CN102002598B - 一种从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法 - Google Patents
一种从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN102002598B CN102002598B CN201010600413A CN201010600413A CN102002598B CN 102002598 B CN102002598 B CN 102002598B CN 201010600413 A CN201010600413 A CN 201010600413A CN 201010600413 A CN201010600413 A CN 201010600413A CN 102002598 B CN102002598 B CN 102002598B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- slag
- cobalt
- copper
- converter
- converter slag
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Fee Related
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
一种从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法,在渣包中加入石英、黄铁矿和萤石改性剂;将液态的铜转炉渣倒于渣包中;控制转炉渣的冷却速率为1~2℃/min,冷却炉渣;待转炉渣冷却至900℃时,使炉渣在自然条件下降温;对冷却至300℃以下的转炉渣进行破碎、磨矿和浮选,回收转炉渣中的铜和钴有价金属元素。本发明方法避免了使用能耗高的电炉还原或电炉还原硫化工艺,设备简单,充分利用了液态炉渣的显热,有利于降低处理铜转炉渣时的能耗成本和设备投资。通过浮选获得的铜、钴硫化物精矿粉可作为钴精矿进行单独处理,且浮选后得到的弃渣品位低,有利于提高铜和钴的回收率。
Description
技术领域
本发明属于冶金技术领域,涉及铜转炉渣的处理技术,具体涉及一种从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法。
背景技术
在铜钴硫化矿的火法冶炼过程中,锍中的钴约有70%进入转炉渣中。对于原矿含钴较高的流程而言,转炉渣将是提取钴的重要中间物料。
转炉渣中的主要组成是铁橄榄石和少量的磁铁矿,含铁量通常在40wt%以上。在冶炼造渣过程中,有价元素钴和铜会以机械夹杂和化学溶解的形式进入炉渣中,钴的含量范围为0.1~2.0wt%,铜的含量依据冶炼操作水平不同约在4~10wt%的范围。其中铜主要是以硫化物机械夹杂的形式进入渣相,而钴主要是化学溶解,大部分以晶格取代的形态存在铁橄榄石和磁铁矿相中。
对于不含钴的铜转炉渣,目前工业上广泛使用缓冷、浮选的办法来回收铜精矿,并得到部分铁精矿。但是,对于含钴的转炉渣,由于钴主要是化学溶解形式存在渣中的,在炉渣缓冷过程中无法实现钴化合物的析出和长大,所以炉渣浮选法难以回收转炉渣中的钴。
因此,对于含钴的铜转炉渣,目前主要采用还原熔炼法和还原硫化熔炼法。在1350~1400℃的熔炼温度下,加入还原剂和硫化剂(仅还原硫化时需要),将渣中的钴还原形成钴铁合金或钴冰铜,与渣相分层后,将钴铁合金或钴冰铜分离出来。这些方法的不足之处是,操作温度高,能耗高,硫化剂和还原剂的添加量大,致使有价金属的富集比低,通常钴的富集比仅为3~6。得到的钴铁合金或钴冰铜在后续过程中若经湿法处理,则造成大量的铁进入湿法流程,处理难度大。
近年来,研究人员提出采用氧压酸浸出的方法回收炉渣中有价金属。在温度为250℃左右,硫酸用量为原渣质量的20%左右,控制氧分压为20~30kPa,将渣中的有价金属浸出进入溶液中,铁橄榄石被溶出接着被氧化至三价,发生高温水解,这样,浸出渣中主要含不定型二氧化硅和赤铁矿沉淀,实现了有价金属的选择性浸出,浸出率可达95%以上。然而,耐酸高压设备的投资较大,加之铜钴渣中有价金属含量低,致使物料处理量大,操作成本高。此外,从类似的高压浸出流程的工业实践来看,如红土镍矿的高压酸浸,浸出设备结垢问题严重,渣中的含硫量高,难以处理,对环境影响较大。
因此,对于含钴的铜转炉渣中铜和钴的回收仍然缺乏合理有效的方法。
发明内容
针对上述现有技术存在的问题,本发明提供一种从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法,提高含钴的铜转炉渣铜和钴的回收率。
本发明方法步骤如下:
(1)在渣包中加入石英、黄铁矿和萤石改性剂,按质量百分比计,石英用量为含钴的铜转炉渣量的2~8%,黄铁矿用量为含钴的铜转炉渣量的2~10%,萤石用量为含钴的铜转炉渣量的1~10%。
按质量百分比计,采用的改性剂石英中二氧化硅的含量≥95%,黄铁矿中硫含量≥25%,萤石中氟化钙的含量≥65%。
将液态的铜转炉渣倒于渣包中,使铁硅酸盐渣向FeS-FeO-Fe3O4-SiO2的单一液相区移动,增加渣中FeS的溶解度。加入的黄铁矿在此条件下会分解为FeS和单质S,此两种物质均可将溶解损失在渣中的铜和钴氧化物还原,并进而生成硫化物。萤石的作用在于降低渣黏度。
