铜精矿浸出脱镍及浸出液脱铜新工艺研究

卢国俭,李人宇,孙德成,朱来东,汤德祥

(1.连云港师范高等专科学校,江苏连云港 222006;2.西北矿冶研究院)

铜精矿浸出脱镍及浸出液脱铜新工艺研究

卢国俭1,李人宇1,孙德成1,朱来东2,汤德祥1

(1.连云港师范高等专科学校,江苏连云港 222006;2.西北矿冶研究院)

通过实验确定了铜精矿氯化浸镍和浸出液脱铜的最佳工艺条件和工艺流程,重点研究了采用镍精矿脱除浸出液中的铜及如何通过提高镍精矿的活性来提高镍的回收率等问题,提出了加入多硫复合剂活化镍精矿除铜的方法。工艺简单、经济实用,浸出液脱铜率在 99%以上,铜精矿浸出脱镍渣含镍质量分数可降至 1.8%左右。实验中使用盐酸作为浸出剂,浸出速度快,镍浸出率高 (>62%),铜的抑制性好。整个工艺未带入杂质离子,克服了传统硫化法、铁屑法、萃取法等试剂耗量大、成本高、操作困难和杂质含量高等不利因素。

铜精矿;浸出脱镍;浸出液脱铜;镍精矿

铜精矿是由高冰镍磨浮产生,含镍较高,需要除去其中的镍才能进入铜冶炼系统,而浸出液中溶有铜,需要除去铜才能用于生产镍产品。铜精矿氯化浸镍的主要目的是铜精矿浸出脱镍和浸出液脱铜。目前,铜镍分离的方法很多,如硫化物沉淀法[1]、铁置换法、镍精矿加阳极泥脱铜法、氯化亚铜结晶法、萃取分离法、铜镍合金脱铜法等。由于铜精矿氯化浸镍的全浸液中铜、镍含量较高,氯离子也高,采用硫化钠、硫化氢和铁粉等方法脱铜,试剂耗量大、成本过高、操作困难,并且带入了其他离子。氯化亚铜沉铜,溶液中的氯离子浓度必须严格控制才能使二价铜离子沉淀完全,况且氯化亚铜结晶的提纯非常复杂。笔者通过实验确定了铜精矿氯化浸镍和浸出液脱铜的最佳工艺条件和工艺流程,重点研究了采用镍精矿脱除浸出液中的铜及如何通过提高镍精矿的活性来提高镍的回收率等问题,提出了加入多硫复合剂活化镍精矿除铜的方法。

1 实验原理

1.1 铜精矿浸出脱镍机理

铜精矿盐酸浸镍,化学反应方程式如下:

反应过程中有 H2S气体溢出。溶液中铜的存在形态随着 Cl-浓度的提高而变化:Cl-达到一定浓度时会出现不溶性氯化亚铜 (CuCl);当 Cl-进一步增加时,CuCl又会溶解、氧化生成 CuCl2;当 CuCl2浓度过高时,也能起到氧化剂的作用。其反应过程为:

1.2 浸出液脱铜电化学反应方程

浸出液脱铜电化学反应方程如下:

当溶液中有 CuCl2存在时,会造成脱铜的困难,因此,实验过程中必须控制 CuCl2和 Cl-的生成量,减少 CuCl和 CuCl2的生成,从而保持和提高镍精矿的活性,促进精矿表面质点的进一步活化,提高镍精矿的利用率并降低其用量。

2 实验工艺流程

2.1 实验原料

铜精矿化学成分:一号矿,w(Cu)=66.56%,w(Ni)=4.46%,w(Fe)=4.50%,w(S)=21.06%;二号矿,w(Cu) =70.40%,w(Ni) =4.60%,w(Fe)=4.40%,w(S)=20.61%。

2.2 工艺流程 (见图 1)

