CN103014779B - 一种多级矿浆分解电积槽及分解电积联合工艺 - Google Patents

一种多级矿浆分解电积槽及分解电积联合工艺 Download PDF

Info

Publication number
CN103014779B
CN103014779B CN201210588062.XA CN201210588062A CN103014779B CN 103014779 B CN103014779 B CN 103014779B CN 201210588062 A CN201210588062 A CN 201210588062A CN 103014779 B CN103014779 B CN 103014779B
Authority
CN
China
Prior art keywords
electrodeposition
room
copper
decomposition
liquid
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.)
Active
Application number
CN201210588062.XA
Other languages
English (en)
Other versions
CN103014779A (zh
Inventor
颜祥军
钟晖
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Guangdong Jiana Energy Technology Co Ltd
Original Assignee
Yingde Jiana Metal Technology Co Ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Yingde Jiana Metal Technology Co Ltd filed Critical Yingde Jiana Metal Technology Co Ltd
Priority to CN201210588062.XA priority Critical patent/CN103014779B/zh
Publication of CN103014779A publication Critical patent/CN103014779A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN103014779B publication Critical patent/CN103014779B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

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

Abstract

本发明提供了一种多级矿浆分解电积槽，各级均包括立方形电积室(2)和立方形分解室(4)，所述电积室(2)及分解室(4)紧邻设置形成一体式结构，电积室(2)与分解室(4)之间垂直设置有溢流板(11)；应用该分解电积槽的分解电积联合工艺以水钴矿矿粉为原料，步骤如下：固液两相逆流地进行酸浸分解；浆液实施电积提铜；定期排出提铜后液，该提铜后液或返回酸浸，或进行净化处理后得到初步除铜后的钴液。本发明可以根据不同的浸出要求，控制电积铜的量，通过对电积条件的控制，达到对浸出酸度的控制，以达到合理浸出的目的；节省还原剂的用量，提高浸出效果，缩短了工艺流程，从而降低了生产成本。

