一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法

摘要

本发明公开了一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，该方法为：一、将结合氧化铜矿破碎后磨矿，得到矿粉；二、采用碱液对所述矿粉进行预处理，得到预处理液和预处理渣；三、对所述预处理渣进行酸浸处理，过滤后得到含铜酸浸液；四、提取所述含铜酸浸液中的铜，得到海绵铜。本发明首先采用碱液对结合氧化铜矿的矿粉进行预处理，再通过酸浸处理工艺实现结合氧化铜矿中铜的浸出，进一步回收得到海绵铜产品，本发明对铜的结合相占有率达到40％以上的结合氧化铜矿中的铜具有明显的提取效果，铜的浸出率可达到80％～93.5％。

说明书

技术领域

本发明属于有色金属湿法冶金技术领域，具体涉及一种从结合氧化铜矿 中湿法提铜的方法。

背景技术

在铜矿的选矿和浸出过程中，有一类矿石是难以处理的，即所谓的结 合氧化铜矿，它是指铜的氧化物有一部分以某种形态与脉石相结合，或以 机械方式成为极细分散的铜矿物的包裹体，或以化学方式成为类质同象的 或吸附型的杂质，结合氧化铜以多种形式与疏松泥质的硅铝、钙镁或铁锰 等氧化物相结合，也指在化学分析过程中，在用H₂SO₄-Na₂SO₃浸取、溴 素-甲醇浸取、氰化物浸取硫化相和自由氧化相铜矿物后的浸渣中所剩余 的需要采取HF溶解的铜，这一类的铜矿物难以采用机械选矿的方式进行 有效富集，采用自由氧化铜常用的硫酸浸出法处理时效果也不佳，一直以 来提取结合氧化铜矿中的铜是该领域难以解决的技术问题。

发明内容

本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足，提供一 种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，该方法对铜的结合相占有率达到 40％以上的结合氧化铜矿中的铜具有明显的提取效果，采用本发明提取其 中的铜，铜的浸出率可达到80％～93.5％。

为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种从结合氧化铜矿 中湿法提铜的方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后磨矿至粒度为0.074mm～0.15mm，得 到矿粉；

步骤二、将碱液和步骤一中所述矿粉按质量比(1～3):1混合均匀，在温 度为10℃～90℃的条件下搅拌30min～300min进行预处理，过滤后得到预 处理液和预处理渣；

步骤三、将水和步骤二中所述预处理渣按质量比(1～3):1混合均匀，得 到固液混合物，然后向所述固液混合物中加入浓硫酸进行酸浸处理，过滤 后得到含铜酸浸液；所述酸浸处理的温度为10℃～90℃，酸浸处理的时间 为1h～10h；

步骤四、提取步骤三中所述含铜酸浸液中的铜。

上述的一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，其特征在于，对步骤 二中所述预处理液进行循环利用，具体过程为：将氢氧化钠和预处理液按 质量比(0.008～0.2):(1～3)混合均匀后返回步骤二中代替所述碱液循环 使用。

上述的一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，其特征在于，步骤四 中采用铁屑置换提取所述含铜酸浸液中的铜，过滤后得到铜产品和废液， 然后将所述铜产品干燥，得到海绵铜；采用铁屑置换的反应时间为 30min～60min，所述铁屑的用量为所述含铜酸浸液中铜离子质量的1～3倍。

上述的一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，其特征在于，将所述 废液和步骤二中所述预处理液按体积比(1～3):1混合后得到混合液，然 后向所述混合液中加入双氧水，搅拌30min～300min后过滤，取滤液返回 步骤三中代替水循环使用；所述双氧水的体积为所述混合液体积的 1％～10％，所述双氧水的质量浓度为25％～35％。

上述的一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，其特征在于，步骤一 中所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为0.5％～13％，结合氧化铜矿中铜的 结合相占有率不低于40％。

上述的一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，其特征在于，步骤二 中所述预处理的温度为60℃～90℃，预处理的时间为60min～240min；所述 碱液为质量浓度为0.3％～16.7％的氢氧化钠溶液。

