氨，降低铁、
铝、硅溶解态杂质的含量至<0.5g/L;
铜回收与氨循环：浸出液在30～60℃碳酸化并调节pH值为7.0～9.0，使碱式碳酸铜沉淀，固液分离后，溶液通过电积回收铜，含氨回收后液返回磨矿调浆工序。
2.根据权利要求1所述的氨浸提铜的方法，其特征在于，磨矿调浆工序中，所述磨矿细度要求D80为0.05～0.12 mm。
3.根据权利要求1所述的氨浸提铜的方法，其特征在于，磨矿调浆工序中，所述调浆要求液固比为8：1～20：1。
4.根据权利要求1所述的氨浸提铜的方法，其特征在于，磨矿调浆工序中，所述铵盐选自碳酸铵、碳酸氢铵、氯化铵中的一种或几种。
5.根据权利要求1所述的氨浸提铜的方法，其特征在于，所述磨矿调浆工序还包括铁相钝化处理，向矿浆中加入0.01～0.15wt%铁溶出抑制剂。
6.根据权利要求5所述的氨浸提铜的方法，其特征在于，所述铁溶出抑制剂为多磷酸盐、硅酸盐、有机膦类中的任一种。
7.根据权利要求1所述的氨浸提铜的方法，其特征在于，所述分离除杂工序还包括净化处理，向浸出液中加入0.01～0.10mol/L选择性沉淀剂或絮凝剂。
8.根据权利要求1所述的氨浸提铜的方法，其特征在于，铜回收与氨循环工序中，所述碳酸化是分两段通入体积分数30～70%的CO2，第一段的通气强度为0.4～0.8vvm，第二段的通气强度为0.6～1.2vvm。
9.根据权利要求1所述的氨浸提铜的方法，其特征在于，铜回收与氨循环工序中，所述碱式碳酸铜沉淀在洗涤后经煅烧得到CuO或作为制酸还原原料。
10.根据权利要求1所述的氨浸提铜的方法，其特征在于，铜回收与氨循环工序中，所述电积条件为25~45℃，阴极电流密度100～300A/m2。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于
湿法冶金技术领域，具体涉及一种适用于高铁含量铜浮选尾渣的氨浸提铜的方法。
背景技术
[0002]
铜冶炼与选矿过程中会产生大量浮选尾渣，通常含铜0.2～0.6%，含铁>30%，粒度微细，次生氧化铜矿物占比高，且与铁相(磁铁矿/赤铁矿/水合氧化铁)紧密嵌布，导致铜与铁的分离难度较大。目前，从该类尾渣中回收铜的主要方法包括酸浸和氨浸。
[0003]传统酸浸法存在铁杂质矿物同时被大量溶出，导致酸耗显著增加，后续净化负担重的问题;常规单段氨浸法可在一定程度上选择性浸铜，但在高铁体系中仍存在铁共浸，氨耗高，浸出过程受反应平衡限制，泡沫/堵塞等问题，铜浸出率普遍难以突破75～80%。
[0004]因此，在高铁含量铜浮选尾渣体系中，如何在较低氨耗条件下显著提高铜浸出率并抑制铁的共浸出，是该领域亟待解决的技术瓶颈问题。
发明内容
[0005]本发明的目的在于提供一种适用于高铁含量铜浮选尾渣的氨浸提铜的方法。
[0006]本发明的目的是这样实现的：所述适用于高铁含量铜浮选尾渣的氨浸提铜的方法，包括如下工序：
磨矿调浆：将铜浮选尾渣破碎、磨矿、调浆，向矿浆中加入0.6～2.5mol/L氨与0.1～1.0mol/L铵盐，使矿浆pH值为9.0~10.8;
氧化氨浸：在35~65℃下浸出60~180min，通过鼓入空气或富氧空气，和/或在0.05～0.20MPa氧分压下供氧，维持矿浆的氧化还原电位Eh为150～320 mV，且溶解氧浓度为2～8 mg/L;
分离除杂：浸出结束后，固液分离得到浸出液，通过温度降氨和/或气提降氨，降低铁、铝、硅溶解态杂质的含量至<0.5g/L;