Description

一种多级矿浆分解电积槽及分解电积联合工艺
技术领域
本发明涉及金属的湿法冶炼技术领域，尤其涉及一种多级矿浆分解电积槽及其应用于水钴矿的分解电积联合工艺。
背景技术
一般的铜和钴湿法冶金中，对矿物的分解和电积是在两套设备中完成的。首先是在分解槽中对矿物的分解，在压滤机里过滤之后得到含铜和钴的分解液；之后在电积槽中进行电积，提取铜。电积液再返回分解槽中用于对矿物的分解。这条工艺的设备多，流程长，而且电积液还要定期除铁锰。相对来说工艺比较复杂，维护困难成本高。
针对钴品位较低的水钴矿，常规的基本流程为：浸出-压滤机过滤-铜萃取-得到钴液和铜液。钴液净化处理后制取钴产品，铜液去电积制取电解铜，其基本设备配制如附图1所示。先用硫酸浸出分解，将钴铜全部浸出进入溶液中，然后用铜萃取剂将铜萃取出来，之后再电积出电解铜。该过程由于矿中的钴含量较低，造成钴液的浓度很低，浸出液的钴含量也就偏低，工艺流程长，生产成本也较高。采用这种常规工艺制取的钴产品的产量很低，生产效率低下。
由于矿物的品位低，导致分解浸出液中的钴含量很低，通常不超过10g/L。而杂质元素（如铁）的含量相对较高（铁可达到5g/L左右）。这样在净化除杂质的过程中，造成除杂质的费用很高。另外分解浸出所需的酸耗也会增加。由于所有被分解浸出的金属元素都是要消耗酸的，而浸出的有价金属少，杂质元素多，酸耗也随之升高。
另外，水钴矿中含有的金属种类繁多，如何在节省资源的前提下，根据实际需要提取所需比例的矿物，这是常规的分解浸出工艺无法完成的。
发明内容
为了克服上述所指的现有技术中的不足之处，本发明提供一种多级矿浆分解电积槽，将对矿物的分解和电积一次性完成，节省了设备及占地面积，减少了物料的转移量，提高了生产效率；还提供了一种利用该分解电积槽的分解电积联合工艺，以根据不同的浸出要求，提高浸出效果，达到合理浸出的目的，节省还原剂的用量，缩短工艺流程，从而降低生产成本。
本发明是通过以下技术方案实现的：一种多级矿浆分解电积槽，各级均包括立方形电积室和立方形分解室，所述分解室内设置有提升搅拌桨,该分解室垂直下端设置有与之相连通的潜室，电积室顶端悬挂有电极板，所述电积室及分解室紧邻设置形成一体式结构，电积室与分解室之间垂直设置有溢流板。
所述电极板与溢流板之间平行悬挂有将电极板与溢流板分隔开且平行于电极板的挡流板。
所述电积室底部设置有带一定倾斜角度的矿渣导流斜板。该矿渣导流斜板在电积室长度方向及宽度方向上的倾斜度均大于15度且小于60度。
电积室内靠近尾端处垂直设置有直角形电解液溢流管,该电解液溢流管的水平端与次一级的潜室或设在末级电积室外侧的电解液出口相连通。
末级潜室外侧设置有与之相连通的进矿口,首级潜室外侧设置有与之相连通的电解液进入管,且首级电积室外侧设置有矿渣浆出口；各级潜室除末级外，均还与次一级的电积室相连通。
本发明还包括以下技术方案：一种应用上述多级矿浆分解电积槽的分解电积联合工艺，以钴金属质量分数占1%-10%的水钴矿矿粉为原料，其步骤如下：
步骤一，酸浸分解，取粒度小于100目的矿粉调制成矿浆后输入首级分解室中，往末级分解室加入0.05～0.25mol/L的硫酸溶液以使固液两相逆流，加入还原剂亚硫酸钠，控制液固比≥3，在常压、反应温度60～90℃条件下于各级分解室内充分搅拌混合、浸取0.5～3h；
步骤二，电积提铜，所述步骤一中浸出的矿浆溢流进入电积室且在电积室内固液粗分离成浆液和矿渣，矿渣进入次一级分解室进行次一级分解或者经矿渣浆出口排出，所述浆液实施电积提铜，电积过程中的电流密度为100～500A/m2，温度保持在常温～60℃；
步骤三，定期排出提铜后液，若该提铜后液的钴含量达到20g/L以上进入步骤四，否则提铜后液返回步骤一，与矿浆充分搅拌混合后用于酸浸；
步骤四，所述提铜后液进行净化处理后得到初步除铜后的钴液，所述排出的矿渣洗涤后集中储存，洗渣水返回酸浸。
所述还原剂亚硫酸钠采用工业级无水亚硫酸钠，其用量为矿粉中钴金属质量的0.6～0.8倍。
所述酸浸分解中的硫酸溶液的用量为矿粉中钴金属质量的3～4倍。