图1 铜精矿浸出脱镍及浸出液脱铜工艺流程示意图

3 实验结果与讨论

3.1 铜精矿浸出脱镍

3.1.1 浸出温度的影响

实验条件:铜精矿为 100 g,盐酸浓度为2 mol/L,液固质量比为 6∶1,浸出时间为 12 h。浸出温度对铜精矿浸出脱镍的影响见表 1。由表 1实验结果可以计算出 4次实验回归方程为Y=4.050-0.026T(式中:Y为浸出渣中含镍质量分数,%;T为浸出温度,℃),线性相关系数R=-0.997 1。由回归方程可知,浸出温度对镍的浸出影响显著,渣中含镍质量分数随温度的升高而降低。当温度较低时,铜的浸出率反而增大;当温度为 90℃时,渣含镍质量分数可降到 1.7%,而铜的浸出率仅为 1.30%,实验效果较好。

表1 浸出温度对铜精矿浸出脱镍的影响

3.1.2 盐酸浓度的影响

实验条件:铜精矿为 100 g,浸出温度为 90℃,液固质量比为 6∶1,浸出时间为 12 h。当盐酸浓度分别为 1.0,1.4,2.4,3.0 mol/L时,盐酸浓度对镍和铜的浸出率没有显著的影响 (镍浸出率在 65%左右,铜浸出率小于 2%),浸出渣含镍质量分数均可降到 2%以下。盐酸易挥发损失,为保证反应进行得充分,盐酸加入量应适当过量。实验中加入浓度为 1.5～2.0 mol/L的盐酸,终点控制溶液残酸量在0.3 mol/L左右为宜。

3.1.3 浸出时间的影响

实验条件:铜精矿为 100 g,盐酸浓度为2 mol/L,液固质量比为 6∶1,浸出温度为 90℃。当浸出时间分别为 2,4,6,8,10 h时,时间的变化对铜、镍浸出率没有十分显著的影响 (镍浸出率在65%左右,铜浸出率小于 2.28%),浸出渣含镍质量分数均在 2%以下,说明盐酸浸镍较快。为了缩短时间,提高处理量,浸出时间以 2～3 h为佳。

3.2 浸出液脱铜

3.2.1 温度对脱铜率的影响

脱铜原液成分:ρ(Cu)=24.59 g/L,ρ(Ni)=102.75 g/L,ρ(Fe)=11.82 g/L,ρ(HCl)=8.03 g/L。镍精矿加入量(镍精矿加入质量占溶液中含铜质量的倍数,下同)为 3.5倍,多硫复合剂加入质量为镍精矿质量的 0.2倍,反应时间为 6 h,温度对脱铜率的影响见表 2。由表 2可以看出:温度为 70℃时脱铜率已经达到 99.90%,再升高温度脱铜率变化不显著。

试验编号温度/℃脱铜液ρ(Cu)/(g·L-1)脱铜渣成分w(Ni)/%w(Cu)/%脱铜率/%镍精矿中镍利用率%CH-18 40 3.11 34.62 25.61 87.38 35.52/CH-19 50 0.27 35.26 27.14 89.89 33.52 CH-20 60 0.01 34.62 27.01 92.95 35.33 CH-21 70 0.02 34.61 27.95 99.90 35.10 CH-22 80 0.11 34.87 27.92 99.94 34.45 CH-23 90 0.02 33.33 28.94 99.94 36.34

3.2.2 镍精矿用量对脱铜率的影响

表3为镍精矿用量对脱铜率影响试验结果。根据表 3实验数据进行多元回归,得出函数关系式为:

表3 镍精矿用量对脱铜率的影响

式中:y为脱铜终点脱铜液含铜质量浓度,g/L;x1为温度,℃;x2为镍精矿加入量,倍。此式表示了温度和镍精矿加入量与脱铜液含铜量之间的关系,呈指数函数关系。由此可见,在不同的温度下,改变镍精矿的用量,脱铜效果不同。

综上所述,为了尽量减少镍精矿的用量、提高镍的利用率、降低渣中含镍量,应适当提高温度。由多元回归方程式计算可知:80℃时,镍精矿用量在2.0～2.5倍时,脱铜液含铜质量浓度为 0.421 6～0.142 1 g/L;90℃时,镍精矿用量在 2.0～2.5倍时,脱铜液含铜质量浓度为 0.316 4～0.106 5 g/L,满足了下一工序的要求。因此,温度控制在 80～90℃、镍精矿用量控制在 2.0～2.5倍为宜。

