專利名稱：：一種從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的方法
技術領域：
：本發明涉及一種從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的方法，特別是涉及一種用鹽酸法從銅鈷鎳礦中酸浸提取銅鈷鎳的方法，屬于有色金屬濕法冶金
技術領域：
。技術背景目前對氧化銅礦的處理方法主要有三種(一)浮選法，氧化銅礦的浮選分為直接浮選和硫化浮選。直接浮選是最早應用的不用硫化鈉活化，直接利用捕收劑浮選的方法，包括脂肪酸浮選法、胺類浮選法、中性油乳濁液浮選法和鰲合捕收劑浮選法等。由于氧化銅礦大都是氧化率高、含泥量大、結合銅含量高、細粒不均勻嵌布、氧硫混雜、多種礦物共存等特點，因而用捕收劑很難吸附到礦物表面，需經過硫化處理，才能使氧化銅礦物表面發生根本的變化，因此用浮選法處理氧化銅礦回收率很低，一般只有50%左右；(二)火法，即采用電爐還原熔煉工藝，它是通過破碎、干燥和熔煉三個工序，將銅鈷礦提煉成銅鈷白合金。由于剛果(金)銅鈷礦中的礦物形態以水鈷礦和雜水鈷礦為主，并伴生氧化銅礦；脈石礦物以石英石為主，鈣、鎂含量較低，因此火法存在的不足是(l)因為礦石中的造渣成份少，使冶煉溫度過高；(2)生產過程中粉塵大，作業環境差；(3)操作電壓偏低，使得銅鈷氧化礦的成分波動大，含石英石高達76%，渣的比電阻大，使電極插入較深，合金溫度高，爐底負荷加大；(4)合金放出口更換困難，合金放出口采用石墨襯套的形式，在高溫合金沖刷下容易變大，更換時，需要在爐襯的炭磚上護上耐火泥，然后壓上石墨襯套，由于炭磚導熱好，耐火泥容易干，石墨襯套不易壓緊，合金容易從縫隙中跑出，而導致生產安全事故。(三)化學選礦已逐漸成為難選氧化銅的重要選礦方法，根據礦石中銅的礦物組成和結構構成等因素，其中硫酸浸出一萃取一電積法獲取有用成分的工藝方法應用較為廣泛。國內用此辦法對已廢棄的低品位表外礦、含銅鐵礦、難選氧化礦等含銅礦物進行處理，通過一系列的技術改造，最終獲得了良好的經濟效益。硫酸浸出法是處理難選氧化銅礦的主要手段，該工藝適合處理以酸性脈石為主的礦石，常用來提取低品位、殘礦中的銅。但隨著原料尤其是硫酸價格的上升，處理浸出渣的投入也隨之加大，從而使生產成本大幅度增加，使礦山企業難于運行。更主要的是硫酸法浸出鎳鈷的回收率也很低。隨著經濟的高速發展與市場需求，特別是亞太市場對銅鈷鎳需求量的增長十分迅速，但大量的氧化銅礦尚未開發，究其原因就是氧化銅鈷礦的開發技術還存在諸多不足。因此，開發適用范圍寬、投資省、成本低、能耗低、原材料消耗少、對環境有利的規模化、產業化生產技術已十分迫切。
發明內容為克服現有的從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的方法存在的上述不足，本發明提供一種用鹽酸法從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的方法。從而減小投資，擴大資源適用范圍，簡化工藝流程，降低能耗和生產成本低，減少原料消耗，提高銅、鎳、鈷的回收率。本發明的目的及解決其技術問題是采用以下技術方案來實現的一種鹽酸法從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的方法，采用鹽酸作為礦石浸出的浸出劑且可實現鹽酸和燒堿循環利用及回收洗滌水循環使用，該方法包括下列步驟A、礦石制備；B、礦石浸出；C、分離浸出渣和浸出母液，洗滌浸出渣；D、浸出母液沉銅；E、浸出母液沉鎳鈷；F、浸出母液凈化后鹽酸和燒堿再生及其循環利用。本發明的目的及解決其技術問題還可采用以下技術措施進一步實現前述的方法，其中所述A步驟的礦石制備是將采出的礦石破碎成粒度為-74mm30mm的碎礦，其破碎方法為干破碎或濕破碎，當礦石含水量小于15%時，采用干破碎；當礦石含水量大于15%時，采用濕破碎，控制水、礦質量比為14:1。