上述的一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，其特征在于，所述预 处理的温度为85℃，预处理的时间为60min；所述碱液为质量浓度为 1.96％～6.98％的氢氧化钠溶液。

上述的一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，其特征在于，步骤三 中所述酸浸处理的温度为30℃～80℃，酸浸处理的时间为2h～5h；所述浓 硫酸的用量为所述预处理渣质量的1％～20％。

上述的一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，其特征在于，所述酸 浸处理的温度为50℃，酸浸处理的时间为3h；所述浓硫酸的用量为所述 预处理渣质量的9％～18％。

上述的一种从结合氧化铜矿中湿法提铜的方法，其特征在于，步骤三 中所述浓硫酸的质量浓度不低于98％。

本发明中所述铜的结合相占有率是指结合氧化铜相中铜的质量占结 合氧化铜矿中铜的总质量的百分比。

本发明与现有技术相比具有以下优点：

1、本发明首先采用碱液对结合氧化铜矿的矿粉进行预处理，再通过 酸浸处理工艺实现结合氧化铜矿中铜的浸出，进一步回收得到海绵铜产 品，本发明对铜的结合相占有率达到40％以上的结合氧化铜矿中的铜具有 明显的提取效果，这种结合氧化铜矿主要为含有绿磷铁铜矿、磷铜铁矿、 含铜赤铁矿、含铜褐铁矿、含铜磷灰石、含铜变红磷铁矿、含铜红磷铁矿 的铜矿物，采用本发明提取其中的铜，铜的浸出率可达到80％～93.5％。

2、由于结合氧化铜矿中的结合铜矿物，如磷铜铁矿或绿磷铁铜矿采 用硫酸溶液酸浸时很难浸出其中的铜，而本发明中将结合氧化铜矿的矿粉 经碱液预处理后，经检测预处理液中含有大量的Al和P元素，进一步检 测含有大量的各类磷酸钠盐，表明氢氧化钠的加入破坏了Al³⁺、PO₄^3-与 Cu²⁺、Fe³⁺之间的结合，生成的Cu(OH)₂和Fe(OH)₃进入预处理渣中，从 而在酸浸条件下容易浸出铜。

3、本发明所用的药剂均为常见的工业产品，且无需使用含有重金属 或有毒有害物质的化合物，不会对环境和人体造成危害，工艺流程操作简 单，易于实现，且湿法提取的工艺流程无烟气污染，工艺流程中使用的洗 液回收后均可循环利用，减少废水的排出，不造成环保压力。

4、本发明含铜酸浸液中的铜可采用多种常规方法进行提取，优选采 用铁屑置换法处理收集，方案灵活，适用性强。

下面通过实施例，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。

具体实施方式

实施例1

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后磨矿至粒度为0.074mm～0.15mm，得 到矿粉；所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为1.08％，所述结合氧化铜矿 中铜的结合相占有率为44.76％；

步骤二、将碱液和步骤一中所述矿粉按质量比1.036:1混合均匀，在 温度为90℃的条件下搅拌60min进行预处理，过滤后得到预处理液和预处 理渣；所述碱液为质量浓度为3.47％的氢氧化钠溶液；

步骤三、将水和步骤二中所述预处理渣按质量比2:1混合均匀，得到 固液混合物，然后向所述固液混合物中加入浓硫酸，在搅拌条件下对所述 固液混合物进行酸浸处理，过滤后得到含铜酸浸液；所述酸浸处理的温度 为50℃，酸浸处理的时间为3h，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量 的9％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

步骤四、提取步骤三中所述含铜酸浸液中的铜。

本实施例中铜的浸出率为81.10％，采用铁屑置换提取所述含铜酸浸液 中的铜，过滤后得到铜产品和废液，然后将所述铜产品干燥，得到海绵铜； 铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为所述含铜酸浸液中铜离 子质量的2倍，所述含铜酸浸液中的铜离子质量由极谱法测定。

本实施例中，铁屑置换的置换率为98.13％，海绵铜的铜品位为 76.55％。

实施例2

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后磨矿至粒度为0.074mm～0.15mm，得 到矿粉；所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为1.2％，所述结合氧化铜矿中 铜的结合相占有率为48.36％；