铜回收与氨循环：浸出液在30～60℃碳酸化并调节pH值为7.0～9.0，使碱式碳酸铜沉淀，固液分离后，溶液通过电积回收铜，含氨回收后液返回磨矿调浆工序。
[0007]本发明所述技术方案与现有技术相较，具有如下优点：
本发明的技术方案针对高铁含量(28~40%)的铜浮选尾渣体系，通过氧化还原电位与pH值的精准控制，使尾渣中的含铁硅酸盐或磁铁矿表面发生有限氧化，在低电位下不会阻碍铜、氨的扩散，影响到氨对铜的选择性络合，又能够屏蔽铁的持续氧化酸溶，显著降低铁共浸，结合铁相抑制工艺，可使浸出液含铁量降至<0.5g/L。
[0008]所述技术方案采用分段供氧、脉冲式鼓气配合间歇搅拌(300~800r/min)，能周期性地剥离过度生长的疏松氧化铁层，暴露新鲜的反应界面，减轻边界层局部过钝化。增强Cu+向Cu2+的再氧化和Cu(NH3)x2+络合，使铜的浸出率可达80~90%。
[0009]所述技术方案通过分阶段碳酸化处理结合晶种诱导效应，促进碱式碳酸铜的定向生长，晶种表面提供了低能垒的成核位点，同时，由于碱式碳酸铜具有特定的晶格参数，铁、铝等杂质因离子半径与配位构型不匹配，被排斥在晶格之外，实现了深度净化。
附图说明
[0010]图1是本发明所述技术方案的工艺流程图。
具体实施方式
[0011]下面对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。
[0012]本发明所述适用于高铁含量铜浮选尾渣的氨浸提铜的方法，包括如下工序：
磨矿调浆：将铜浮选尾渣破碎、磨矿、调浆，向矿浆中加入0.6～2.5mol/L氨与0.1～1.0mol/L铵盐，使矿浆pH值为9.0~10.8;
氧化氨浸：在35~65℃下浸出60~180min，通过鼓入空气或富氧空气，和/或在0.05～0.20MPa氧分压下供氧，维持矿浆的氧化还原电位Eh为150～320 mV(相对于Ag/AgCl电极，25℃)，且溶解氧浓度为2～8 mg/L;
分离除杂：浸出结束后，固液分离得到浸出液，通过温度降氨和/或气提降氨，降低铁、铝、硅溶解态杂质的含量至<0.5g/L;
铜回收与氨循环：浸出液在30～60℃碳酸化并调节pH值为7.0～9.0，使碱式碳酸铜沉淀，固液分离后，溶液通过电积回收铜，含氨回收后液返回磨矿调浆工序。
[0013]所述铜浮选尾渣的铁含量为28~40%。
[0014]磨矿调浆工序中，所述磨矿细度要求D80为0.05～0.12 mm。所述调浆要求液固比为8：1～20：1。所述铵盐选自碳酸铵、碳酸氢铵、氯化铵中的一种或几种。
[0015]所述磨矿调浆工序优选包括铁相钝化处理，向矿浆中加入0.01～0.15wt%铁溶出抑制剂。所述铁溶出抑制剂为多磷酸盐、硅酸盐、有机膦类中的任一种，用于在尾渣颗粒表面形成薄层络合物/聚合物膜，抑制铁相溶出并降低泡沫趋向。
[0016]磨矿调浆及氧化氨浸工序中，设定矿浆的搅拌转速为300～800r/min。
[0017]氧化氨浸工序中，所述鼓入空气或富氧空气，或在0.05～0.20MPa氧分压下供氧，优选脉冲式分阶段、分批次进行。通过脉冲式鼓气与间歇搅拌策略减缓边界层厚度波动，促进Cu2+—氨络合与Cu+氧化再生，抑制因局部缺氧导致的再钝化。
[0018]所述分离净化工序优选包括净化处理，向浸出液中加入0.01～0.10 mol/L选择性沉淀剂或絮凝剂。