前述的方法，其中所述B步驟的礦石浸出是在酸度為1225%條件下，將鹽酸溶液混入破碎的礦石中進行鹽酸浸出，使礦石中的鎳、鈷、鐵、鎂、鋁、鈣通過鹽酸浸出形成鹽酸鹽進入浸出液中，其方法為將鹽酸溶液噴灑在破碎的礦石堆上進行堆浸；或者將礦石放入鹽酸液中進行泡浸；或者將礦石放入鹽酸液中，攪拌浸出；并采用其中的一種單獨浸出，或者兩種或兩種以上的混合浸出，同時采用一級浸出，或者多級串聯浸出。前述的方法，其中所述堆浸時間為60180天，其工藝條件堆高為1.5-6.5米，鹽酸浸液酸度為12°/。-20%，礦石粒度為1咖-30mm，鹽酸浸液布液強度為10-30升/平方厘米*小時。前述的方法，其中所述泡浸的鹽酸浸液酸度為15-20%，泡浸時間為115天。前述的方法，其中所述攪拌浸出時間18小時，攪拌浸出條件為先將破碎的礦石制成液、固質量比為25:1的礦漿，控制溫度常溫9(TC，常壓6個大氣壓，鹽酸浸液酸度15%-25%，且具體是在常溫常壓下攪拌浸出；或者在常溫下加6個大氣壓攪拌浸出；或者在509(TC溫度下，常壓攪拌浸出；或者在509(TC溫度下，加壓至26個大氣壓，攪拌浸出。前述的方法，其中所述鹽酸浸出的酸度為1225%，視不同礦物成份以及不同浸出方式確定具體的酸度。前述的方法，其中所述C步驟的洗滌浸出渣，其具體步驟為對分離出來的浸出渣進行洗滌后，洗滌水返回礦石浸出的B步驟中以及后序的再生鹽酸F步驟中，洗滌后的尾礦集中儲存。前述的方法，其中所述D步驟的浸出母液沉銅，其具體步驟為調整分離出來的浸出母液pH值至5.26.6，得沉淀母液和氫氧化銅產品；或按浸出母液沉銅劑=2.57.5:1的質量比，向浸出母液中加入沉銅劑，并調整pH值至3.0-4.2，攪拌沉銅0.53.5小時，得沉淀母液和銅鈷鎳中間產品，沉銅劑可以是硫化鈉、硫氫化鈉、硫化氫中的一種或幾種；前述的方法，其中所述E步驟的浸出母液沉鈷鎳，其具體步驟為調整分離出來的浸出母液加氫氧化鈉調PH值至7.89.5，攪拌沉鈷鎳0.53.5小時，得沉淀母液和氫氧化鈷、鎳產品；前述的方法，其中所述E步驟的母液經凈化后返回原鹽電解再生鹽酸和燒堿。前述的方法，其中所述F步驟的原鹽電解再生回收，其具體步驟為將沉鎳后的沉淀母液進行過濾、凈化后，通過電解得到燒堿和鹽酸。其中原鹽電解鹽酸和燒堿再生的主要工藝參數見表1。綜上所述，本發明提供一種鹽酸法從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的方法，以氧化銅鈷礦為原料，經過采礦一礦石制備一礦石浸出一分離一浸出渣洗滌回收一浸出母液沉銅、沉鈷鎳一電解一再生鹽酸和燒堿一利用，提取銅中間產品和鎳鈷中間產品，回收并再生鹽酸和燒堿循環利用，同時回收洗滌水循環使用，不外排任何廢物，不污染環境。不僅浸出速度快，除雜能力強，銅、鈷、鎳浸出率高、回收率高，也能回收其它方法不能回收的有價金屬鎳，還對資源的適用范圍較寬，同時形成不外排的閉路循環，能最大限度地保護環境。在單位金屬投資小的情況下，其工藝技術及設備完全能滿足規模化、產業化生產要求，本工藝流程簡潔、成本低，礦物綜合利用率高，其經濟和環保效益是現有技術所不及的，結合銅鈷氧化礦中銅鈷鎳的賦存狀態復雜的特點，鹽酸浸出法是從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的最佳方法。本發明具有上述諸多優點及實用價值，其不論在方法或功能上皆有很大的改進，在技術上有顯著的進步，并產生了好用及實用的效果，且較現有的從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的方法具有增進的突出的多項效果，從而更加適于實用，并具有產業的廣泛利用價值，誠為一新穎、進步、實用的新工藝技術。