步骤二、将碱液和步骤一中所述矿粉按质量比1.53:1混合均匀，在温 度为60℃的条件下搅拌240min进行预处理，过滤后得到预处理液和预处 理渣；所述碱液为质量浓度为1.96％的氢氧化钠溶液；

步骤三、将水和步骤二中所述预处理渣按质量比1.5:1混合均匀，得 到固液混合物，然后向所述固液混合物中加入浓硫酸，在搅拌条件下对所 述固液混合物进行酸浸处理，过滤后得到含铜酸浸液；所述酸浸处理的温 度为80℃，酸浸处理的时间为2h，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质 量的15％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

步骤四、提取步骤三中所述含铜酸浸液中的铜。

本实施例中铜的浸出率为82.38％，采用铁屑置换提取所述含铜酸浸液 中的铜，过滤后得到铜产品和废液，然后将所述铜产品干燥，得到海绵铜； 铁屑置换的反应时间为30min，所述铁屑的用量为所述含铜酸浸液中铜离 子质量的3倍，所述含铜酸浸液中的铜离子质量由极谱法测定。

进一步的，本实施例中将所述废液和步骤二中所述预处理液按体积比 2:1混合后得到混合液，然后向所述混合液中加入双氧水，搅拌180min后 过滤，取滤液返回步骤三中代替水循环使用；所述双氧水的体积为所述混 合液体积的6％，所述双氧水的质量浓度为30％。

本实施例中，铁屑置换的置换率为99.00％，海绵铜的铜品位为 80.13％。

实施例3

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后磨矿至粒度为0.074mm～0.15mm，得 到矿粉；所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为2.07％，所述结合氧化铜矿 中铜的结合相占有率为50.91％；

步骤二、将碱液和步骤一中所述矿粉按质量比1.29:1混合均匀，在温 度为85℃的条件下搅拌240min进行预处理，过滤后得到预处理液和预处 理渣；所述碱液为质量浓度为6.98％的氢氧化钠溶液；

步骤三、将水和步骤二中所述预处理渣按质量比3:1混合均匀，得到 固液混合物，然后向所述固液混合物中加入浓硫酸，在搅拌条件下对所述 固液混合物进行酸浸处理，过滤后得到含铜酸浸液；所述酸浸处理的温度 为50℃，酸浸处理的时间为5h，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量 的18％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

对步骤二中所述预处理液进行循环利用，具体过程为：将氢氧化钠和 预处理液按质量比0.15：2混合均匀后返回步骤二中代替碱液循环使用对 矿粉进行预处理，然后对预处理后得到的预处理渣进行步骤三中所述酸浸 处理的工艺过程，再将每次酸浸处理后得到含铜酸浸液合并；

步骤四、提取步骤三中合并后含铜酸浸液中的铜。

本实施例中铜的浸出率为93.10％，采用铁屑置换提取合并后的含铜酸 浸液中的铜，过滤后得到铜产品和废液，然后将所述铜产品干燥，得到海 绵铜；铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为所述含铜酸浸液 中铜离子质量的2倍，所述含铜酸浸液中的铜离子质量由极谱法测定。

本实施例中，铁屑置换的置换率为99.93％，海绵铜的铜品位为 76.45％。

实施例4

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后磨矿至粒度为0.074mm～0.15mm，得 到矿粉；所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为0.503％，所述结合氧化铜矿 中铜的结合相占有率为43.10％；

步骤二、将碱液和步骤一中所述矿粉按质量比3:1混合均匀，在温度 为90℃的条件下搅拌30min进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理 渣；所述碱液为质量浓度为0.3％的氢氧化钠溶液；

步骤三、将水和步骤二中所述预处理渣按质量比1:1混合均匀，得到 固液混合物，然后向所述固液混合物中加入浓硫酸，在搅拌条件下对所述 固液混合物进行酸浸处理，过滤后得到含铜酸浸液；所述酸浸处理的温度 为10℃，酸浸处理的时间为10h，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量 的1％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