所述步骤三的提铜后液需补充硫酸，控制氢离子浓度在0.1～0.5mol/L之间再返回酸浸。
本发明所披露的多级矿浆分解电积槽与现有技术相比，结构紧凑、占地小、成本低、在节约了用地及原材料的同时，还能有效去除生产过程中的杂质，大大简化后续清理维护工作，降低了劳动强度，环保经济。
利用该分解电积槽的水钴矿的分解电积联合工艺在酸性环境下进行，通过酸的作用，将可溶的金属从固相转到液相；通过电积的作用，将液相中的铜在阴极沉积下来，得到电解铜；同时溶液中的铁在阴极由三价被还原成二价，而二价铁离子又可用于将矿中的高价钴还原为二价从而进入溶液中，比常规工艺节约节省了还原剂1/2～1/3的用量。本发明的液相循环使用，直至溶液中的钴达到所需要的浓度后，再定期定量排出，以获得钴浓度高而且稳定的浸出液，合格钴液中钴的含量在试验过程中最高达到了40g/L。另外，通过对电积的电流密度进行调控，可以控制电积铜的量，达到对分解浸出的控制，这是常规湿法冶金不能达到的功能。电流密度的改变，直接改变了电积过程中氢离子的产生数量，从而可以调整分解浸出时的酸度，进而可以控制对矿粉中铁浸出，以达到合理浸出的目的。
附图说明
附图1是本发明的俯视结构示意图；
附图2是附图1的A-A剖视示意图；
附图3是附图1的B-B剖视示意图；
附图4是本发明的分解电积联合工艺的原理图。
图示所示标号：1-电解液出口；2-电积室；3-进矿口；4-分解室；5-电解液溢流管；6-电解液进入管；7-矿渣浆出口；8-挡流板；9-提升搅拌桨；10-潜室；11-溢流板；12-矿渣导流斜板；13-电极板。
具体实施方式
为了便于本领域技术人员的理解，下面结合附图对本发明作进一步的描述。
如图1、图2、图3所示的一种多级矿浆分解电积槽，各级均包括相邻设置的立方形电积室2和立方形分解室4，所述分解室4内设置有提升搅拌桨9,该分解室4垂直下端设置有与之相连通的潜室10，所述电积室2与分解室4之间设置有溢流板11,电积室2顶端悬挂有电极板13, 所述电极板13与溢流板11之间平行悬挂有将电极板13与溢流板11分隔开且平行于电极板13的挡流板8，电积室2底部沿电积室2长度方向设置有带一定倾斜角度的矿渣导流斜板12,电积室2内靠近尾端处垂直设置有直角形电解液溢流管5,该电解液溢流管5的水平端与次一级的潜室10或者设在末级电积室2外侧的电解液出口1相连通；
首级潜室10外侧设置有与之相连通的电解液进入管6,且首级电积室2外侧设置有矿渣浆出口7，末级潜室10外侧还设置有与之相连通的进矿口3；各级潜室10除末级外，均还与次一级的电积室2相连通。
所述矿渣导流斜板12在电积室2长度方向及宽度方向上的倾斜度均大于15度且小于60度。
为提高生产率，本发明采用多级级联的方式，共由三级级联而成，电解液由首级的电解液进入管6输入到该级潜室10内，矿浆由末级的进矿口3输入到该级的潜室10内，在各级分解室4内的提升搅拌桨9作用下，将电解液和矿浆吸入各级分解室4内进行混合、分解，继而经溢流板11流入各级电积室2进行电解沉积产出阴极金属，其中，
电解液的流经顺序为：电解液进入管6-首级潜室-首级分解室-首级溢流板-首级电积室-首级电解液溢流管-二级潜室-二级分解室-二级溢流板-二级电积室-二级电解液溢流管-末级潜室-末级分解室-末级溢流板-末级电积室-电解液出口1；
矿浆的流经顺序为：进矿口3-末级潜室-末级分解室-末级溢流板-末级电积室-二级潜室-二级分解室-二级溢流板-二级电积室-首级潜室-首级分解室-首级溢流板-首级电积室-矿渣浆出口7。
各级电积室2顶端悬设有挡流板8，用于将分解室4内经溢流板11流过来的矿浆挡住，并由挡流板8底部进入挂有电极板13的电积区间。挡流板8可以将矿渣压在电积区的底部，与电解液进行初步的分离，以便进行电积，不至于影响到电积铜的质量。矿渣导流斜板12的长度方向倾斜度大于15度且小于60度，宽度方向的倾斜度也大于15度且小于60度，以便渣浆能顺着斜底流出电积区。
需要指明的是，该多级分解电积槽可用于多种矿物的分解及电积，如水钴矿、氧化铜矿。
如附图4所示，本发明还披露了一种应用上述多级矿浆分解电积槽的分解电积联合工艺，该分解电积联合工艺以钴金属质量分数占1%-10%的的水钴矿矿粉为原料，其步骤如下：
