含銅材料的處理方法

2023-06-02 22:34:51

專利名稱：：含銅材料的處理方法
技術領域：
：本發明涉及一種含銅材料如銅精礦的處理方法，從而有效地完全脫除材料中的雜質和礦渣礦石如矽酸鹽。技術背景在由W0專利申請2005/007905、2005/007902和2005/007901已知的方法中，應用濃縮和溼法冶金方法可以將銅、鎳和貴金屬有效地轉化成具有高的銅含量和足夠熱值的硫化物中間產品。該過程按如下實例反應(l)在溶液中發生xCu2++yCuFeS2—zCuxS+yFeS04+(y—z)H2S04(1)形式。應用同類含鐵硫化物材料進行的轉化反應例如用於從溶液及鎳-銅冰銅溶浸中回收鎳和貴金屬。通過應用在上述專利申請WO2005/007905、20O5/007902和2005/007901中描述的已知方法，可以有效地降低例如銅精礦中的鐵舍量。但是，因為在轉化中所得到的銅精礦仍含有礦渣礦石如矽酸鹽，所以在這些方法中會不時地產生一些問題。當這種貧含鐵的銅精礦例如在銅熔煉中應用時，這些矽酸鹽需要加入鐵，從而可以製得充分液態的爐渣，以在希望的溫度下將爐渣從熔爐中取出。其結果是，銅熔法的量增加。
發明內容本發明的目的是克服現有技術的缺點，並得到處理含銅材料如銅精礦的改進方法，從而可以有效地將材料中的雜質和礦渣礦石如矽酸鹽完全除去。本發明的實質特徵在所附的權利要求中將會變得更明顯。在本發明的方法中，首先在酸如硫酸、鹽酸或當量酸和含氧氣體如氧氣、空氣或富氧空氣存在的條件下，向待處理的含銅材料如銅精礦施加條件，其中應用上文所述的基本反應(1)，用含硫化鐵的材料通過轉化將溶液中得到的銅變成硫化銅形式。如此產生的硫酸-疏酸亞鐵溶液還含有溶浸的含銅材料中的雜質，如砷、銻、鉍、鈾、鋅、鎳和鈷組分。在通過轉化形成硫化銅的同時，按照本發明，通過浮選和/或基於比重差的方法可以使礦渣礦石如矽酸鹽分離出來。按照本發明在浮選通過轉化而得到的含硫化銅的材料時，優選實施浮選方法使得硫化銅和與它們一起在含硫化銅材料中的貴金屬浮起，從而通過應用抑浮劑使礦渣礦石如矽酸鹽進入浮選方法的殘渣中。也可以實施浮選方法使得礦渣礦石如矽酸鹽浮起，而應用抑浮劑使含銅硫化物材料與貴金屬一起在浮選方法的殘渣中回收。當以任何一種方式進行時，在浮選方法中均可以有利地採用應用礦物電極的特定電化學電勢或電化學交流電光譜法。當轉化溫度保持為170-260'C、優選為200-220C時，礦渣礦石的分離得到改進，並且轉化的^L化銅產品中的鐵含量有益地減少。如果在含銅材料溶浸或其它處理方法中所應用的水中含有大量氯化物和/或氟化物時，不僅可以有效地從轉化所得到的通常粗糙的硫化銅材料中分離出礦渣礦石如矽酸鹽，而且可以有效地分離出卣化物如氯化物和/或氟化物，大部分甚至在使轉化得到的硫化銅材料進行水分離的過程中優選得到分離。由於硫化銅轉化產品的粗糙度及因此具有的良好的可過濾性和低的殘餘水分，所以這是可能的。通過在還原條件下實施硫化銅材料的過濾和/或洗滌，可以強化硫化銅材料和卣化物的分離，其中所述還原條件通過應用化學試劑和/或電流來獲得。對於各種含銅材料和許多局部水供應及水質量問題，本發明的方法是非常實際的。當處理除含銅礦石以外的銅渣、熔爐粉塵和銅-鋅-鉛礦石時，可以應用本發明的方法。剛剛提到的礦石經常包括含貴金屬的礦物質，如含砷黃鐵礦或黃鐵礦，其可以轉化為硫化銅礦物質，並且其含有本發明方法的所述貴金屬。另外，本發明的方法允許應用含鹽水如海水作工藝水。