对步骤二中所述预处理液进行循环利用，具体过程为：将氢氧化钠和 预处理液按质量比0.008:1混合均匀后返回步骤二中代替碱液循环使用对 矿粉进行预处理，然后对预处理后得到的预处理渣进行步骤三中所述酸浸 处理的工艺过程，再将每次酸浸处理后得到含铜酸浸液合并；

步骤四、提取步骤三中合并后的含铜酸浸液中的铜。

本实施例中铜的浸出率为80.55％，采用铁屑置换提取合并后的含铜酸 浸液中的铜，过滤后得到铜产品和废液，然后将所述铜产品干燥，得到海 绵铜；铁屑置换的反应时间为60min，所述铁屑的用量与所述含铜酸浸液 中铜离子的质量相同，所述含铜酸浸液中的铜离子质量由极谱法测定。

本实施例中铁屑置换的置换率为99.25％，海绵铜的铜品位为73.56％。

实施例5

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后磨矿至粒度为0.074mm～0.15mm，得 到矿粉；所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为12.6％，所述结合氧化铜矿 中铜的结合相占有率为45.67％；

步骤二、将碱液和步骤一中所述矿粉按质量比2:1混合均匀，在温度 为90℃条件下搅拌120min进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理渣； 所述碱液为质量浓度为16％的氢氧化钠溶液；

步骤三、将水和步骤二中所述预处理渣按质量比2:1混合均匀，得到 固液混合物，然后向所述固液混合物中加入浓硫酸，在搅拌条件下对所述 固液混合物进行酸浸处理，过滤后得到含铜酸浸液；所述酸浸处理的温度 为80℃，酸浸处理的时间为5h，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量 的18％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

步骤四、提取步骤三中合并后的含铜酸浸液中的铜。

本实施例中铜的浸出率为93.5％，采用铁屑置换提取步骤三中所述含 铜酸浸液中的铜，过滤后得到铜产品和废液，然后将所述铜产品干燥，得 到海绵铜；铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量与所述含铜酸 浸液中铜离子的质量相同，所述含铜酸浸液中的铜离子质量由极谱法测 定；

进一步的，本实施例中将所述废液和步骤二中所述预处理液按体积比 1:1混合后得到混合液，然后向所述混合液中加入双氧水，搅拌300min后 过滤，取滤液返回步骤步骤三中代替水循环使用；所述双氧水的体积为所 述混合液体积的1％，所述双氧水的质量浓度为35％。

本实施例中铁屑置换的置换率为99.5％，海绵铜的铜品位为77.5％。

实施例6

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后磨矿至粒度为0.074mm～0.15mm，得 到矿粉；所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为7.23％，所述结合氧化铜矿 中铜的结合相占有率为43.21％；

步骤二、将碱液和步骤一中所述矿粉按质量比2.14:1混合均匀，在温 度为10℃的条件下搅拌300min进行预处理，过滤后得到预处理液和预处 理渣；所述碱液为质量浓度为1％的氢氧化钠溶液；

步骤三、将水和步骤二中所述预处理渣按质量比3:1混合均匀，得到 固液混合物，然后向所述固液混合物中加入浓硫酸，在搅拌条件下对所述 固液混合物进行酸浸处理，过滤后得到含铜酸浸液；所述酸浸处理的温度 为30℃，酸浸处理的时间为4.5h，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量 的12％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

对步骤二中所述预处理液进行循环利用，具体过程为：将氢氧化钠和 预处理液按质量比0.008:3混合均匀后返回步骤二中代替碱液循环使用对 矿粉进行预处理，然后对预处理后得到的预处理渣进行步骤三中所述酸浸 处理的工艺过程，再将每次酸浸处理后得到含铜酸浸液合并；

步骤四、提取步骤三中合并后的含铜酸浸液中的铜。

本实施例中铜的浸出率为85.6％，采用铁屑置换提取合并后的含铜酸 浸液中的铜，过滤后得到铜产品和废液，然后将所述铜产品干燥，得到海 绵铜；铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为所述含铜酸浸液 中铜离子质量的2倍，所述含铜酸浸液中的铜离子质量由极谱法测定。