步骤一，酸浸分解，取粒度小于100目的矿粉调制成矿浆后输入首级分解室4中，往末级分解室4加入0.05～0.25mol/L的硫酸溶液以使固液两相逆流，加入还原剂亚硫酸钠，控制分解的液固比≥3，在常压、反应温度60～90℃条件下于各级分解室内充分搅拌混合、浸取0.5～3h；
步骤二，电积提铜，所述步骤一中浸出的矿浆溢流进入电积室2且在电积室2内通过挡流板8将矿渣压在电积区的底部，固液粗分离成浆液和矿渣，矿渣进入次一级分解室4或者经矿渣浆出口7排出，所述浆液实施电积提铜，电积过程中的电流密度为100～500A/m2，温度保持在常温～60℃；
步骤三，定期排出提铜后液，若该提铜后液的钴含量达到后续工序的浓度要求即达到20g/L以上则进入步骤四，否则提铜后液返回步骤一，与矿浆充分搅拌混合后用于酸浸；
步骤四，所述提铜后液进行净化处理后得到初步除铜后的钴液，所述排出的矿渣洗涤后集中储存，洗渣水返回酸浸。
所述电解液即硫酸溶液，由首级的电解液进入管6输入到该级潜室10内，矿浆由末级的进矿口3输入到该级的潜室10内，在各级分解室4内的提升搅拌桨9作用下，将电解液和矿浆吸入各级分解室4内进行混合、分解，继而经溢流板11流入各级电积室2进行电解沉积产出阴极铜。
所述步骤一中的亚硫酸钠采用工业级无水亚硫酸钠，其用量为矿粉中钴金属质量的0.6~0.8倍，比常规工艺节约1/2~1/3。
所述酸浸分解中的硫酸溶液的用量为矿粉中钴金属质量的3~4倍，比常规工艺节约20%。
所述步骤三的提铜后液需补充硫酸，控制氢离子浓度在0.1～0.5mol/L之间再返回酸浸。
实施例1  一种分解电积联合工艺，其步骤如下：
步骤一，酸浸分解，取粒度小于100目的水钴矿矿粉调制成矿浆后输入首级分解室4中，往末级分解室4加入0.05mol/L的硫酸溶液，硫酸溶液的用量为矿粉中钴金属质量的4倍，加入还原剂亚硫酸钠，亚硫酸钠的用量为矿粉中钴金属质量的0.8倍，控制分解的液固比为3:1，在常压、反应温度90℃条件下于各级分解室内充分搅拌混合、浸取3h；
步骤二，电积提铜，所述步骤一中浸出的矿浆溢流进入电积室2且在电积室2内固液粗分离成浆液和矿渣，矿渣进入次一级分解室4或者经矿渣浆出口7排出，所述浆液实施电积提铜，电积过程中的电流密度为100A/m2，温度保持在常温；
步骤三，定期排出提铜后液，若该提铜后液的钴含量达到后续工序的浓度要求则进入步骤四，否则提铜后液补充酸液，控制氢离子浓度为0.1mol/L后返回步骤一，与矿浆充分搅拌混合后用于酸浸；
步骤四，所述提铜后液进行净化处理后得到初步除铜后的钴液，所述排出的矿渣洗涤后集中储存，洗渣水返回酸浸。
实施例2  一种分解电积联合工艺，其步骤如下：
步骤一，酸浸分解，取粒度小于100目的水钴矿矿粉调制成矿浆后输入首级分解室4中，往末级分解室4加入0.10mol/L的硫酸溶液，硫酸的用量为矿粉中钴金属质量的3.6倍，加入还原剂亚硫酸钠，亚硫酸钠的用量为矿粉中钴金属质量的0.7倍，控制分解的液固比为4:1，在常压、反应温度70℃条件下于各级分解室内充分搅拌混合、浸取1.5h；
步骤二，电积提铜，所述步骤一中浸出的矿浆溢流进入电积室2且在电积室2内固液粗分离成浆液和矿渣，矿渣进入次一级分解室4或者经矿渣浆出口7排出，所述浆液实施电积提铜，电积过程中的电流密度为177A/m2，温度保持在常温；
步骤三，定期排出提铜后液，若该提铜后液的钴含量达到后续工序的浓度要求则进入步骤四，否则提铜后液补充酸液，控制氢离子浓度为0.2mol/L后返回步骤一，与矿浆充分搅拌混合后用于酸浸；
步骤四，所述提铜后液进行净化处理后得到初步除铜后的钴液，所述排出的矿渣洗涤后集中储存，洗渣水返回酸浸。
实施例3  一种分解电积联合工艺，其步骤如下：
步骤一，酸浸分解，取粒度小于100目的水钴矿矿粉调制成矿浆后输入首级分解室4中，往末级分解室4加入0.25mol/L的硫酸溶液，硫酸的量为矿粉中钴金属质量的3倍，加入还原剂亚硫酸钠，亚硫酸钠的量为矿粉中钴金属质量的0.6倍，控制分解的液固比为4:1，在常压、反应温度60℃条件下于各级分解室内充分搅拌混合、浸取0.5h；
