江西有色金属  1991, Vol. 5 Issue (2): 58-60
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湿法冶金处理含铋硫化矿精矿[PDF全文]
苏 B.C.ОгАН , В.А.ЧАНТУРИЯ , Н.Г.СЕДЮКОВА     
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卡扎赫什坦(ka3axcTaH)稀有金属矿在硫化矿浮选时获得含黄铁矿很高(>70%)的混合精矿,其中含黄铜矿(<2%)、与硫化矿共生的铋矿物和脉石矿物。对这种中间产品采用优先浮选时,铋损失很大;在盐酸溶液中,氧化铋和自然铋容易溶解,而硫化铋要有氧化剂存在时才分解。

(1) 式在温度为293〜298k时反应很少,实际上不反应。

(1)

为了按(1)式提高用氧氧化铋的速度,添加氧化剂一亚硝酸。反应残渣为对溶液稳定的黄铁矿和硫化铜,它们可以用联合工艺处理。

联合工艺(见图)包含铋的催化氧化浸出和浸出液的萃取,以及直接从有机相中热压沉淀铋,硫精矿残渣用泡沫浮选法分出铜精矿。


过去已发表过主干工艺流程的试验结果。本联合工艺的半工业试验是在哈萨克矿物原料科学研究所生产ГрАНИТОГОРСК的湿法冶金试验标准设备上进行的。能力为0.28吨/日混合精矿,整个试验处理了1.2吨混合精矿。

混合精矿含:0.46%Bi (其中30.4%是自然铋,10.8%是氧化祕, 58.8%是硫化铋);0.97%Cu(其中94.6%是黄铜矿,4.2%是次生硫化铜,1.2%是氧化铜矿物);0.22%Zn, 42.31%Fe(全铁),0.08%Mo,0.15%pb; 32.34%S(总硫),10.26%SiO2;10.33%Al2O3;1.22%(Ca+Mg);1.64%(Na+K)。用含HCl38.6克, /升、NaCl133克/升、NaNO2 3.31克/升的酸性盐溶液浸出,其氧用量按反应式(2)计算接近理论所需量。

(2)
(3)

三段逆流浸出,其浸出液含Bi3.21克/升,Cu0.24克/升,Fe + +10.26克/升,Fe+ + +4.4克/升,Zn0.54克/升,pb1.48克/升,H3O+21.6克/升,C1-142克/升。铋和伴生金属在各浸出段的分布率载于表 1

表 1 三段逆流闭路浸出一萃取时浸出液中的金厲含量
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浸出后,矿浆在假底过滤器上过滤,滤液送萃取,滤饼在假底过滤器上进行2次洗涤,萃取物洗涤后的洗液返萃取,滤饼送浮, 选回收铜。

浸出的氯化溶液中的铋用15%的混合第三脂肪胺(TAA)在煤油中萃取,萃取和含铋萃取物的洗涤都在混合沉清器中进行,能力按全相为160克/升时。从表 2可见,2级萃取后,在萃取物中铋的回收率就>99%,残留浓度为0.032克/升,有机相用水洗涤时,从萃取物中排出20~40%Fe,40~50%CU,10~15%Bi。最终得到的萃取物含12.4克/升的Bi,0.62克/升的Cu,4.6克/升Fe,1.36克/升Zn,0.2克/升pb。

表 2 萃取各级中铋、铁和铜的分布率
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在温度为453k、压力为20.105帕时,在《ГИЛрОНИКЕЛь》研究院的钛质热压釜中进行,加入还原剂一甲酸(1.8克/克铋)和NH4OH(1.2克/克铋),从萃取的有机相中沉淀铋。

表 3可以看出,温度在453~473K时,有机相中铋的沉淀率为89.2~99.2%, 在热压反应12周期后,有机相中铋的萃取率比用新鲜的混合第三脂肪胺溶液降低,第一级从77.25%降到72.41%, 第二级从99.12%降到94.86%。

表 3 有机相中秘热压沉淀结果
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沉淀物的化学组成是:92.5%Bi、5.86%Cu、0.3%Fe、0.001%Zn、0.001%pb、0.001%As、0.002%Mo, 0.001%Ca, 0.001 %Na、0.2%Cl-、0.001%SO42-%。用5%的H2O2溶液洗涤有机相后, 铜品位可降到0.03%。在铋的三段逆流浸出-萃取-热压沉淀闭路循环后得如下指标:铋从混合精矿到金属粉末的平均回收率为87.14%(铜浸出沉淀率为94.37%~96.75%), 滤饼的平均产率为92.8%~95.7%, 含35.8~36.28%Fe, 32.57~33.92%S,0.93~0.98%Cu,0.188~0.127%Zn, 0.02~0.03%pb,0.037~0.06%Bi。

每吨混合精矿的药剂用量为:185公斤盐酸,260公斤氯化钠,3公斤硝酸钠,5~7公斤石灰(活度80%), 3公斤煤油,1公斤混合第三脂肪胺,6公斤双氧水。

浮选分离滤饼中的铜。浮选流程包括虑饼加水调浆到液:固=4:1, 洗涤湿法净金时残留的药剂,浓缩矿浆,然后粗选和扫选,粗精矿三次精选,精选尾矿返祖选,扫选精矿送第一次精选作业。药剂总用量为:丁黄药50克/吨,起泡剂T80为30克/吨。

硫化矿浮选的产品含12.02%Cu、32.6%Fe,41.4%S(总硫),8.6%SiO2,1.43%Zn, 0.32%pb, 和牌号为ППМ-8的铜中矿。两种铜精矿中铜对滤饼中铜的回收率76.6%。两种铜精矿对原矿的产率为7.02。浮选尾矿为黄铁矿精矿,含0.23%Cu,42.8%Fe, 46.7%S, 10.7%SiO2, 0.03%Zn, 0.008%pb, 可按生产硫酸的标准流程处理。

经济计算表明,在工业试验的工艺流程包含金属铋的进一步精炼,并获得商品金属铋对混合精矿的直收率为85.3%时,单位投资为每吨混合精矿128卢布,单位经营费为为每吨混合精矿120卢布。

参考文献略

徐家骥译自цВЕТНЫЕ МЕТАЛЛЫ

                1990.No2. C26—28。

王豫新校