3.2.3 多硫复合剂用量对脱铜率的影响

从生产实践及有关资料可知,加入多硫复合剂可以增强镍精矿的活性,提高镍精矿的利用率。实验条件:温度为 60℃,时间为 6 h,多硫复合剂用量对脱铜率的影响见表 4。

试验编号脱铜原液ρ(Cu)/(g·L-1)镍精矿加入量/倍多硫复合剂加入量/倍脱铜液ρ(Cu)/(g·L-1)脱铜率/%镍精矿中镍利用率%CH-31 30.00 2.5 0.02 10.72 21.64 44.77/CH-32 24.18 3.5 0.05 4.23 82.80 31.39 CH-33 24.18 3.5 0.10 0.01 99.94 30.08 CH-34 24.18 3.5 0.20 0.01 99.95 35.51

由表 4可见:当加入 0.1倍多硫复合剂时浸出液中铜质量浓度可降至0.01 g/L,达到脱铜要求,继续增大多硫复合剂用量,脱铜液中残铜量基本保持不变。但多硫复合剂用量过高,金属离子浓度较高,溶液黏度增大,过滤困难。

3.2.4 浸出液脱铜实验验证结果

浸出液脱铜实验验证结果见表 5。由表 5可知镍精矿脱铜最佳条件:温度为 80～90℃,时间为2 h,镍精矿加入量为溶液含铜量的 2.5倍左右,多硫复合剂加入量为镍精矿的 0.1～0.2倍。

表5 浸出液脱铜实验验证结果

4 结论

1)采用盐酸浸出铜精矿中的镍,浸出速度快,铜的抑制性好。当液固质量比为 6∶1、反应时间为2～3 h浸出温度为 90℃、盐酸浓度为 2 mol/L时,Ni的浸出率均在 62%以上。铜精矿浸出脱镍渣中镍质量分数可降至 1.8%左右,镍浸出液除铜后可直接送镍冶炼系统。2)试验采用多硫复合剂较好地改善了镍精矿的活性,极大地提高了镍精矿利用率,除铜效果良好。当温度为 80～90℃、镍精矿加入质量为溶液含铜质量的 2.0～2.5倍、多硫复合剂加入质量为镍精矿质量的 0.1～0.2倍时,脱铜率大于99%,脱铜后溶液含铜质量浓度可降到1 g/L以下,脱铜渣可以返回铜精矿盐酸浸镍系统。3)由于浸出过程有 H2S和 HCl气体逸出,反应容器必须保持密闭,尾气必须进行回收处理。

[1] 卢国俭,于江鸿.用钼精矿生产钼酸铵的试验研究[J].无机盐工业,2004,36(1):29-31.

Study on new technology of leaching removal of n ickel in copper ore concentrate and removal of copper in lixivium

Lu Guojian1,Li Renyu1,Sun Decheng1,Zhu Laidong2,TangDexiang1
(1.Lianyungang Teacher′s College,Lianyungang222006,China;2.Northwest Institute of M ining and M etallurgy)

Optimum technological conditions and flow for removal of nickel in copper ore concentrate by leaching with hydrochloric acid and removal of copper in lixivium were confirmed in experiments.Problems,such as removal of copper in lixivium by nickel ore concentrate aswell as how to improve the recovery of nickel by increasing activity of nickel ore concentrate were specially studied,and method of removal of copper by addingmulti-sulfur complexing agent to activate nickel ore concentrate was proposed.Removal rate of copper in lixivium was above 99%and mass fraction of nickel in residue of leaching removal of nickel in copper ore concentrate reduced to about 1.8%,which showed that thiswas a simple and economic method.Hydrochloric acid was used as leaching agent,which could bring a fast and high leaching rate of nickel(more than 62%)and a good inhibitive ability to copper.There were no impurities imported in the whole process and disadvantages of large consumption of reagents,high cost,difficult operation,and high impurity in traditionalmethods,such as curingmethod,iron chip method,and extraction method,were overcome.

copper ore concentrate;leaching removal of nickel;removal of copper in lixivium;nickel ore concentrate

TQ138.13

A

1006-4990(2010)03-0054-03

2009-09-23

卢国俭 (1966— ),男,博士研究生,博士学位,高级工程师,已发表文章 12篇,其中 EI收录 4篇,主要研究方向为固体废物资源化利用及新材料研发。

联系方式:luguojian813@163.com