步骤二，电积提铜，所述步骤一中浸出的矿浆溢流进入电积室2且在电积室2内固液粗分离成浆液和矿渣，矿渣进入次一级分解室4或者经矿渣浆出口7排出，所述浆液实施电积提铜，电积过程中的电流密度为500A/m2，温度保持在常温；
步骤三，定期排出提铜后液，若该提铜后液的钴含量达到后续工序的浓度要求则进入步骤四，否则提铜后液补充酸液，控制氢离子浓度为0.5mol/L后返回步骤一，与矿浆充分搅拌混合后用于酸浸；
步骤四，所述提铜后液进行净化处理后得到初步除铜后的钴液，所述排出的矿渣洗涤后集中储存，洗渣水返回酸浸。
本发明中的还原剂还可采用硫酸亚铁等亚铁盐或者亚铁盐的混合物、亚硫酸钠、焦亚硫酸钠、二氧化硫气体等其他还原剂，产生与使用亚硫酸钠作为还原剂相同或相似的技术效果。
本发明应用本申请人开发的固液两相逆流的分解电积槽，矿粉的分解浸出过程和铜的电积过程都在该设备中完成。其中液相循环使用，直至溶液中的钴达到所需要的浓度后，再定期定量排出，以获得钴浓度高而且稳定的浸出液，合格钴液中钴的含量可能提高到近40g/L。这个过程中，由于电积的作用，铜可以稳定在一个合适的浓度，以保证电解铜的质量。
本发明在酸性环境下进行，体系的酸度控制在0.1～0.5N之间，即氢离子浓度在0.1～0.5mol/L之间。通过酸的作用，将可溶的金属从固相转到液相。通过电积的作用，将液相中的铜在阴极沉积下来，得到电解铜。同时溶液中的铁在阴极由于电解的作用，会发生价态变化，由三价被还原成二价，而二价铁离子是很好的还原剂，当其随溶液再次进入分解浸出区时，能起到还原剂的作用，正好可用于将矿中的高价钴还原为二价进入溶液中，节省还原剂的用量。在整个系统运转稳定后，还原剂用量比常规工艺用量减少一半以上,可以大大降低成本。
本发明的另一贡献在于通过对电积条件的控制，达到对水钴矿浸出酸度的控制。即根据不同的浸出要求，通过调整电积的电流密度，可以控制电积铜的量，来控制产生的酸度，调节分解浸出的条件，以保证分解浸出按需要进行。这一点是常规的分解浸出工艺所无法达到的。
我们知道，电积过程是一个增酸的过程。在阴积，铜离子得到电子变成金属铜在阴极析出；在阳极，水失去电子放出氧气产生氢离子。产生的氢离子随着溶液的流动进入分解浸出区，对矿石进行分解，将可溶金属溶解出来进行溶液中，溶液再进入电积区重复上一过程。随着电流密度的提高，铜的电积量就越大。电流密度的改变，直接改变了电积过程中氢离子的产生数量，从而改变分解浸出的酸度，进而可以控制分解浸出的效果。
以下为本发明人所作的对比实验，实验例1中所用水钴矿矿粉的金属成分包括：钴1.6%，铜43.28%，铁0.6%。充槽底液的成分包括：钴15.19g/L，铜22.19g/L，铁0.1g/L，氢离子浓度为0.25mol/L。控制电积的电流密度为：144A/m2。经过9个小时的连续循环运转，浸出液中的铜相对稳定，浸出液和渣的分析结果如下：
浸出液成分包括：钴16.73g/L，铜21.75g/L，铁4.88g/L，氢离子浓度为0.25 mol/L。
浸出渣成分包括：钴0.22%，铜0.34%。
过程中制得电解铜44克。
实验例2采用的矿粉成分及充槽底液成分与实验例1相同。控制电积的电流密度为：177A/m2。其他反应条件与实验例1一致，经过9个小时的连续运转后，浸出液中的铜相对稳定，浸出液和渣的分析结果如下：
浸出液成分包括：钴15.98g/L，铜19.23g/L，铁10.77g/L，氢离子浓度为0.5 mol/L。
浸出渣成分包括：钴0.17%，铜0.27%。
过程中制得电解铜108克。
由该对比实验可以看出：通过调整电积的电流密度，可以改变浸出的比例，从而最终改变浸出效果。随着电积的电流密度提高，渣中含有价金属越低，浸出效果更好。同时铜的电解量也增加，但是铁的浸出量也增加很快。生产者可以根据实际的冶炼需求，通过调整电积的电流密度，达到所需的效果。
上述实施例中提到的内容并非是对本发明的限定，在不脱离本发明构思的前提下，任何显而易见的替换均在本发明的保护范围之内。