這些預示著當在過程優化中應用礦物電極和催化劑來調節工藝時，和應用不同溶浸步驟如堆攤浸出以調節整個過程中銅和酸的平衡時，應用已知方法得到的工藝參數可以原樣應用。通過這種方式可以強化本發明的目的，即分離硫化銅和礦渣礦石。在優選通過浮選轉化之後，在實施分離方法獲得的富Si02的含矽酸鹽級分中仍有一些銅和其它有價值的組分存在。富Si02級分中銅和其它有價值的組分可以通過單獨地或者在與一些其它整個含銅材料方法相關的溶浸階段中溶浸級分而回收。富Si02級分也可以返回至原始含銅礦的浮選過程中。另外，在進一步處理之前，如果需要，對來自轉化後分離階段的富Si02級分可以實施粗硫化物的部分分離。再者，由轉化後分離階段獲得的礦渣礦石產品即脫除的礦渣礦石可以通過礦物電極引至受電化學控制的進一步處理過程如溶浸或浮選。當將本發明的方法用於來自銅熔煉過程的爐渣時，爐渣的銅組分首先通過轉化變成硫化物形式，而在通過轉化獲得的硫化物產品浮選過程中，爐渣的礦渣礦石含量如二氧化矽(Si02)的含量降低。當將如此獲得的Si02含量較低的含硫化銅的浮選產品輸送回到應用硫化銅原材料的熔爐時，流出熔爐的爐渣量有效減少該量。由於低的Si02含量，由熔煉含硫化銅的材料得到的爐渣可以按幾種方法來處理。例如按照本發明可以有利地將爐渣製成顆粒並單獨溶浸，或與來自含銅材料熔煉過程的粉塵和在採用含鐵硫化物的轉化後浮選過程中獲得的富Si02級分一起溶浸。通過這種方式，使與Si02級分相關的剩餘銅和其它有價值組分至少部分溶解，並因而可用於進一步的處理過程，而不需要銅爐渣的進一步處理。含銅材料熔煉過程所得到的爐渣也可以通過火法治金進行處理，例如優選通過在電爐中熔煉來進行。以這種方式，進入銅轉化過程的溶性銅的任何電勢不足均可以通過溶浸附加的其它含銅原料來填充，以保持銅轉化中銅的有利平衡。當在銅熔煉過程中釆用根據本發明方法處理的含銅材料時，進入熔煉過程的銅的Cu/Fe/Si02比率和通過轉化獲得的富銅轉化產品的Cu/Fe/Si02比率對最終熔煉結果來說極其重要，並且這些Cu/Fe/Si02比率可以優選應用礦物電極測量例如應用電化學電勢在轉化過程中進行調節和在相關的礦渣礦石分離過程中進行調節，而不必考慮含銅原料的實質差別。在礦物電極測量中還必須考慮整個過程中普遍的硫平衡，其中亞組分尤其包括s2-離子、元素硫s。和硫酸根硫so,。當應用本發明的方法時，可以向銅熔煉過程中加入礦渣礦石的基本上不含碗<化銅的相，並且可以處理礦渣礦石的含Si02級分如矽酸鹽，以有效地脫除在含Si02級分中剩餘的銅，在最終的含銅產品如粗銅中，整個方法的銅收率可以達到極高，最優為高於99%。當將本發明的方法用於含銅材料的熔煉過程中時，也可以與熔煉過程完全獨立地(甚至從地理位置角度而言)實施如下過程溶浸處理的材料、銅轉化為石克化物和從石克化物轉化產品中分離礦渣礦石如矽酸鹽。在這種情況下，在礦渣礦石分離和銅回收之間輸送的物質通常為含65-77%銅的硫化銅精礦。將在下文中參考附圖更為詳細地描述本發明，其中圖1給出了用於銅熔煉過程的本發明一個優選實施方案的流程圖。圖2給出了在轉化後浮選中銅與Si02級分收率的關聯結果，和圖3給出了在轉化後浮選中銅與Si02級分含量比率的結果。具體實施方式按照圖1，含碌化銅和可能的其它有價值組分的礦石l被引導至浮選2,以得到含有有價值組分的硫化銅精礦3。將浮選得到的疏化銅精礦進一步引導至溶浸4。在硫酸5和氧化劑如氧氣6的存在下，優選在220X:的溫度下，實施溶浸4，在溶浸4中硫化銅精礦中的銅溶解為Cu7CiT離子。