(2)控制转炉渣的冷却速率为1~2℃/min,冷却炉渣,使还原出的铜、钴硫化物颗粒通过扩散而聚结、长大。可通过在渣包外设置保温层的方法控制转炉渣的冷却速率。
(3)待转炉渣冷却至900℃时,不需再控制其冷却速度,使炉渣在自然条件下降温,即拆除保温层。
(4)对冷却至300℃以下的转炉渣进行破碎、磨矿和浮选,回收转炉渣中的铜和钴有价金属元素,其工艺要求与常规硫化铜矿加工工艺相同。
本发明方法的优点在于:
(1)该方法避免了使用能耗高的电炉还原或电炉还原硫化工艺,设备简单,工艺条件易于控制,有利于降低处理铜转炉渣时的能耗成本和设备投资。
(2)该方法充分利用了液态炉渣的显热,同时,本方法避免了使用冶金焦炭、煤、煤气和天然气等碳质还原剂,可有效降低处理时的能耗,相应降低处理成本。
(3)该方法可得到较低的弃渣品位,较之传统的电炉还原或电炉还原硫化工艺,有利于提高转炉渣中的铜、钴回收率。
(4)通过浮选获得的铜、钴硫化物精矿粉,相对于处理的原矿,其钴对铜的比例得到较大提高,即实现了钴的富集,有利于将此精矿粉单独作为钴精矿进行处理,避免了回收的钴重新返回主流程。而传统流程中通过还原硫化、静止分层后的锍和渣还要返回主流程,造成物料的不合理循环,增大冶金炉的处理量和处理能耗。
具体实施方式
实施例处理的含钴铜转炉渣Cu、Co、Ni、Fe、SiO2、和S含量如下:
元素 | Cu | Co | Ni | Fe | SiO2 | S |
含量(质量%) | 10.87 | 0.604 | 0.226 | 35.35 | 28.74 | 3.485 |
从转炉渣的分析来看,其中含钴较高,大于镍的含量,所以经回收处理得到的铜、钴精矿粉可作为钴精矿进行下步的单独处理,而不返回主流程。
实施例1
从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法,步骤如下:
(1)在渣包中加入石英、黄铁矿和萤石改性剂,按质量百分比计,石英用量为含钴的铜转炉渣量的5%,黄铁矿用量为含钴的铜转炉渣量的6%,萤石用量为含钴的铜转炉渣量的5%。
按质量百分比计,采用的改性剂石英中二氧化硅的含量99%,黄铁矿中硫含量27%,萤石中氟化钙的含量68%。
将1300℃液态的铜转炉渣倒于渣包中,使铁硅酸盐渣向FeS-FeO-Fe3O4-SiO2的单一液相区移动,增加渣中FeS的溶解度。加入的黄铁矿在此条件下会分解为FeS和单质S,此两种物质均可将溶解损失在渣中的铜和钴氧化物还原,并进而生成硫化物。萤石的作用在于降低渣黏度。
(2)控制转炉渣的冷却速率为1.5℃/min,冷却炉渣,使还原出的铜、钴硫化物颗粒通过扩散而聚结、长大。通过在渣包外设置保温层的方法控制转炉渣的冷却速率。
(3)待转炉渣冷却至900℃时,不需再控制其冷却速度,使炉渣在自然条件下降温,即拆除保温层。
(4)对冷却至300℃以下的转炉渣进行破碎、磨矿和浮选,回收转炉渣中的铜和钴有价金属元素,其工艺要求与常规硫化铜矿加工工艺相同。经物料衡算,铜的回收率为92%,钴的回收率为76%。
实施例2
从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法,步骤如下:
(1)在渣包中加入石英、黄铁矿和萤石改性剂,按质量百分比计,石英用量为含钴的铜转炉渣量的8%,黄铁矿用量为含钴的铜转炉渣量的10%,萤石用量为含钴的铜转炉渣量的10%。
按质量百分比计,采用的改性剂石英中二氧化硅的含量≥99%,黄铁矿中硫含量31%,萤石中氟化钙的含量75%。
将1300℃液态的铜转炉渣倒于渣包中,使铁硅酸盐渣向FeS-FeO-Fe3O4-SiO2的单一液相区移动,增加渣中FeS的溶解度。加入的黄铁矿在此条件下会分解为FeS和单质S,此两种物质均可将溶解损失在渣中的铜和钴氧化物还原,并进而生成硫化物。萤石的作用在于降低渣黏度。
(2)控制转炉渣的冷却速率为2℃/min,冷却炉渣,使还原出的铜、钴硫化物颗粒通过扩散而聚结、长大。通过在渣包外设置保温层的方法控制转炉渣的冷却速率。
(3)待转炉渣冷却至900℃时,不需再控制其冷却速度,使炉渣在自然条件下降温,即拆除保温层。
(4)对冷却至300℃以下的转炉渣进行破碎、磨矿和浮选,回收转炉渣中的铜和钴有价金属元素,其工艺要求与常规硫化铜矿加工工艺相同。经物料衡算,铜的回收率为96%,钴的回收率为91%。
实施例3
从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法,步骤如下:
(1)在渣包中加入石英、黄铁矿和萤石改性剂,按质量百分比计,石英用量为含钴的铜转炉渣量的2%,黄铁矿用量为含钴的铜转炉渣量的2%,萤石用量为含钴的铜转炉渣量的1%。
按质量百分比计,采用的改性剂石英中二氧化硅的含量≥99%,黄铁矿中硫含量32%,萤石中氟化钙的含量79%。
将1300℃液态的铜转炉渣倒于渣包中,使铁硅酸盐渣向FeS-FeO-Fe3O4-SiO2的单一液相区移动,增加渣中FeS的溶解度。加入的黄铁矿在此条件下会分解为FeS和单质S,此两种物质均可将溶解损失在渣中的铜和钴氧化物还原,并进而生成硫化物。萤石的作用在于降低渣黏度。
(2)控制转炉渣的冷却速率为1℃/min,冷却炉渣,使还原出的铜、钴硫化物颗粒通过扩散而聚结、长大。通过在渣包外设置保温层的方法控制转炉渣的冷却速率。
(3)待转炉渣冷却至900℃时,不需再控制其冷却速度,使炉渣在自然条件下降温,即拆除保温层。
