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含有几种有价值金属的硫化物精矿的湿法冶金处理方法

摘要

本发明涉及一种使用湿法冶金处理对包含于多组分硫化物精矿中的有价值金属进行回收的方法。精矿的组分之一为硫化铜,它通过使用碱金属氯化物-氯化铜(II)溶液进行浸出。其他有价值金属如锌、镍、钴和铅的硫化物在铜浸出之前被浸出,并在铜回收之前各自回收为单独的产品。

著录项

  • 公开/公告号CN101090984A

    专利类型发明专利

  • 公开/公告日2007-12-19

    原文格式PDF

  • 申请/专利权人 奥图泰有限公司;

    申请/专利号CN200580045208.4

  • 发明设计人 S-E·赫尔索姆;O·海瓦里恩;

    申请日2005-12-21

  • 分类号C22B15/00(20060101);C22B19/00(20060101);C22B13/00(20060101);C22B23/00(20060101);

  • 代理机构11285 北京北翔知识产权代理有限公司;

  • 代理人唐铁军;钟守期

  • 地址 芬兰埃斯普

  • 入库时间 2023-12-17 19:28:37

法律信息

  • 法律状态公告日

    法律状态信息

    法律状态

  • 2018-02-02

    未缴年费专利权终止 IPC(主分类):C22B15/00 授权公告日:20090325 终止日期:20161221 申请日:20051221

    专利权的终止

  • 2009-03-25

    授权

    授权

  • 2008-02-13

    实质审查的生效

    实质审查的生效

  • 2007-12-19

    公开

    公开

说明书

技术领域

本发明涉及一种通过湿法冶金处理从含有几种有价值金属的精矿中回收包含于硫化物精矿中的有价值金属的方法。精矿的组分之一为硫化铜,它通过碱金属氯化物-氯化铜(II)溶液浸出。其他有价值金属如锌、镍、钴和铅的硫化物在铜浸出之前被浸出,并在铜回收之前各自被回收为单独的产品。

背景技术

美国专利公开6,007,600中记载了Outokumpu Oyj开发的从含铜原料例如硫化铜精矿中通过湿法冶金制备铜的方法。根据该方法,用浓碱金属氯化物-氯化铜(II)溶液对原料进行几级逆流浸出后形成氯化亚铜(I)溶液。由于总会有二价铜的氯化物及由其他金属形成的杂质残留在溶液中,因而对溶液进行二价铜的还原及溶液的净化。纯净的氯化亚铜(I)溶液通过使用碱金属氢氧化物沉淀为氧化亚铜(I),该氧化物被进一步还原为单质铜。在氧化亚铜(I)沉淀过程中形成的碱金属氯化物溶液经过氯-碱电解进一步处理,由此得到的氯气和/或氯化物溶液用于原料的浸出,电解形成的氢氧化钠用于形成氧化物沉淀,产生的氢气用于将铜还原为单质铜。该方法被称为HydroCopperTM法。美国专利申请6,007,600中虽总括性地提到了回收铜的方法,但其主要涉及纯的硫化铜精矿。

美国专利申请5,487,819记载了Intec Ltd开发的从含有铜和其他可能的有价值物质的原料如硫化物精矿中通过湿法冶金生产铜的方法。根据该方法,通过使用氯化钠-氯化铜溶液将原料经几级逆流浸出过程进行浸出。如果原料中除硫化铜之外还含有其他的硫化物,据该方法记载,其他的硫化物在第一级浸出过程中浸出,溶液离开此级后作进一步处理。对未溶的原料继续进行浸出,形成氯化亚铜(I)溶液及含有铁和硫的沉淀。对离开第一级浸出过程的溶液的进一步处理包括浓缩以及过滤后除去例如银和汞。在第二级中,通过已知方法除去铁、砷、铋、汞、锑等。当溶液中包含铅和锌时,首先通过一个单独的电解过程将铅回收,然后通过另一个电解过程将锌从溶液中回收。根据该公开文本,在这两个电解过程中都在阴极上产生金属,擦拭阴极以将颗粒状的铅和锌都从电解池底部除去。