在溶浸4後，在含硫化鐵的材料31的存在下，在溫度為220X:時，按照基本反應(l)，溶解的銅發生轉化7，從而得到硫化銅產品、硫酸亞鐵和硫酸。該硫酸和硫酸亞鐵溶液還含有溶浸的硫化銅精礦中的雜質，如砷、鈾、鋅、鎳和鈷組分。圖1所示的流程圖中還描述了使含銅礦物的浮選階段2得到的浮選殘渣8去溼法冶金處理9，在溼法冶金處理9處，對浮選殘渣在含氧試劑11存在下進行溶浸，然後用硫酸10萃取並汽提所得到的溶液。由於來自轉化過程7的含有雜質的鹽鐵鹽-氧溶液25可以有利地引至該溼法冶金處理過程9，該處理過程9可以作為基本操作用於回收或脫除含銅原料中的雜質如進入廢物28的砷和其它產品30如鈾、鋅、鉛、鎳和鈷。另外，除了轉化階段7以外，也可以向溶浸階段4中加入含有硫酸的硫酸銅溶液26和27，其中所述溶液在溼法冶金處理9的溶浸和萃取階段得到。根據本發明將在轉化7中應用硫酸銅和硫酸得到的硫化銅產品12引至通過浮選13進行的脫除礦渣材料如矽酸鹽的步驟。將從浮選13得到的硫化銅產品14帶到閃速熔爐15中，用來生產粗銅。從浮選13得到的浮選殘渣16含有礦渣材料如矽酸鹽，其返回至含銅礦石1的初始浮選2。從閃速熔爐15得到的粗銅33以熔融狀態引入陽極爐17，並且由熔融粗銅鑄造適於銅電解精煉18的陽極。將由電解精煉18得到的含有硫酸的不純硫酸銅溶液19再循環回到硫化銅精礦的溶浸4，而陰極由銅形成，並且被用作進一步處理銅的原料。閃速熔爐的粉塵32可以例如返回溼法冶金處理9中，如果需要也可以向其中加入其它含銅原料34。將由閃速熔爐15得到的爐渣20引至電爐21並進行爐渣濃縮，將在此得到的富銅相24輸送回熔爐15中再次熔煉。將熔爐l5的廢氣22引至硫酸裝置23，並且由此得到的硫酸可以在銅精礦的溶浸4中應用。實施例為了試驗本發明的方法，首先實施了在表1和表2中提到的四個獨立的實驗，其中在含鐵硫化物如黃鐵礦(FeS2)或含砷黃鐵礦(FeAsS)的存在下，對含有含銅礦物如黃銅礦(CuFeS2)、斑銅礦(CusFeS4)和藍輝銅礦(Cu2-,S)和礦渣礦石如矽酸鹽和鐵氧化物的材料進行轉化。在所處理的材料中礦渣礦石的Si02總含量為5.2wt°/。。在試驗l-3中，使銅溶液直接由含銅材料的溶浸步驟來轉化，並且在堆攤浸出之後通過銅液-液萃取而使其部分濃縮。在試驗4中，實施了組合的溶浸與轉化試驗，其中在0-30分鐘的第一時間間隔內為溶浸階段，而在30-60分鐘的時間間隔內為轉化階段。監控過程階段，並用礦物電極和鉑電極調節，和例如在轉化階段中相對AgCl/Ag保持電極的能量水平為+300-+370mV。表l:作為時間函數的Fe含量tableseeoriginaldocumentpage9表2:作為時間函數的Cu含量tableseeoriginaldocumentpage9根據表1和表2，在試驗1-3中的轉化溫度分別為160TC、190"C和220t:，而在試驗4中，溶浸溫度和轉化溫度均為220X:。表l作為時間函數給出了在轉化過程中固體中鐵含量的變化，而表2作為時間函數給出了溶液中的銅含量。在試驗l-3中，固體的Si02含量幾乎保持恆定，而在試驗4中，最終的Si02含量幾乎翻倍。將本發明方法用於試驗3的最終殘渣，對所述殘渣浮選以回收在最終沉澱物中仍然存在的硫化銅和貴金屬組分。浮選的結果在圖2和圖3中給出。圖2給出了銅和Si02級分的收率的相互關係，而圖3給出了銅和Si02級分的含量比率。在圖2和圖3中應用的術語含義如下RC為粗濃縮物，SC為清除劑濃縮物，CC1為來自第一次循環的濃縮物，和CC2為來自第二次循環的濃縮物。