表1<table>tableseeoriginaldocumentpage7</column></row><table>上述說明僅是本發明技術方案的概述，為了能夠更清楚地了解本發明的技術手段，而可依照說明書的內容予以實施，并且為了讓本發明的上述和其他目的、特征和優點能夠更明顯易懂，以下特舉較佳實施例，并配合附圖，詳細說明如下。圖l為本發明的工藝流程圖。具體實施方式以下結合附圖及較佳實施例，對本發明提出的一種從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的方法做進一步說明。實施例1A、礦石制備將采出的銅、鈷、鎳品位分別為2.75%、0.56%、0.16%的氧化銅礦用現有技術的破碎機進行濕破碎，控制水礦質量比為2:1，破碎至過18目篩，取篩下物用作本實施例；B、礦石浸出在鹽酸浸液酸度為21%，常溫、常壓條件下，將破碎的礦石制成液、固質量比為4:1的礦漿，攪拌浸出1小時，使礦石中的銅、鈷、鎳、鐵、鎂、鈣通過鹽酸浸出形成鹽酸鹽進入浸出液中；C、分離將浸出液與浸出渣用現有技術設備進行過濾分離，分離出浸出母液和浸出渣，其中浸出母液中含銅10.2克/升、含鈷1.95克/升、含鎳0.59克/升；浸出渣中含銅O.15%、含鈷0.05%、含鎳0.008°/。；銅浸出率為94.53%、鈷浸出率為90.81%、鎳浸出率為96.73°/。；D、濾渣回收對分離出來的浸出渣用現有技術加水洗滌后，洗滌水返回礦石浸出的B步驟中以及后序的再生鹽酸F步驟中循環使用，而濾渣進入尾礦庫集中儲存；E、沉銅在C分離出來的浸出母液中加氫氧化鈉至pH值為6.5，攪拌1.5小時，獲得含銅31.36%的氫氧化銅和沉淀母液；F、沉鎳鈷在E分離出來的沉淀母液中加氫氧化鈉至pH值為8.9，攪拌沉鈷鎳1.5小時，得沉淀母液和氫氧化鈷鎳產品；G、鹽酸和氫氧化鈉再生將F沉鎳鈷后的沉淀母液用現有技術的方法進行過濾、凈化、濃縮后，進入食鹽電解工序獲得鹽酸和燒堿。H、鹽酸利用將再生鹽酸返回礦石浸出的B步驟中，實現鹽酸的閉路循環利用。實施例2A、礦石制備將采出的銅、鈷、鎳、品位分別為3.93°/。、0.28%、0.13%的氧化銅礦用現有技術的破碎機進行濕破碎，控制水礦質量比為3:1，破碎至過18目篩，取篩下物用做本實施例；B、礦石浸出在鹽酸浸液酸度12%，常溫、常壓條件下，將破碎的礦石制成液、固質量比為3:1的礦漿，泡浸浸出7天，在此過程中每天將浸出液循環二次，使礦石中的銅、鈷、鎳、鐵、鎂、鈣通過鹽酸浸出形成鹽酸鹽進入浸出液中；C、分離將浸出液與浸出渣用現有技術設備進行過濾分離，分離出浸出母液和浸出渣，其中浸出母液中含銅14.6克/升、含鈷0.98克/升、含鎳0.51克/升；浸出渣中含銅0.25%、含鈷0.03%、含鎳0.006%;銅浸出率為93.57%、鈷浸出率為90.46%、鎳浸出率為95.48%;D、濾渣回收對分離出來的浸出渣用現有技術加水洗滌后，洗滌水返回礦石浸出的B步驟中以及后序的再生鹽酸F步驟中循環使用，而濾渣進入尾礦庫集中儲存；E、沉銅將C分離出來的浸出母液按浸出母液沉銅劑=7.5:1的質量比，向浸出母液中加入沉銅劑硫化鈉，并調整pH值至3.7，攪拌沉銅2.5小時，得沉淀母液和銅鈷鎳中間產品，獲得含銅39.87%硫化銅鈷鎳混合中間產品和沉淀母液；F、鹽酸和氫氧化鈉再生將上述沉淀母液用現有技術的方法進行過濾、凈化、濃縮后，進入食鹽電解工序獲得鹽酸和燒堿。G、鹽酸利用將再生鹽酸返回礦石浸出的B步驟中，實現鹽酸的閉路循環利用。以上所述，僅是本發明的較佳實施例而已，并非對本發明作任何形式上的限制，雖然本發明已以較佳實施例揭露如上，然而并非用以限定本發明，任何熟悉本專業的技術人員，在不脫離本發明技術方案范圍內，當可利用上述揭示的結構及技術內容作出些許的更動或修飾為等同變化的等效實施例，但是凡是未脫離本發明技術方案的內容，依據本發明的技術實質對以上實施例所作的任何簡單修改、等同變化與修飾，均仍屬于本發明技術方案的范圍內。