某硫精矿综合回收铜钴试验.DOC

1、某硫精矿综合回收铜钴试验陈庆根 1,2，林海彬 1,2，刘春龙 3（1.低品位难处理黄金资源综合利用国家重点实验室，福建 上杭 364200；2.厦门紫金矿冶技术有限公司，福建 厦门 361101；3.黑龙江多宝山铜业股份有限公司，黑龙江 黑河 161416）摘要：针对某高硫含铜钴硫精矿开展焙烧酸浸综合回收铜钴试验。研究表明，硫精矿通过掺入焙砂比例约25%，控制入料总硫品位 30%左右，铜、钴、锌浸出率分别为 88.08%、72.40%和 100%。酸浸渣铁品位 65.21%。浸出液通过萃取回收铜，萃余液氧化除铁，除铁后液一步沉淀得到富钴渣。关键词：硫精矿；铜；钴；焙烧；综合利用中图分类号：T

2、F811;TF816 文献标志码：A 文章编号：1007-7545（2018）08-0000-00Study on Comprehensive Recovery of Copper and Cobalt from Sulphur ConcentrateCHEN Qing-gen1,2, LIN Hai-bin1,2, LIU Chun-long3(1. State Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Low-Grade Refractory Gold Resources, Shanghang 364200, Fujian, China;

3、 2. Xiamen Zijin Mining and Technology Co., Ltd., Xiamen 361101, Fujian, China;3. Duobaoshan Copper Co., Ltd., Heihe 161416, Heilongjiang, China)Abstract：Test of roasting-acid leaching for one high sulfur and copper-cobalt bearing sulfur concentrate was carried out to recover copper and cobalt. The

4、results show that leaching rate of copper, cobalt and zinc is 88.08%, 72.40% and 100% respectively under the conditions of 25% mass fraction of calcining sand and total sulfur content of 30% of feeding. Iron grade in acid leaching residue is 65.12%. Copper is recovered from lixivium by extraction. I

5、ron is removed from raffinate by oxidation, and cobalt-enriched slag is obtained from iron-removal solution by precipitation.Key words：sulfur concentrate; copper; cobalt; roasting; comprehensive recovery某高硫铜矿采用浮选回收铜和硫，铜以铜精矿直接出售，硫精矿拟采用沸腾炉焙烧酸浸回收铜、钴，酸浸渣以铁精矿形式出售。为保证硫精矿焙烧时铁精矿硫品位尽量低，需要高温硫酸化焙烧，但由于焙砂需酸浸回收铜、

6、钴，高温下，铜、钴容易烧结，尤其铜容易形成铁酸铜，无法有效浸出，影响铜、钴的综合回收。如何保证铁精矿中硫品位，同时提高有价元素铜、钴回收，两者兼顾成为迫切需要解决的问题。为保证铁精矿铁品位超过 65%，硫精矿硫品位尽量高，由于焙烧过程中硫品位控制对控制焙烧温度具有决定性重要作用，精矿硫高必然导致焙烧过程中温度过高，导致焙砂烧结，铜、钴浸出率偏低。硫精矿综合回收铜、钴主要通过火法焙烧预处理、焙砂浸出、后续进行有价金属的分离实现。为实现硫精矿中铜、钴、铁、锌等有价元素的回收，以某高硫含铜、钴、锌、硫精矿为研究对象，进行焙烧酸浸溶液净化处理回收有价金属研究。1 硫精矿性质硫精矿含金 0.26 g/t

7、，硫、铁品位分别为 48.27%和 42.54%，含铜 0.25%、钴 0.088%和锌 0.36%，具有一定的回收价值。铜物相分析结果（%）：结合氧化铜 16.25、自由氧化铜 10.42、次生硫化铜 15.00、原生硫化铜58.33。硫精矿中的主要矿物是黄铁矿，含少量石英、滑石、铁白云石，微量黄铜矿、闪锌矿、镍黄铁矿（Ni,Fe9S8） 、针镍矿（ NiS）等。理论上黄铁矿中常见钴以类质同像形式存在，推测硫精矿中钴主要赋存在黄铁矿中，但在本样品中黄铁矿中钴元素的含量低于能谱检出限（一般元素检出限为 0.1%） 。2 试验药剂及设备主要药剂为分析纯氧化钙、硫酸、氢氧化钠和双氧水(30%浓度)