通过电解产生颗粒状金属来回收锌和铅的方法可能尚无商业化的应用。它们各自实际实施起来也会存在各种困难。该方法中在进入电解过程的溶液中还包含有几种卤化物,它们在电解过程中形成卤化物络合物例如BrCl2-。虽然从原料浸出方面来看形成溴化物络合物是有利的,但会引起与劳动卫生相关的诸多问题。

发明目的

本发明方法的目的是从硫化物精矿中回收至少一种含于精矿中的除铜以外的其他有价值金属。其他有价值金属的回收发生于硫酸盐环境中,是一种与铜回收过程相连接的技术可行的子过程,它既不会引起环境问题,也不会引起设备问题。

发明内容

本发明的必要特征将在权利要求书中予以明确。

本发明涉及通过湿法冶金处理从含有几种有价值金属的精矿中回收铜和至少一种其他有价值金属的方法。精矿中所含的其他有价值金属包括至少下述之一:锌、镍、铅和钴。首先将精矿输送到浸出处理过程,将至少一种除铜以外的有价值金属从所述精矿中回收,优选在硫酸盐环境中进行。

在其他有价值金属的回收阶段,大部分硫化铜仍未溶解并被导入浸出过程,这时使用浓的碱金属氯化物-氯化铜(II)溶液对其进行浸出,并将生成的氯化亚铜(I)溶液净化除去杂质。使用碱金属氢氧化物使氧化亚铜(I)从氯化亚铜(I)溶液中沉淀出来。氧化亚铜(I)沉淀过程中形成的碱金属氯化物溶液被引入氯-碱电解过程,生成原料浸出及铜回收过程中所需的氯气、碱金属氢氧化物及氢气。生成的氧化亚铜(I)以适宜的方式被还原为金属铜。

附图说明

图1显示了本发明的一种实施方案的流程图,其中处理的是铜-锌硫化物精矿,

图2显示了本发明的另一种实施方案的流程图,其中处理的是铜-镍精矿。

具体实施方式

本发明涉及一种从硫化物精矿中回收至少一种除铜以外的其他有价值金属的方法。所述其他有价值金属为锌、镍、铅和钴中的至少一种。精矿中也可含有贵金属(金和PGM,即主要为铂和钯)。

当涉及铜-锌硫化物精矿时,铜的量通常约为锌的两倍或甚至三倍。这种精矿的组成例如为:Cu14%、Zn3.4%、Fe35%、S42%、Pb0.5%、As0.3%及Sb0.1%。图1显示了含锌的铜-锌精矿的浸出流程图。首先将混合精矿引入锌精矿浸出级1,该级优选基于硫酸盐。浸出过程使用锌萃取过程排出的水溶液即萃余液进行,其中硫酸的浓度根据萃取的锌确定,在40-50g/l范围内。浸出过程在常压下、在80℃至溶液的沸点的温度范围,或在加压的空间内、在100-150℃的温度下进行。将氧化性气体例如空气或氧气通入该级,使溶液相对于Ag/AgCl电极的氧化-还原电势提高到350-450mV。锌溶解为硫酸锌,同时也可能使精矿中的一小部分铁和铜溶解。但在这样的条件下,大部分的硫化铜未溶解,精矿中可能含有的任何贵金属也不会溶解。根据需要进行一级或几级浸出。对形成的溶液进行除铁步骤2是有利的,例如使用石灰石,由此得到含有针铁矿FeOOH和石膏CaSO4·2H2O的沉淀。将沉淀从回路中去除。

为了除去所形成的硫酸锌溶液中的其他金属,将溶液引入液-液萃取过程。萃取过程使用一些已知的对锌有选择性的萃取剂进行。一种该类萃取剂为例如二-(2-乙基己基)磷酸(D2EHPA)。萃取过程可为一级或优选两级,如图1所示。图中萃取液用虚线表示,水溶液用实线表示。从第一萃取级3排出的大部分水溶液或萃余液被引回锌精矿浸出过程1。两级萃取时,引入第二萃取级4的水溶液流部分优选在进入第二萃取级之前进行中和,因为在萃取反应中溶液中有酸形成。中和过程5使用适当的碱例如石灰石或碱液进行。萃余液中也含有少量的其他溶解金属例如镍、钴和铜。如果从萃取过程返回的溶液中这些金属的量增大,优选从最终的萃取级将水溶液排出,在其中加入中和剂将金属在步骤6中沉淀出来。将沉淀过程形成的镍-钴残渣进行进一步处理,如果残渣中铜含量较大,可将其引入铜浸出过程。