權利要求1、一種從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的方法，其特征在于采用鹽酸作為礦石浸出的浸出劑且可實現鹽酸和燒堿循環利用及回收洗滌水循環使用，該方法包括下列步驟A、礦石制備；B、礦石浸出；C、分離浸出母液與浸出渣、洗滌浸出渣；D、浸出母液沉銅；E、浸出母液再沉鎳鈷；F、浸出母液凈化后鹽酸再生及其循環利用。2、根據權利要求1所述的方法，其特征在于所述A步驟的礦石制備是將采出的礦石破碎成粒度為-74ram30mm的碎礦，其破碎方法為干破碎或濕破碎，當礦石含水量小于15%時，采用干破碎；當礦石含水量大于15%時，采用濕破碎，控制水、礦質量比為l4:1。3、根據權利要求1所述的方法，其特征在于所述B步驟的礦石浸出是在酸度為1225%條件下，將鹽酸溶液混入破碎的礦石中進行鹽酸浸出，使礦石中的銅、鎳、鈷、鐵、鎂、鋁、鈣通過鹽酸浸出形成鹽酸鹽進入浸出液中，其方法為將鹽酸液噴灑在破碎的礦石堆上進行堆浸；或者將礦石放入鹽酸液中進行泡浸；或者將礦石放入鹽酸液中，攪拌浸出；并采用其中的一種單獨浸出，或者兩種或兩種以上的混合浸出，同時采用一級浸出，或者多級串聯浸出。4、根據權利要求3所述的方法，其特征在于所述堆浸時間為60180天，其工藝條件堆高為1.5-6.5米，鹽酸浸液酸度為12%-20°/。，礦石粒度為l咖-30mm，鹽酸浸液布液強度為10-30升/平方厘米*小時。5、根據權利要求3所述的方法，其特征在于所述鹽酸浸液酸度15-20°/。，液固比2-7:1，泡浸時間為115天。6、根據權利要求3所述的方法，其特征在于所述攪拌浸出時間28小時，攪拌浸出條件為先將破碎的礦石制成液、固質量比為25:1的礦漿，控制溫度常溫90。C，壓力2-6個大氣壓，鹽酸浸液酸度15%-25%，且具體是在常溫常壓下攪拌浸出；或者在常溫下加26^^大氣壓攪拌浸出；或者在509(TC溫度下，常壓攪拌浸出；或者在509(TC溫度下，加壓至26個大氣壓，攪拌浸出。7、根據權利要求1所述的方法，其特征在于所述C步驟的洗滌浸出渣，其具體步驟為對分離出來的浸出渣進行洗滌后，洗滌水返回礦石浸出的B步驟中以及后序的再生鹽酸F步驟中，洗滌后的尾礦集中儲存。8、根據權利要求1所述的方法，其特征在于所述D步驟的浸出母液沉銅，其具體步驟為加氫氧化鈉調整分離出來的浸出母液pH值至5.26.6，得沉銅母液和氫氧化銅產品；或按浸出母液沉銅劑=2.57.5:1的質量比，向浸出母液中加入沉銅劑，并調整pH值至3.0-4.2，攪拌沉銅0.53.5小時，得沉淀母液和銅鈷鎳中間產品，沉銅劑可以是硫化鈉、硫氫化鈉、硫化氫中的一種；9、根據權利要求8所述的方法，其特征在于所述E步驟的浸出母液沉鈷鎳，其具體步驟為加氫氧化鈉調整分離出來的浸出母液pH值至7.89.5，攪拌沉鈷鎳0.53.5小時，得沉淀母液和氫氧化鈷鎳產品。10、根據權利要求1所述的方法，其特征在于所述F步驟的鹽酸再生采用原鹽電解再生鹽酸和燒堿，且原鹽電解再生回收的具體步驟為將沉鎳鈷后的沉淀母液進行過濾、凈化后，通過電解得到燒堿和鹽酸。全文摘要本發明提供一種鹽酸法從氧化銅鈷礦中提銅鈷鎳的方法，以氧化銅鈷礦為原料，經過采礦—礦石制備—礦石浸出—分離—浸出渣洗滌—浸出母液沉銅—浸出母液再沉鈷鎳—浸出母液凈化—再生鹽酸(燒堿)回收—利用，提取銅和鎳鈷中間產品，回收并再生鹽酸和燒堿循環利用，同時回收洗滌水循環使用，不外排任何廢物，不污染環境。不僅浸出速度快，除雜能力強，銅鈷鎳浸出率、回收率高，對資源的適用范圍較寬，同時形成不外排的閉路循環，能最大限度地保護環境，在單位金屬投資小的情況下，其工藝技術及設備完全能滿足規模化、產業化生產要求，本工藝流程簡潔、能耗低、原料消耗小、成本低，礦物綜合利用率較高，其經濟和環保效益是現有技術所不及的。文檔編號C22B3/10GK101328538SQ20081005878公開日2008年12月24日申請日期2008年8月4日優先權日2008年8月4日發明者曹國華,李新海,趙慶云申請人:云南嘉明科技實業有限公司