进一步的，本实施例中，将所述废液和步骤二中所述预处理液按体积 比3:1混合后得到混合液，然后向所述混合液中加入双氧水，搅拌30min 后过滤，取滤液返回步骤三中代替水循环使用；所述双氧水的体积为所述 混合液体积的10％，所述双氧水的质量浓度为25％。

本实施例中铁屑置换的置换率为98.5％，海绵铜的铜品位为72.7％。

实施例7

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后磨矿至粒度为0.074mm～0.15mm，得 到矿粉；所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为3.22％，所述结合氧化铜矿 中铜的结合相占有率为49％；

步骤二、将碱液和步骤一中所述矿粉按质量比1:1混合均匀，在温度 为60℃的条件下搅拌160min进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理 渣；所述碱液为质量浓度为16.7％的氢氧化钠溶液；

步骤三、将水和步骤二中所述预处理渣按质量比1.5:1混合均匀，得 到固液混合物，然后向所述固液混合物中加入浓硫酸，在搅拌条件下对所 述固液混合物进行酸浸处理，过滤后得到含铜酸浸液；所述酸浸处理的温 度为50℃，酸浸处理的时间为1h，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质 量的20％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

对步骤二中所述预处理液进行循环利用，具体过程为：将氢氧化钠和 预处理液按质量比0.2:1混合均匀后返回步骤二中代替碱液循环使用对矿 粉进行预处理，然后对预处理后得到的预处理渣进行步骤三中所述酸浸处 理的工艺过程，再将每次酸浸处理后得到含铜酸浸液合并；

步骤四、提取步骤三中合并后的含铜酸浸液中的铜。

本实施例铜中的浸出率为87.3％，采用铁屑置换提取合并后的含铜酸 浸液中的铜，过滤后得到铜产品和废液，然后将所述铜产品干燥，得到海 绵铜；铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为所述含铜酸浸液 中铜离子质量的3倍，所述含铜酸浸液中的铜离子质量由极谱法测定。

本实施例中铁屑置换的置换率为99.3％，海绵铜的铜品位为82.6％。

实施例8

本实施例包括以下步骤：

步骤一、将结合氧化铜矿破碎后磨矿至粒度为0.074mm～0.15mm，得 到矿粉；所述结合氧化铜矿中铜的质量含量为10.1％，所述结合氧化铜矿 中铜的结合相占有率为55.6％；

步骤二、将碱液和步骤一中所述矿粉按质量比1.2:1混合均匀，在温 度为85℃的条件下搅拌60min进行预处理，过滤后得到预处理液和预处理 渣；所述碱液为质量浓度为4.76％的氢氧化钠溶液；

步骤三、将水和步骤二中所述预处理渣按质量比1:1混合均匀，得到 固液混合物，然后向所述固液混合物中加入浓硫酸，在搅拌条件下对所述 固液混合物进行酸浸处理，过滤后得到含铜酸浸液；所述酸浸处理的温度 为50℃，酸浸处理的时间为3h，所述浓硫酸的用量为所述预处理渣质量 的11％，所述浓硫酸的质量浓度不低于98％；

对步骤二中所述预处理液进行循环利用，具体过程为：将氢氧化钠和 预处理液按质量比0.2:3混合均匀后返回步骤二中代替碱液循环使用对矿 粉进行预处理，然后对预处理后得到的预处理渣进行步骤三中所述酸浸处 理的工艺过程，再将每次酸浸处理后得到含铜酸浸液合并；

步骤四、提取步骤三中合并后的含铜酸浸液中的铜。

本实施例中铜的浸出率为92.77％，采用铁屑置换提取合并后的含铜酸 浸液中的铜，过滤后得到铜产品和废液，然后将所述铜产品干燥，得到海 绵铜；铁屑置换的反应时间为45min，所述铁屑的用量为所述含铜酸浸液 中铜离子质量的3倍，所述含铜酸浸液中的铜离子质量由极谱法测定。

本实施例中铁屑置换的置换率为99.6％，海绵铜的铜品位为66.8％。

以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明作任何限制，凡是 根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构 变化，均仍属于本发明技术方案的保护范围内。