(4)对冷却至300℃以下的转炉渣进行破碎、磨矿和浮选,回收转炉渣中的铜和钴有价金属元素,其工艺要求与常规硫化铜矿加工工艺相同。经物料衡算,铜的回收率为82%,钴的回收率为71%。
Claims (2)
1.一种从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法,其特征在于步骤如下:
(1)在渣包中加入石英、黄铁矿和萤石改性剂,按质量百分比计,采用的改性剂石英中二氧化硅的含量≥95%,黄铁矿中硫含量≥25%,萤石中氟化钙的含量≥65%;按质量百分比计,石英用量为含钴的铜转炉渣量的2~8%,黄铁矿用量为含钴的铜转炉渣量的2~10%,萤石用量为含钴的铜转炉渣量的1~10%;将液态的铜转炉渣倒于渣包中;
(2)控制转炉渣的冷却速率为1~2℃/min,冷却炉渣;
(3)待转炉渣冷却至900℃时,使炉渣在自然条件下降温;
(4)对冷却至300℃以下的转炉渣进行破碎、磨矿和浮选,回收转炉渣中的铜和钴有价金属元素。
2.按照权利要求1所述的从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法,其特征在于通过在渣包外设置保温层的方法控制转炉渣的冷却速率。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201010600413A CN102002598B (zh) | 2010-12-22 | 2010-12-22 | 一种从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201010600413A CN102002598B (zh) | 2010-12-22 | 2010-12-22 | 一种从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN102002598A CN102002598A (zh) | 2011-04-06 |
CN102002598B true CN102002598B (zh) | 2012-08-29 |
Family
ID=43810301
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201010600413A Expired - Fee Related CN102002598B (zh) | 2010-12-22 | 2010-12-22 | 一种从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN102002598B (zh) |
Families Citing this family (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103272700B (zh) * | 2013-06-07 | 2014-11-05 | 浙江华友钴业股份有限公司 | 一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法 |
CN103725893B (zh) * | 2013-12-13 | 2015-08-05 | 金川集团股份有限公司 | 一种综合回收富钴冰铜浸出渣中有价金属的方法 |
CN106929684B (zh) * | 2017-03-15 | 2018-08-07 | 中南大学 | 一种铜冶炼电炉贫化渣回收铜、铁用的改性添加剂及应用 |
CN106916958B (zh) * | 2017-03-15 | 2018-11-09 | 中南大学 | 一种铜冶炼渣直接还原回收铁的方法 |
CN109609776A (zh) * | 2019-02-14 | 2019-04-12 | 平罗县中兴碳素有限公司 | 一种利用铝电解槽废阴极炭块提取铜转炉渣中铜钴的方法 |
CN110499428A (zh) * | 2019-08-05 | 2019-11-26 | 襄阳金湛技术开发有限公司 | 一种再生铅除铜剂及其制备方法 |
CN112176190A (zh) * | 2020-09-17 | 2021-01-05 | 昆明理工大学 | 一种从废旧含钴锂离子电池回收钴铜铁的方法 |
Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
SU1696537A1 (ru) * | 1989-11-13 | 1991-12-07 | Норильский горно-металлургический комбинат им.А.П.Завенягина | Способ обеднени медно-никелевых шлаков |
RU2355794C1 (ru) * | 2007-11-26 | 2009-05-20 | Открытое Акционерное Общество "Южно-Уральский никелевый комбинат" | Способ обеднения конвертерных шлаков никель-кобальтового производства |
CN101545054A (zh) * | 2009-02-09 | 2009-09-30 | 牛庆君 | 从镍、铜、钴冶炼弃渣中回收镍、铜、钴的方法 |
-
2010