[0019]铜回收与氨循环工序中，所述碳酸化是分两段通入体积分数30～70%的CO2，第一段的通气强度为0.4～0.8vvm，第二段的通气强度为0.6～1.2vvm。所述碳酸化优选加入相当于浸出液0.5～2.0wt%碱式碳酸铜作为晶种。
[0020]铜回收与氨循环工序中，所述碱式碳酸铜沉淀在洗涤后经250～400℃煅烧得到CuO或作为制酸还原原料。所述电积条件为25~45℃，阴极电流密度100～300 A/m2。
[0021]实施例1
[0022]——受控氧化、选择性氨浸、两段式碳酸化
磨矿调浆：将铜浮选尾渣破碎、磨矿，磨矿细度达到D80为0.05～0.12mm，按液固比为12~14：1调浆，设定搅拌转速为450～600r/min。边搅拌边向矿浆中加入1.2～1.6mol/L氨与0.3～0.5 mol/L碳酸铵，使矿浆pH值为9.0~10.0。向矿浆中加入0.03～0.08wt%多磷酸盐抑制剂，进行铁相钝化。
[0023]氧化氨浸：在48~55℃下浸出100~140min，搅拌转速同上。通过分阶段鼓入空气或富氧空气，维持矿浆的氧化还原电位Eh为190～260mV(相对于Ag/AgCl电极，25℃)，且溶解氧浓度为4～6mg/L。
[0024]分离除杂：浸出结束后，固液分离得到浸出液，通过温度降氨和/或气提降氨，并向浸出液中加入0.02～0.06mol/L选择性沉淀剂/絮凝剂进行净化，降低铁、铝、硅溶解态杂质的含量至<0.4g/L。
[0025]铜回收与氨循环：浸出液分两段通入体积分数30～70%的CO2碳酸化，第一段的通气强度为0.4～0.8vvm，pH值为8.6～8.4;第二段的通气强度为0.6～1.2vvm，pH值为7.9～7.6，温度均为35～45℃。加入相当于浸出液0.5～1.0wt%碱式碳酸铜作为晶种，使碱式碳酸铜沉淀。固液分离后，碱式碳酸铜沉淀在洗涤后经300～350℃煅烧得到CuO。溶液通过电积回收铜，电积条件为30~35℃，阴极电流密度200～250A/m2。含氨回收后液返回磨矿调浆工序。
[0026]在该实施例的工艺条件下，铜浸出率为84～88%，沉铜率≥98%，产品碱式碳酸铜经洗涤后氨盐≤0.1wt%，氨回收率为80～86%。
[0027]实施例2
[0028]——低氨耗、低温浸出、两段式碳酸化
磨矿调浆：将铜浮选尾渣破碎、磨矿，磨矿细度同实施例1，按液固比为10~12：1调浆，设定搅拌转速为400～500r/min。边搅拌边向矿浆中加入0.8～1.1mol/L氨与0.4～0.6mol/L碳酸氢铵，使矿浆pH值为9.5~10.5。向矿浆中加入0.08～0.12wt%硅酸盐抑制剂，进行铁相钝化。
[0029]氧化氨浸：在38~45℃下浸出120~160min，搅拌转速同上。通过分阶段鼓入空气或富氧空气，维持矿浆的氧化还原电位Eh为170～220mV(相对于Ag/AgCl电极，25℃)，且溶解氧浓度为3～5mg/L。
[0030]分离除杂：浸出结束后，固液分离得到浸出液，通过温度降氨和/或气提降氨，并向浸出液中加入0.01～0.40mol/L选择性沉淀剂/絮凝剂进行净化，降低铁、铝、硅溶解态杂质的含量至<0.5g/L。