8、 。主要设备：KSS-1400 马弗炉、DB3645分析天平、WN-V3HS-1.5 电子计重天平、JJ-1 搅拌器、HH-1 水浴锅。收稿日期：2018-03-22基金项目：2013 年福建省科技计划重点项目（2013I0014）doi：10.3969/j.issn.1007-7545.2018 .08.005作者简介：陈庆根（1979-） ，男，江西峡江人，硕士，高级工程师.3 试验结果与讨论3.1 焙烧浸出试验用灰皿盛 200 g 矿样/批，在马弗炉内进行氧化焙烧（炉门微开、中途翻矿 2 次） ，焙烧后称重焙砂并直接进行酸浸试验，分别考察了焙烧温度、焙烧时间、焙砂返回对铜、钴浸出率的影响

9、。3.1.1 焙烧温度的影响固定焙烧时间 2 h，考察焙烧温度分别为 550、600、650 和 700 的铜、钴浸出率指标，结果见图 1。由图 1 可以看出，在 550700 范围内，铜、钴浸出率随焙烧温度的升高而降低，焙烧温度为 550 时，铜、钴浸出率分别为 75.83%和 57.95%，酸浸渣硫品位在 1%左右。最佳焙烧温度应选 550 。505060650707503040506070809010浸出率/%焙 烧 温 度 /Cuo图 1 焙烧温度对铜钴浸出率的影响Fig.1 Effect of calcination temperature on leaching rate of c

10、opper and cobalt3.1.2 焙烧时间影响固定焙烧温度 550 ，考察焙烧时间分别为 1、2、3 和 4 h 的铜、钴浸出率指标，结果见图 2。由图 2 可以看出，焙烧时间 14 h 范围内，铜、钴浸出率随焙烧时间的增加而增加，2 h 之后，增加幅度较小。最佳焙烧时间选 2 h。0.51.01.52.02.53.03.54.0606570758085909510浸出率/%时 间 /hCu o图 2 焙烧时间对铜钴浸出率的影响Fig.2 Effect of calcination duration on leaching rate of copper and cobalt3.1.3

11、 焙砂返回的影响炉内温度主要取决于入炉物料的硫品位，为降低焙烧温度至 550 ，根据现场经验测算，需控制硫品位30%左右。为此，进行了不同返回比例的入炉物料理论组成计算，结果如表 1 所示。表 1 表明，为使入炉物料硫品位降至 30%，焙砂返回比例应为 25%。表 1 焙砂返回理论组成计算Fig.1 Calculation result of theoretical composition of returning of calcining /%入炉物料（硫精矿+ 焙砂）理论组成返回比例 *Cu Co TS20 0.268 0.094 32.2525 0.270 0.096 30.5030 0

12、.277 0.098 28.7435 0.282 0.099 26.9840 0.286 0.101 25.23注*：返回比例=焙砂量 /(焙砂量+硫精矿量)100%选取返回比例为 25%开展焙砂返回焙烧试验，结果见图 3。由图 3 可以看出，采用焙砂返回 25%，降低处理量以降低炉温的方法，铜、钴浸出率处于 90%、70% 的较高水平，基本不受焙砂返回的影响，但焙烧时间不宜过长，推荐 2 h 为宜。0.51.01.52.02.53.03.54.04.5606570758085909510浸出率/%时 间 /hCu o图 3 焙烧时间对铜钴浸出率的影响（焙砂返回 25%）Fig.3 Effec