Claims (9)

1.一种多级矿浆分解电积槽，各级均包括立方形电积室(2)和立方形分解室(4)，所述分解室(4)内设置有提升搅拌桨(9),该分解室(4)垂直下端设置有与之相连通的潜室(10)，电积室(2)顶端悬挂有电极板(13)，其特征在于：所述电积室(2)及分解室(4)紧邻设置形成一体式结构，电积室(2)与分解室(4)之间垂直设置有溢流板(11)；电积室(2)内靠近尾端处垂直设置有直角形电解液溢流管(5),该电解液溢流管(5)的水平端与次一级的潜室(10)或者设在末级电积室(2)外侧的电解液出口(1)相连通。
2.根据权利要求1所述的一种多级矿浆分解电积槽，其特征在于：所述电极板(13)与溢流板(11)之间平行悬挂有将电极板(13)与溢流板(11)分隔开且平行于电极板(13)的挡流板(8)。
3.根据权利要求2所述的一种多级矿浆分解电积槽，其特征在于：所述电积室(2)底部设置有带一定倾斜角度的矿渣导流斜板(12)。
4.根据权利要求3所述的一种多级矿浆分解电积槽，其特征在于：所述矿渣导流斜板(12)在电积室(2)长度方向及宽度方向上的倾斜度均大于15度且小于60度。
5.根据权利要求4所述的一种多级矿浆分解电积槽，其特征在于：首级潜室(10)外侧设置有与之相连通的电解液进入管(6),首级电积室(2)外侧设置有矿渣浆出口(7)，末级潜室(10)外侧设置有与之相连通的进矿口(3)；各级潜室(10)除末级外，均还与次一级的电积室(2)相连通。
6.一种应用权利要求1-5中任一项所述的多级矿浆分解电积槽的分解电积联合工艺，以钴金属质量分数占1％-10％的水钴矿矿粉为原料，其步骤如下：
步骤一，酸浸分解，取粒度小于100目的矿粉调制成矿浆后输入首级分解室(4)中，往末级分解室(4)加入0.05～0.25mol/L的硫酸溶液以使固液两相逆流，加入还原剂亚硫酸钠，控制液固比≥3，在反应温度60～90℃条件下于各级分解室内充分搅拌混合、浸取0.5～3h；
步骤二，电积提铜，所述步骤一中浸出的矿浆溢流进入电积室(2)且在电积室(2)内固液粗分离成浆液和矿渣，矿渣进行次一级分解或者排出，所述浆液实施电积提铜，电积过程中的电流密度为100～500A/m2，温度保持在常温～60℃；
步骤三，定期排出经多级电积提铜后得到的提铜后液，若该提铜后液的钴含量达到20g/L以上则进入步骤四，否则提铜后液返回步骤一，与矿浆充分搅拌混合后用于酸浸；
步骤四，所述提铜后液进行净化处理后得到初步除铜后的钴液，所述排出的矿渣洗涤后集中储存，洗渣水返回酸浸。
7.根据权利要求6所述的分解电积联合工艺，其特征在于：所述还原剂亚硫酸钠采用工业级无水亚硫酸钠，用量为矿粉中钴金属质量的0.6～0.8倍。
8.根据权利要求7所述的分解电积联合工艺，其特征在于：所述酸浸分解中的硫酸溶液的用量为矿粉中钴金属质量的3～4倍。
9.根据权利要求8所述的分解电积联合工艺，其特征在于：所述步骤三的提铜后液需补充硫酸，控制氢离子浓度在0.1～0.5mol/L之间再返回酸浸。
CN201210588062.XA 2012-03-18 2012-12-29 一种多级矿浆分解电积槽及分解电积联合工艺 Active CN103014779B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201210588062.XA CN103014779B (zh) 2012-03-18 2012-12-29 一种多级矿浆分解电积槽及分解电积联合工艺

