CN106086435B - 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法 - Google Patents

一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法 Download PDF

Info

Publication number
CN106086435B
CN106086435B CN201610614059.9A CN201610614059A CN106086435B CN 106086435 B CN106086435 B CN 106086435B CN 201610614059 A CN201610614059 A CN 201610614059A CN 106086435 B CN106086435 B CN 106086435B
Authority
CN
China
Prior art keywords
copper
cobalt
leaching
nickel
leachate
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
CN201610614059.9A
Other languages
English (en)
Other versions
CN106086435A (zh
Inventor
李世平
曾光祥
赵兴梯
骆垚
周代江
王志斌
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.)
Guizhou Environmental Protection Technology Co Ltd Of Htc
Original Assignee
Guizhou Environmental Protection Technology Co Ltd Of Htc
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 Guizhou Environmental Protection Technology Co Ltd Of Htc filed Critical Guizhou Environmental Protection Technology Co Ltd Of Htc
Priority to CN201610614059.9A priority Critical patent/CN106086435B/zh
Publication of CN106086435A publication Critical patent/CN106086435A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN106086435B publication Critical patent/CN106086435B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04Working-up slag
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/006Wet processes
    • C22B7/007Wet processes by acid leaching
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

本发明涉及湿法冶金技术领域,尤其是一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,通过研磨细,使得窑渣的硅玻璃体结构遭受破坏,并再加入20‑30%占比的硫酸酸化后,再将其焙烧处理,使得硅玻璃体态结构遭受完全破坏,使得大量的成分裸露出来,再采用50‑75g/L的硫酸溶液浸出处理,使得大量的铜残留在浸出液中,同时也使得部分钴、镍等成分进入浸出液中,并且结合萃取铜余液补硫酸后,再将其二次浸出处理,并对萃取钴,萃取铜的萃取剂进行选择,使得能够将浸出液中的钴,铜分离,并结合先进行铜的萃取分离,再进行钴的萃取分离,实现了浸出液中铜、钴、镍的分离,再结合对二次浸出渣采用硫脲浸出,水合肼还原,实现了窑渣中,铜、钴、镍、银的回收。