优选将富锌的萃取液引入洗涤过程7,在洗涤过程中将其用稀硫酸溶液洗涤从而除去对锌电解存在关键影响的金属。从洗涤级出来的水溶液被引入混合精矿浸出过程,萃取液被引入反萃取过程8。在反萃取过程中,锌从萃取液中被萃取到锌电解阳极电解液或锌电解返回酸(return acid)中,所获得的纯硫酸锌水溶液被导入电解沉积过程9。反萃取之后,萃取液重新导回萃取级。锌在电解沉积过程中以阴极形式回收成为金属。

在硫酸盐环境中回收锌是一种熟知而且可靠的方法,将其与在氯化物环境中回收铜相结合不会引起任何问题。

从主要为硫化物的、已将锌浸出的原料中回收铜优选采用HydroCopper法。这种情况下,精矿的浸出通过使用浓的碱金属氯化物-氯化铜(II)溶液的逆流浸出过程10进行。在浸出过程中发生的反应中,精矿中所含的化合物分解,反应形成的单质硫和铁化合物以及金和PGM留在沉淀中。除去浸出过程生成的氯化亚铜(I)溶液中的杂质。在溶液净化过程11中,使与铜一起溶解的锌和铅通过已知的方法从溶液中沉淀出来。在沉淀级12中用碱金属的氢氧化物从纯的氯化亚铜(I)溶液中沉淀出氧化亚铜(I)。氧化亚铜(I)沉淀过程形成的碱金属氯化物溶液被引入氯-碱电解过程13,生成原料浸出和铜回收过程所需的氯气、碱金属氢氧化物和氢气。生成的氧化亚铜(I)在步骤14中以适宜的方式被还原为金属铜。如果多组分精矿中存在贵金属,尤其是金,也可将其回收,例如通过专利申请WO03/091463中所述的方法,该方法与HydroCopper法是相关的。

当多组分精矿中除铜外主要含镍时,精矿中铜和镍的比例通常在2∶1左右。这种精矿的组成例如为Cu8.3%、Ni4.1%、Co0.15%、Fe38%及S27%。在实际进行铜回收之前,也可经合适的预处理从混合精矿中回收镍,这表示在图2的流程图中。含镍的精矿通常也含有钴,钴可在镍回收之后在不同的回收级中回收。将精矿引入加压浸出级15是有利的,加压浸出在硫酸盐环境中进行,其温度维持在110-150℃范围内。在浸出过程开始阶段用含氧气体调整氧化条件,以使氧气的分压优选为约2-5bar。将浸出过程的结束阶段调整为非氧化性的,以使在氧化条件下溶解的铜与残留的未溶解的硫化物反应。其结果是镍和铁溶解而铜沉淀回最终的残渣中。

通过检测氧化还原电势进行浸出阶段的调整。在浸出过程的最初阶段,通过供给氧气将对Ag/AgCl电极的电势调整到450-550mV范围内。在氧化条件下也会有部分铜溶解。通过使氧化还原电势的值降低到350-450mV之间,使溶解的铜在加压浸出过程的结束阶段沉淀出来。通过终止对压热器的氧气供给而使该电势降低。在浸出的最终阶段使温度升高,以使在氧气供给停止后总压还能自行维持不变。实际中温度可升到135-150℃的数值。浸出过程形成的残渣被导入铜回收过程。

在硫酸盐环境中加压浸出不会引起氯化物环境下加压浸出所引起的设备腐蚀问题。

溶液净化过程16作用于含有硫酸镍、硫酸钴和硫酸铁的溶液,基本上是一个除铁的步骤。它通过使用空气或氧气将铁氧化为三价,然后通过将溶液中和使铁从溶液中沉淀出来。合适的中和剂为例如石灰石或石灰乳,或其他适宜的碱。在pH值约为3时铁发生沉淀。