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201210085848 2012-03-18
CN201210085848X 2012-03-18
CN201210085848.X 2012-03-18
CN201210588062.XA CN103014779B (zh) 2012-03-18 2012-12-29 一种多级矿浆分解电积槽及分解电积联合工艺

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN103014779A CN103014779A (zh) 2013-04-03
CN103014779B true CN103014779B (zh) 2015-07-29

Family

ID=47963879

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201210588062.XA Active CN103014779B (zh) 2012-03-18 2012-12-29 一种多级矿浆分解电积槽及分解电积联合工艺

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN103014779B (zh)

Families Citing this family (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104131182A (zh) * 2014-07-28 2014-11-05 东北大学 一种对锰银精矿中锰银进行分离的还原浸出方法
CN107419111B (zh) * 2017-08-14 2019-03-05 贵州省兴安环保科技有限公司 一种合金锌灰矿浆电解浸出生产锌粉的方法
CN107686894B (zh) * 2017-09-07 2019-05-07 六盘水中联工贸实业有限公司 一种锌铜合金灰的综合回收方法
CN107686888A (zh) * 2017-10-11 2018-02-13 贵州宏达环保科技有限公司 一种连续矿浆电解浸出设备
CN107828975A (zh) * 2017-11-14 2018-03-23 上海格派新能源技术有限公司 一种从水钴矿浸出液中离心萃取铜的工艺
CN111270265A (zh) * 2018-12-04 2020-06-12 格林美（江苏）钴业股份有限公司 一种电积钴溶液的提纯方法及装置

Citations (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4061552A (en) * 1975-02-14 1977-12-06 Dextec Metallurgical Proprietary Limited Electrolytic production of copper from ores and concentrates
CN1094762A (zh) * 1993-05-06 1994-11-09 王绍和 硫化锌精悬浮电解一步炼锌新工艺
CN1104265A (zh) * 1993-12-24 1995-06-28 化学工业部天津化工研究院 铜矿的悬浮电解技术
CN1140209A (zh) * 1996-03-13 1997-01-15 北京矿冶研究总院 一种硫化铋矿湿法冶金方法
CN1407120A (zh) * 2001-09-03 2003-04-02 贾建立 硫化铜精矿“氧化浸出－氯化亚铜－电积精炼铜”
CN1415785A (zh) * 2002-10-22 2003-05-07 郴州金旺实业有限公司 一种铋矿氟硅酸矿浆电解工艺
CN201154990Y (zh) * 2008-01-26 2008-11-26 湖南金旺实业有限公司 一种铋矿氟硅酸矿浆浸出电解槽
CN101353803A (zh) * 2008-09-09 2009-01-28 西北有色金属研究院 一种用矿浆电解法从钼精矿中浸出钼和铼的方法
CN101906537A (zh) * 2010-07-08 2010-12-08 英德佳纳金属科技有限公司 一种分解钴合金的工艺
CN202169102U (zh) * 2011-07-06 2012-03-21 荆门市格林美新材料有限公司 一种用于铜电解液的除油装置

Family Cites Families (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5370777B2 (ja) * 2010-03-18 2013-12-18 住友金属鉱山株式会社 銅硫化物からの銅の回収方法