Description

—种从含铜窑渣中回收铜、钻、镍、银方法
技术领域
[0001 ]本发明涉及湿法冶金技术领域,尤其是一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法。
背景技术
[0002] 对于含211、〇1、?6、(:〇、听、?13及高含量31〇2的物料中的211和?13的提取,一般都要通 过转窑还原氧化焙烧来降低提取难度,使得锌和铅得到挥发富集,然后再进行湿法冶炼工 艺提取,导致原料中的其他成分基本上都残留在窑渣中,而窑渣主要以二氧化硅、硅酸铁和 硅酸钙等玻璃体的形式,对(:11、0)、呢^8等有价金属形成包裹状态,使得对这些元素成分的 回收难度较大;现有技术中,大多都是采用高温熔炼破坏玻璃体,使得C〇、Ni、Ag等有价金属 进入毓铜,再通过吹炼得到粗铜进行电解精铜,Ag从电解阳极泥中回收。而这种处理方式, 导致能耗高,污染较大,而且有价金属回收流程长,回收率较低;而常规的湿法冶炼,使得窑 渣中的玻璃体硅形态难以被破坏,导致有价金属难以被浸出,使得大量的窑渣得不到合理 的处理,造成资源的浪费。
[0003] 为此,又有研宄者通过磁选对铁、铜、银等进行富集后,使得回收率得到改善,但 是,实际上,磁选效率较低,磁选后的尾矿中的有价金属含量依然较高,使得窑渣中有价金 属的回收率较低。
[0004] 鉴于此,本研宄者对上述物料处理后的窑渣进行磨细后,再将其进行处理,使得窑 渣中有价金属的回收率得到提高,实现综合回收有价金属的方案,降低窑渣的资源浪费,为 窑渣的处理方案提供了一种新思路。
发明内容
[0005] 为了解决现有技术中存在的上述技术问题,本发明提供一种从含铜窑渣中回收 铜、钻、媒、银方法。
[0006] 具体是通过以下技术方案得以实现的:
[0007] 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,将窑渣研磨至1〇〇目以上的细度,并加 入浓硫酸,加入量为占窑渣质量20-30%,搅拌均匀,焙烧,浸出剂一次浸出,获得一次浸出 渣和一次浸出液;将一次浸出液采用铜萃取剂萃取,得到负载铜有机相,并将负载铜有机相 采用2mol/L的硫酸溶液反萃取铜,得到反萃取液和萃取铜余液;再将反萃取液电解,获得金 属铜;萃取铜余液调硫酸浓度为100-120g/L后,用于对一次浸出渣进行浸出处理,获得二次 浸出液和二次浸出渣;将二次浸出液返回一次浸出,进行循环后,将二次浸出液采用钴萃取 剂萃取分离钴,得到萃取钴液和萃取钴余液;将萃取钴余液蒸发结晶,获得硫酸镍晶体;将 二次浸出渣采用硫脲浸出处理,再用水合肼还原,得到金属银。
[0008] 为了实现富集,将萃取钴余液,萃取铜余液返回对一次浸出渣进行再次浸出处理 后,再将二次浸出液返回返回循环处理,实现钴、镍的富集,循环次数为至少10次后,再将其 进行钴、镍的分离,实现钴、镍的有效分离。
[0009] 所述的焙烧,温度为500-600°C,焙烧时间为2-4h。 LUUIUJ 所还的锏卒驭刑力MeXtral984或CP180的煤油体系萃取剂,其中Mextral984或 CP180的质量百分数为25-35%。
[0011]所述的钴萃取剂为P507或Cyanex272的煤油体系萃取剂,其中p5〇7或cyanex272的 质量百分数为15-25%。
[0012]所述的浸出剂一次浸出是将焙烧处理后的窑渣,采用浓度为50-75g/L的硫酸溶 液,在8〇_85°C,按照液固比为5-8,浸出2-¾,得到一次浸出液与一次浸出渣;将萃取铜余液 补硫酸浓度至100-120g/L后,用于对一次浸出渣进行二次浸出处理,浸出温度为85—90。〇, 浸出时间为2-3h,液固比为5-8。
[0013]所述的硫酸溶液,其中还含有聚醚,聚醚浓度为〇. 5g/L。