沉淀出铁后,从溶液中回收镍和钴。回收镍和钴的方式之一是沉淀,通过在溶液中加入一些沉淀剂进行。石灰乳Ca(OH)2是一种优选的沉淀剂,用它将pH值提高到大约7,由此将镍和钴以镍-钴氢氧化物的形式回收。同时形成的石膏是粗粒的,其通过旋风分离过程与氢氧化物分离。沉淀过程也可用苏打Na2CO3进行,此时镍和钴以碳酸盐的形式沉淀。

从残渣中回收铜以与HydroCopper法相同的方式进行,该方法在上述锌-铜混合精矿的处理中已有描述,在该流程图中未详细示出HydroCopper法18。

铅也经常存在于镍-铜精矿和铜精矿中。在硫酸盐浸出过程中,精矿中所含的铅溶解并同时以硫酸铅形式沉淀出来。在HydroCopper法浸出时硫酸铅溶解。铅可在HydroCopper法溶液净化过程中通过第一级溶液净化中的冷却结晶过程加以回收。

实施例

实施例1

用本发明的方法处理了一种组成为12.6%Cu、10.2%Zn、26.8%Fe和40%S以及1.2%Pb、0.3%As和0.1%Sb的硫化物精矿。将精矿在90℃的温度以及对Ag/AgCl电极的氧化还原电势为400mV的条件下进行浸出,该氧化还原电势通过鼓入含氧气体维持。结果表明锌被极好地浸出,而且只有一小部分硫被氧化成硫酸盐,而大部分键合于硫化锌中的硫形成了单质硫。在具有良好搅拌的反应器中反应速率很高,在仅仅12个小时的时间内对于锌的反应程度超过90%。浸出残渣的组成为Cu14%、Zn0.1%、Fe30%、S44%。用于浸出过程的萃取排出液即萃余液中的Zn含量为40g/l,硫酸浓度为40g/l,用量为41/kg精矿。浸出后生成Zn含量为65g/l、铁含量为0.9g/l、H2SO4浓度约2g/l的溶液。还对溶液进行了除铁,其中向溶液中加入磨细的石灰石,它可使铁完全沉淀。所需的量为22g/kg精矿。

在萃取过程中,约有40%的锌未经中和而在第一萃取步骤中被萃取出来,第一萃取步骤之后的大部分水溶液被泵回浸出过程,而较少的部分-其量主要根据钴和镍的含量确定(即在该例中只有很少量)-被引入第二萃取步骤,在第二萃取步骤中将所有残留的锌萃取出来。在第二萃取步骤之前,将水溶液用碱液NaOH或用石灰石CaCO3中和。第一萃取步骤之后萃取液中的Zn含量为40g/l。

在两个萃取步骤中温度都维持在约50℃。高温对于萃取反应尤其对于反萃取过程是有利的。D2EHPA可耐受非常高的温度,温度的升高主要受溶剂蒸发的限制。将两个萃取步骤的有机溶液合并,并用稀硫酸-水洗涤除去钴和镍。洗涤液被泵到精矿浸出过程。洗涤后,将含锌的有机溶液导入反萃取过程,在反萃取过程中将锌由有机溶液反萃取到锌电解返回酸中。将反萃取后的有机溶液返回萃取步骤。在锌电解过程中,每千克精矿生产出100g的超纯阴极锌,即几乎与萃取出并作为提浓物引入该过程的量相同。将含有镍和钴以及其他杂质的来自第二萃取步骤的萃余液引入氢氧化物沉淀过程。将镍、钴及其他金属阳离子例如铜用碱液沉淀。所需的碱液量很小。

浸出过程产生浸出残渣,其中含有来自精矿的铜、铁、铅、砷、锑、PGM及少量的锌。大部分硫为硫化物形式的硫,也有一些以单质硫存在。一些铁以针铁矿或赤铁矿形式存在,含硅的矿物质基本没有改变。采用HydroCopper法将铜从硫化物料中回收。在HydroCopper浸出过程中,除了铜之外还有铅和锌被溶解。通过结晶将铅从氯化亚铜(I)溶液中分离。用碳酸钠使锌以碳酸盐形式沉淀。洗涤后将残渣引入锌浸出过程。氧化亚铜(I)从纯化的氯化亚铜(I)溶液中沉淀出,并在炉内用氢气还原为铜粉。每千克精矿获得122g铜粉。