實施浮選，從而使材料首先被預發泡，然後對粗濃縮物實施清洗。以這種方式，在兩段中對所得的濃縮物實施重複浮選。在圖2中，以圖線形式描述了銅與Si02級分的收率的相互關係，其中x軸代表銅的收率(wty。)，而y軸代表Si02的收率(wt.W。在圖2中，起點(原料)代表每一種級分的收率為100wt%。圖形表明經過粗濃縮和清除劑濃縮之後，Si02的收率降低至起點的約40%，而銅的收率為起點的約95%。經過兩次重複的濃縮循環(CC2)後，只有Si02原始收率的約10%，這意味著約有90%的Si02含量已經被脫除。另一方面，仍有約63°/。的原始銅含量。在圖3中，以圖線的形式描述了銅與Si02級分的含量的相互關係，其中x軸代表銅含量(wt。/。)，而y軸為Si02含量(wt。/0。在浮選的起點(原料)，Si02的含量為5.2wt%，而銅的含量約為61.7wt°/。。經過兩次重複的浮選階段後，Si02的含量降至1.0wt。/。的值，而銅的含量升至67.5wt。/。的值。權利要求1.一種處理含銅材料的方法，其中對含銅材料進行溶浸(4)，並在含硫化鐵的材料(31)的存在下對溶浸產品進行轉化(7)，從而得到硫化銅(12)，其特徵在於在進一步處理所述硫化銅(12)之前，對在轉化中所得到的硫化銅(12)進行礦渣礦石分離(13)。2.權利要求1所述的方法，特徵在於通過浮選進行所述礦渣礦石分離(13)。3.權利要求2所述的方法，特徵在於在礦渣礦石分離(13)的過程中，有價值的硫化銅組分浮起與礦渣礦石分開。4.權利要求2所述的方法，特徵在於在礦渣礦石分離(13)的過程中，礦渣礦石浮起與有價值的硫化銅組分分開。5.權利要求1所述的方法，特徵在於基於比重差進行礦渣礦石分離(13)。6.前述權利要求任一項所述的方法，特徵在於為了改進礦渣礦石分離(13)，在礦渣礦石脫除之前的硫化銅轉化(7)在溫度範圍為170-26(TC下進行。7.權利要求6所述的方法，特徵在於為了改進礦渣礦石分離(13),在礦渣礦石脫除之前的硫化銅轉化(7)優選在溫度範圍為200-220。C下進4亍。8.前述權利要求任一項所述的方法，特徵在於由礦渣礦石分離(13)所得到的礦渣礦石產品(16)被引至在轉化(7)之前的溶浸(4)。9.前述權利要求l-7任一項所述的方法，特徵在於從礦渣礦石分離(13)所得到的礦渣礦石產品(16)被引至在轉化(7)之前的含銅礦石的濃縮(2)。10.前述權利要求l-7任一項所述的方法，特徵在於從礦渣礦石分離(13)所得到的礦渣礦石產品(16)被引至利用礦物電極電化學控制的進一步處理過程，例如溶浸或浮選。11.前述權利要求任一項所述的方法，特徵在於從礦渣礦石分離(13)所得到的硫化銅產品(14)被引至用於生產粗銅的熔爐(15)。12.前述權利要求任一項所述的方法，特徵在於在礦渣礦石分離(13)中採用利用礦物電極的電化學電勢測量。13.前述權利要求任一項所述的方法，特徵在於在礦渣礦石分離(13)中採用交流電光鐠法。14.前述權利要求任一項所述的方法，特徵在於與從轉化(7)中得到的硫化銅材料(12)中分離水相關聯進行閨化物如氯化物和/或氟化物的分離。全文摘要本發明涉及一種含銅材料如銅精礦的處理方法，從而有效地完全脫除材料中的雜質和礦渣礦石如矽酸鹽。文檔編號C22B3/00GK101120108SQ200680004884公開日2008年2月6日申請日期2006年2月13日優先權日2005年2月14日發明者M·羅納拉,S·埃爾瑪拉,S-E·赫索姆,T·理塔薩羅申請人:奧圖泰有限公司