[0014] 所述的硫脲浸出,其条件为液固比为5,pH为1-1 • 5,硫脲浓度为40-60g/L,温度为 80-90°C,浸出时间为5-7h。
[0015] 所述的硫脲浸出,在浸出过程中,还添加有尿素,尿素的添加量为使得其浓度为5-10g/L〇
[0016] 研磨是采用球磨机或雷蒙磨机进行研磨。
[0017] 与现有技术相比,本发明的技术效果体现在:
[0018]通过研磨细,使得窑渣的硅玻璃体结构遭受破坏,并再加入20-30%占比的硫酸酸 化后,再将其倍烧处理,使得娃玻璃体态结构遭受完全破坏,使得大量的成分裸露出来,再 采用50-75g/L的硫酸溶液浸出处理,使得大量的铜残留在浸出液中,同时也使得部分钴、镍 等成分分散在浸出液中,并且结合萃取铜余液补硫酸后,再将其二次浸出处理,使得大部分 的钴、镍等以硫酸盐的形态被浸出,并对萃取钴,萃取铜的萃取剂进行选择,使得能够将浸 出液中的钴,铜分离,并结合先进行铜的萃取分离,再进行钴的萃取分离,实现了浸出液中 铜、钴、镍的分离,再结合对二次浸出渣采用硫脲浸出,水合肼还原,实现了窑渣中,铜、钴、 镍、银的回收。
具体实施方式
[0019]下面结合具体的实施方式来对本发明的技术方案做进一步的限定,但要求保护的 范围不仅局限于所作的描述。
[0020] 试验列:
[0021]某厂含锌、铅原料经回转窑还原氧化焙烧挥发后得到的窑渣,其化学成分为(%): Cu 6.91、Zn 0.31、Fe 23.04、Si 21.4、H20 4.9、Ga0.12、Co0.13、Ni0.063、Ag229g/t。
[0022] 试验列1
[0023] 将窑渣样磨细至120目,取lOOg加浓硫酸15mL(27%X矿)搅拌混合均匀,在5〇(TC 下硫酸化焙烧3h;焙烧后按液固比L/S = 5、浸液H2S〇4 = 75g/L、温度T = 85°C、浸出时间t = 2 • 5h;浸出液中含:H2SO443 • 8g/L、Cu6 • 43g/L、ZnO • 23g/L、Fe8.5g/L、Col07mg/L、Ni66.3mg/ L;并得浸出渣;浸出液用铜萃取剂Mextral984 (质量分数为30%)与煤油混合按相比A/0二2 进行三级萃取铜,萃余液含CuO. 133g/L、Col06mg/L、Ni66. lmg/L,铜萃取率为97.9% ;浸出 渣按浸液H2S04 = 100g/L、温度T = 85 °C、浸出时间t = 2 • 5h ;得到二次浸出液,含H2S〇4 87.6g/L、Cul_47g/L、Zn0_12g/L、Fe4.3g/L、Col33mg/L、Ni65.4mg/L;二次浸出渣质量为 58 • 8g,其中含CuO. 42 %、Ag374g/t;铜浸出率为96.4%。 L〇〇24J 试验列2: _5]以试验列1之窑渣磨细至1〇〇目。取l〇〇g样加浓硫酸.5mL (22.5% X矿)搅拌混合 均勾,在500°C下硫酸化焙烧2 • 5h;按试验列1之条件进行浸出处理,得到浸出液和浸出渣; 浸出液中含H2S〇4 佔• 6g/L、Cu5 • 62g/L、ZnO • Wg/L、Fe6 • 6g/L、Co98.4mg/L、Ni58.6mg/L;浸 出'^铜萃取剂CP180 (质量分数为30%)与煤油稀释剂混合按相比A/〇 = 2进行三级萃取 铜,萃余液含CuO • 〇98g/L、C〇96 • 9mg/L、Ni56 • 3mg/L,铜萃取率为98• 3%。按照试验列1中的 条件,将浸出渣进行二次浸出,得二次浸出液,含H2S〇4 84.4g/L、Cu2.71g/L、Zn0.22g/L、 Fe6_ lg/L、Co68.111^/1、附40_711^/1;二次浸出渣质量为55.2邑,含(:110.69%、(:〇0.036、 Ni0.025、Ag378g/t、Si〇2 36.2%,浸出率(渣计):Cu 94.5%、Co84.7%、Ni78.1%。
[0026] 试验列3