[0031]铜回收与氨循环：浸出液分两段通入体积分数30～70%的CO2碳酸化，第一段的通气强度为0.4～0.6vvm，pH值为8.7～8.5;第二段的通气强度为0.6～0.8vvm，pH值为8.0～7.7，温度均为30～40℃。加入相当于浸出液1.0～1.5wt%碱式碳酸铜作为晶种，使碱式碳酸铜沉淀。固液分离后，碱式碳酸铜沉淀在洗涤后经250～300℃煅烧得到CuO。溶液通过电积回收铜，电积条件为25~30℃，阴极电流密度250～300A/m2。含氨回收后液返回磨矿调浆工序。
[0032]在该实施例的工艺条件下，铜浸出率为80～83%，沉铜率≥98%，过滤速度较对比例提高30～50%，氨回收率≥78%。
[0033]实施例3
[0034]——强化供氧、两段式碳酸化
磨矿调浆：将铜浮选尾渣破碎、磨矿，磨矿细度同实施例1，按液固比为14~16：1调浆，设定搅拌转速为700～800r/min。边搅拌边向矿浆中加入1.5～2.0mol/L氨与0.2～0.4mol/L氯化铵，使矿浆pH值为9.5~10.8。不加抑制剂。
[0035]氧化氨浸：在55~65℃下浸出80~120min，搅拌转速同上。通过在0.08～0.15MPa氧分压下分批次供氧，维持矿浆的氧化还原电位Eh为220～280mV(相对于Ag/AgCl电极，25℃)，且溶解氧浓度为6～8 mg/L。
[0036]分离除杂：浸出结束后，固液分离得到浸出液，通过温度降氨和/或气提降氨，并向浸出液中加入0.07～0.10mol/L选择性沉淀剂/絮凝剂进行净化，降低铁、铝、硅溶解态杂质的含量至<0.4g/L。
[0037]铜回收与氨循环：浸出液分两段通入体积分数30～70%的CO2碳酸化，第一段的通气强度为0.6～0.8vvm，pH值为8.5～8.3;第二段的通气强度为1.0～1.2vvm，pH值为7.8～7.4，温度均为40～50℃。加入相当于浸出液1.0～2.0wt%碱式碳酸铜作为晶种，使碱式碳酸铜沉淀。固液分离后，碱式碳酸铜沉淀在洗涤后经350～400℃煅烧得到CuO。溶液通过电积回收铜，电积条件为40~45℃，阴极电流密度100～150A/m2。含氨回收后液返回磨矿调浆工序。
[0038]在该实施例的工艺条件下，铜浸出率为86～90%，浸出液Fe含量为0.2～0.5g/L，沉铜率≥99%，氨回收率为82～88%。
[0039]实施例4
[0040]——对比例，不控氧的单段氨浸、单段碳酸化
磨矿调浆：将铜浮选尾渣破碎、磨矿，磨矿细度同实施例1，按液固比为12：1调浆，设定搅拌转速为600r/min。边搅拌边向矿浆中加入1.0～1.2mol/L氨。
[0041]单段氨浸：在50℃下浸出120min，搅拌转速同上。不调控氧化还原电位。
[0042]分离除杂：同实施例1。
[0043]铜回收与氨循环：浸出液通入体积分数30～70%的CO2碳酸化，控制pH值为8.0～7.8，温度为35～45℃。不加入晶种。固液分离后，碱式碳酸铜沉淀在洗涤后煅烧得到CuO，煅烧条件同实施例1。溶液通过电积回收铜，电积条件铜实施例1。
[0044]在该实施例的工艺条件下，铜浸出率为70～76%，浸出液含铁0.8～1.6 g/L;沉淀颗粒细、过滤慢，产品夹带氨盐高。与本发明相比，浸出率与选择性显著偏低。
说明书附图(1)
声明：
“适用于高铁含量铜浮选尾渣的氨浸提铜的方法” 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：北方有色网
来源：昆明冶金研究院有限公司
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2026年08月06日 ~ 08日 