硫和各种PGM经浮选与硅酸盐和氧化铁分离。对得到的硫精矿进行处理,首先分离出大部分硫,而后进行再浸出,由此得到的溶液被返回该过程的前端。PGM精矿的组成如下:PGM20%、Au2%、Cu10%、Fe14%,它易于出售做进一步处理,或制成纯金属。其量为0.05g/kg精矿。

实施例2

用本发明的方法处理了组成为8.2%Cu、4.1%Ni、0.15%Co、39%Fe和27%S以及27ppm PGM的硫化物精矿。在温度为115℃并且对Ag/AgCl的氧化还原电势为500mV的条件下,将精矿浸出到稀硫酸溶液中,其中氧化还原电势的维持是通过鼓入氧气使氧气分压处于约2bar(总压约3-4bar)。进料溶液(feed solution)的硫酸浓度为10g/l,其用量为2.51/kg精矿。浸出过程持续到停止供给氧气,此时氧气分压下降,但由于使温度升高到140℃,因而总压维持不变。在该级中溶解的铜与硫化镍反应,形成一种蓝辉铜矿(digenite)型的硫化铜。结果表明镍可极好地被浸出,因为只有少部分的镍未溶解且溶液中只含有少量的铜。键合于镍的硫大部分被氧化为硫酸盐。一些键合于铁的硫形成单质硫。黄铁矿在反应中不溶解。

在具有良好搅拌的压热器例如OKTOPTM压热器内的反应速率很高,在仅仅8小时的时间内对镍的反应程度超过90%。浸出残渣的组成为:Cu8%、Ni0.1%、Co0.05%、Fe30%、S44%。浸出过程产生Ni含量为15g/l、Co含量为0.5g/l、Fe含量为0.9g/l、Cu含量为1g/l、硫酸浓度约为6g/l的溶液。

在溶液净化即除铁过程中,向由压热器排出的溶液中加入磨细的石灰石,使溶液的pH值提高到3。在该pH值时铁完全沉淀出来,所需的石灰石的量为22g/kg精矿。

经过净化的含有镍和钴以及少量铜的溶液被引入氢氧化物沉淀过程。将镍、钴、铜及其他金属阳离子用石灰沉淀,石灰使溶液的pH值提高到7。所需的石灰量为43g CaO/kg精矿,其大部分用于镍的沉淀。每千克精矿生成170g氢氧化物沉淀。沉淀过程生成的石膏通过旋风分离与氢氧化物分离。氢氧化物沉淀的组成为:Ni52%、Cu3.5%、Co2%及Ca3%。石膏沉淀的组成为Ca21%、Ni2.3%。

加压浸出过程产生浸出残渣,其中含有来自精矿的铜、铁、镍和少量的钴、砷、锑及PGM。大部分硫为硫化物中的硫,部分为单质硫。一些铁以针铁矿或赤铁矿形式存在,含硅的矿物质基本没有改变。采用HydroCopper法将铜从该硫化物料中回收。镍和钴在HydroCopper法的精矿浸出级中溶解,并在溶液净化过程中通过使用碳酸钠以碳酸盐形式沉淀出来。洗涤后,形成的残渣被送回镍精矿浸出过程。氧化亚铜(I)从经过净化的氯化亚铜(I)溶液中沉淀出,并在炉内用氢气还原为铜粉。每千克精矿获得79g铜粉。

硫和各种PGM经浮选与硅酸盐和氧化铁分离。对获得的硫精矿进行处理,首先分离出大部分硫,而后进行再浸出,由此得到的溶液返回该过程的前端。PGM精矿的组成如下:PGM20%、Au2%、Cu10%、Fe14%,它易于出售做进一步处理,或制成纯金属。其量为0.13g/kg精矿。

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