- 2010-12-22 CN CN201010600413A patent/CN102002598B/zh not_active Expired - Fee Related
Patent Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
SU1696537A1 (ru) * | 1989-11-13 | 1991-12-07 | Норильский горно-металлургический комбинат им.А.П.Завенягина | Способ обеднени медно-никелевых шлаков |
RU2355794C1 (ru) * | 2007-11-26 | 2009-05-20 | Открытое Акционерное Общество "Южно-Уральский никелевый комбинат" | Способ обеднения конвертерных шлаков никель-кобальтового производства |
CN101545054A (zh) * | 2009-02-09 | 2009-09-30 | 牛庆君 | 从镍、铜、钴冶炼弃渣中回收镍、铜、钴的方法 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
凌云汉.从炼铜炉渣中提取有价金属.《化工冶金》.1999,第20卷(第2期),第220-224页. * |
秦庆伟等.反射炉炼铜渣回收铜技术探索.《过程工程学报》.2009,第9卷(第增1期),第13-18页. * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN102002598A (zh) | 2011-04-06 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN102002598B (zh) | 一种从含钴的铜转炉渣中回收铜和钴的方法 | |
CN107058730B (zh) | 一种对铜镍硫化矿综合利用的方法及其系统 | |
CN106676281B (zh) | 一种铜冶炼熔融渣矿相重构综合回收铜、铁的工艺 | |
Zhou et al. | Extraction and separation of copper and iron from copper smelting slag: A review | |
CN108396157B (zh) | 一种红土镍矿硫酸浸出液和硅胶螯合树脂提纯生产硫酸镍钴的方法 | |
CN110004352B (zh) | 一种利用熔融贫化铜渣还原制备含铜铬耐磨铸铁的方法 | |
CN102051478B (zh) | 一种铅冰铜湿法处理工艺 | |
US20070283785A1 (en) | Process for recovery of iron from copper slag | |
WO2022037404A1 (zh) | 一种利用红土镍矿生产电池级硫酸镍盐的方法 | |
WO2019071798A1 (zh) | 一种由镍冶炼熔渣生产的方法 | |
CN109971967B (zh) | 一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法 | |
CN107299219B (zh) | 一种电镀污泥的资源化利用方法 | |
CN109097562A (zh) | 一种红土镍矿选择性硫化焙烧的方法 | |
CN110106433B (zh) | 一种熔融贫化铜渣和锌渣的综合利用方法 | |
CN113355525B (zh) | 一种铜冶炼渣协同搭配处理含金废渣的方法 | |
WO2009129653A1 (zh) | 一种红土镍矿的综合回收利用方法 | |
CN102220479A (zh) | 一种硫酸渣氯化离析综合回收有价金属选矿方法 | |
CN110551902A (zh) | 一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法 | |
CN112877545A (zh) | 一种利用镍冶炼渣协同处理废旧镍氢电池回收镍钴铁的方法 | |
EP3529388B1 (en) | Process for recycling cobalt-bearing materials | |
CN113736994A (zh) | 高铅高铜高铁的锌精矿的焙烧处理方法 | |
CN112359227B (zh) | 从火法炼镍过程中提钴的方法 | |
CN103205567A (zh) | 一种硫化铜镍矿冶炼过程中的富集金和铂族金属的方法 | |
CN110453079B (zh) | 一种熔化-烟化法高效回收铅银渣中银的方法 | |
CN107739841A (zh) | 一种从含砷高铜浮渣中分离砷、回收铜的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C14 | Grant of patent or utility model | ||
GR01 | Patent grant | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20120829 Termination date: 20161222 |