Patent Citations (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4061552A (en) * 1975-02-14 1977-12-06 Dextec Metallurgical Proprietary Limited Electrolytic production of copper from ores and concentrates
CN1094762A (zh) * 1993-05-06 1994-11-09 王绍和 硫化锌精悬浮电解一步炼锌新工艺
CN1104265A (zh) * 1993-12-24 1995-06-28 化学工业部天津化工研究院 铜矿的悬浮电解技术
CN1140209A (zh) * 1996-03-13 1997-01-15 北京矿冶研究总院 一种硫化铋矿湿法冶金方法
CN1407120A (zh) * 2001-09-03 2003-04-02 贾建立 硫化铜精矿“氧化浸出－氯化亚铜－电积精炼铜”
CN1415785A (zh) * 2002-10-22 2003-05-07 郴州金旺实业有限公司 一种铋矿氟硅酸矿浆电解工艺
CN201154990Y (zh) * 2008-01-26 2008-11-26 湖南金旺实业有限公司 一种铋矿氟硅酸矿浆浸出电解槽
CN101353803A (zh) * 2008-09-09 2009-01-28 西北有色金属研究院 一种用矿浆电解法从钼精矿中浸出钼和铼的方法
CN101906537A (zh) * 2010-07-08 2010-12-08 英德佳纳金属科技有限公司 一种分解钴合金的工艺
CN202169102U (zh) * 2011-07-06 2012-03-21 荆门市格林美新材料有限公司 一种用于铜电解液的除油装置

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
杨显万等.矿浆电解.《湿法冶金 第2版》.北京:冶金工业出版社,2011,第457-484页. *

Also Published As

Publication number Publication date
CN103014779A (zh) 2013-04-03

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN103014779B (zh) 一种多级矿浆分解电积槽及分解电积联合工艺
JP4352823B2 (ja) 硫化銅鉱物を含む銅原料の精錬方法
CN101845562B (zh) 改进型两矿法生产电解金属锰的装置及方法
CN104039991B (zh) 从混合氧化型材料中回收铅
Lu et al. Electrolytic manganese metal production from manganese carbonate precipitate
CN100554452C (zh) 一种含铜硫化矿湿法提取铜的方法
Awe et al. Electrowinning of antimony from model sulphide alkaline solutions
CN102912138B (zh) 一种从锌电积阳极泥中回收锌、锰、铅和银的方法
CN105603186B (zh) 一种高效选择性分离硫化锌精矿中锌的工艺
CN106757179B (zh) 一种铜电解尾液净化脱铜除杂的工艺方法
CA2910768C (en) Method for bioleaching and solvent extraction with selective recovery of copper and zinc from polymetal concentrates of sulfides
CN106282567A (zh) 一种从废酸性蚀刻液中回收金属的方法
JP2014501850A (ja) チオ硫酸塩溶液からの金および銀の電気的回収
US20150082943A1 (en) Process for preparing a ferric nitrate reagent from copper raffinate solution and use of such reagent in the leaching and/or curing of copper substances
CN103710541B (zh) 湿法生产电解二氧化锰的方法
CN109485023A (zh) 一种从含铜碲废液中回收碲的方法
CN109890988A (zh) 用于处理矿石的集成湿法冶金和高温冶金方法
CN106282569A (zh) 一种铜镉渣提镉残渣资源回收的方法
CN106757149A (zh) 一种从电解锌阳极泥中回收锰、铅、银的方法
CN101260539A (zh) 一种铜电解液净化除杂方法
CN103468947B (zh) 一种从银锰矿中分离提取Mn、Fe、Pb和Ag的湿法冶金方法
CN103397182B (zh) 一种从单体铋矿中高效回收铋的方法
CN109879491A (zh) 一种电解处理含锰废水回收锰方法
CN102206760A (zh) 一种湿法炼锌的方法
CN102796880A (zh) 一种从锰系合金冶炼渣中提炼锰的方法和设备

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
C56 Change in the name or address of the patentee
CP03 Change of name, title or address

Address after: German Green Town Qingyuan city Guangdong province 513056

Patentee after: GUANGDONG JIANA ENERGY TECHNOLOGY CO., LTD.

Address before: 513056 Guangdong city of Qingyuan province city green town German Jiana Metal Technology Co Ltd

Patentee before: Yingde Jiana Metal Technology Co., Ltd.