13、t of roasting time on leaching rate of copper and cobalt (25% of returning of calcining)3.2 综合条件试验综合条件：浸出温度 80 、硫酸浓度 20 g/L、液固比 21、浸出时间 2 h。综合条件验证试验结果见表2。由表 2 可以看出，综合条件试验平行性较好，平均铜浸出率 88.08%，钴浸出率 72.4%，液计锌浸出率接近100%。表 2 焙烧酸浸综合条件验证试验结果Table 2 Test results of acid leaching under comprehensive conditions

14、 /%焙烧 -酸浸渣元素品位 渣计浸出率编号 Cu Co S 浸出渣率 硫总脱除率 Cu Co Zn（液计）综合 1 0.044 0.036 1.33 77.46 96.26 88.82 73.58 104综合 2 0.050 0.039 1.23 78.99 96.52 87.34 71.22 -平均 0.047 0.038 1.28 78.22 96.39 88.08 72.40 100综合条件获得的浸出渣（铁精粉）组成（%）：Fe 65.21、S 1.33、Cu 0.044、Co 0.036、Ca 1.08、Mg 1.03、Al 0.16、Ni 0.036、P 0.028。可以看出，综合

15、条件下，浸出渣（铁精粉）铁品位60% ，硫品位2.3% ，其他杂质成分也均符合现场铁精粉出售要求。3.3 难浸钴的工艺矿物学分析为探明酸浸渣剩余 30%左右的钴的组成情况，开展难浸钴的工艺矿物学分析。对酸浸出渣进行含钴矿物查找，其中从酸浸渣的 SP 重选产品中找到 5 颗含钴针镍矿，结果如图 4。由图 4 可以看出，其中 3 颗针镍矿边部发生氧化，在氧化边的能谱结果中发现部分氧化物中含钴，说明铁硫化物氧化过程中可能会产生含钴的铁氧化物相，其他多孔或者致密的铁氧化物的能谱分析中均未检测到钴元素。图 4 酸浸渣(含钴针镍矿)形貌Fig.4 Microstructure of acid leachi

16、ng slag (cobalt-bearing capillose)3.3 浸出液净化回收有价金属综合条件下浸出液成分（g/L）：Cu 1.36、Co 0.36、Zn 2.28、Fe 7.16、Fe 2+ 3.56，浸出液 pH 1.52.0，密度 1.056 g/cm3。可以看出，浸出液 pH 满足萃取要求，溶液组分也适合直接进入铜萃取系统。萃余液经氧化除铁，除铁后液通过沉淀回收铜、钴，得到铜钴渣。4 结论1）采用硫精矿掺入焙砂降低入炉硫精矿硫品位控制焙烧温度，得到合格铁精矿以及综合回收铜、钴技术上可行。2）硫精矿掺入焙砂比例约 25%，控制入料总硫品位 30%左右，铜钴锌浸出率分别为 88

17、.08%、72.40%和100%，浸出液通过萃取回收铜，同时萃余液氧化除铁净，除铁后液一步沉淀得到富钴渣。酸浸渣铁品位达到65.48%，硫、铜品位分别为 1.33%和 0.044%，可直接出售。参考文献1 祖刚，李解，李保卫，等. 低品位硫精矿富氧焙烧反应动力学计算J. 钢铁研究学报，2015，27(12)：16-24.2 胡杨甲，贺政，赵志强，等. 高砷难处理硫精矿氰化浸出提银实验研究J. 贵金属，2015，36（3）：18-22.3 衣德强，张祖刚. 硫铁矿焙烧降低排渣硫品位生产实践 J. 化工矿物与加工，2017（4）：62-64.4 徐建林，李元坤. 硫铁矿焙烧及反应过程的初步研究 J. 矿产综合利用，2012（6）：46-48.5 何桂春，吴艺鹏，冯金妮. 含金硫精矿焙烧除砷选铁硫脲法提金试验研究J. 矿冶工程，2012，32（10）：62-65.6 叶富兴. 从难处理含金黄铁矿中回收金的研究J. 材料研究与应用， 2010，4（2）：145-147.钴针镍矿钴针镍矿