[0027]采用试验列1的窑渣为原料,采用试验列2中的二次浸出液按照试验列1中的浸出 条件进行浸出处理,得到浸出液中,含H2S(k 52 • 3g/L、Cu8 • 92g/L、ZnO • 61 g/L、Co 174mg/L、 Ni 98 • 7mg/L。并采用试验列2中的萃取铜余液在补硫酸纸丨2〇g/L后,再进行浸出渣的二次浸 出处理,得到的二次浸出液中含HsS〇4 % • 2g/L、Cu3 • 51 g/L、Co 183mg/L、Ni 104 • 5mg/L。通过 将上述的浸出处理,使得铜、钴、镍有家金属得到富集,并且经过试验,在经过5次循环后,能 够使得萃取铜余液中含C〇754mg/L、Ni527mg/L,分别用P507和Cyanex272 (质量度为30%)与 煤油稀释剂混合后按相比A/0二2进行3级萃取Co,萃取率分别达到92.6 %和94 • 3 %。
[0028] 试验列4
[0029]采用试验列3中的二次浸出后的浸出渣,用硫脲浸出银处理,浸出条件为液固比L/ S = 5,用硫酸调pH= 1,硫脲和尿素加入量分别为5〇g/L、6g/L,温度T = 80〜85。〇,浸出时间 为6h;完成一次浸出;得到一次浸出银液与一次浸出银渣;再将一次浸出银渣进行二次浸出 处理,浸出条件为L/S = 6,pH= 1,硫脲和尿素加入量分别为3〇g/L、4g/L,温度T = 85〜90°C, 浸出时间为6h。浸出渣含银46g/t,Ag浸出率86.3 %。
[0030] 对照例:
[0031]某厂含锌、铅原料经回转窑还原氧化焙烧挥发后得到的窑渣,其化学成分为(%): Cu 6.91、Zn 0.31、Fe 23.04、Si 21.4、H20 4.9、Ga0.12、Co0.13、Ni0.063、Ag229g/t。
[0032] 对照例1
[0033]将窑渣不加入硫酸,直接进行氧化焙烧处理,焙烧时间为1或3h,再将其浸出处理, 浸出条件为液固比L/S=7、浸出液賊〇4 (始)=6〇g/L、温度T = 80〜85 °C、浸出时间t = 3h;得 到浸出液和浸出渣;将浸出渣按照液固比L/S = 5、浸出液H2S04 (始)=150g/L、温度T = 90 °C、浸出时间t = 3h;得到二次浸出液和二次浸出渣;检测二次浸出渣中的铜、钴、镍含量,得 出:氧化焙烧lh有价金属的浸出率为:Cu 67 •3%、C〇53• 8%、Ni47 • 5% ;氧化焙烧3h有价金 属的浸出率为:Cu 78.2%、Co71.4%、Ni62.9%。
[0034] 对照例2
[0035]将对照例1中氧化焙烧3h的二次浸出渣按照试验列4中的条件,采用硫脲浸出银, Ag的浸出率为36.4%;或采用10%的HN03溶液浸出Ag,其浸出率只有4.5%。
[0036] 对照例3
[0037] 将窑渣强氧化焙烧,用10%的ffe〇2与窑渣混合均匀,温度为700 °C焙烧3h;再将按照 对照例1的进出条件进行浸出处理,得出浸出率为:Cu 86 • 7%、Co75.2%、Ni68 • 6%。二次浸 出渣分别按照对照例2中的硫脲或硝酸浸出,得出银的浸出率为42.5%、7 • 3%。
[0038] 对照例4
[0039] 将窑渣不进行焙烧,直接进行硫酸氧化浸出,浸出条件为:175=7,出02 = 20%/原 料,浸出液贼04 (始)=75g/L,温度T = 85 °C浸出3h;获得浸出液和浸出渣,再将浸出渣按照 以下浸出条件进行处理L/S = 5,H202 = 10 % X原料,浸出液出304 (始)=100g/L,温度T = 85 °C浸出3h。得出二次浸出液和二次浸出渣,检测二次浸出渣,得出Cu的浸出率为65 • 4 %。 [0040] 对照例5
[0041]将试验列1中的窑渣采用氨水浸出,浸出条件为液固比L/S = 8,浸出液为质量浓度 为5 %的氨水,PH= 11〜12常温浸出3h。得浸出液和浸出渣;将浸出液补加氨水质量2 • 5 % 后,常温浸出浸出渣处理4h,得到二次浸出液与二次浸出渣;其中浸出液中含Cu0.88g/L、 Co3 • 75mg/L、Ni 10.2mg/L;二次浸出液含 Cu 1 • 07g/L。
[0042] 再将上述的氨水浸出,采用(NH4) 2S〇4+NaOH,调整浸出液pH为10-11,浸出液含 Cu0.41g/L〇
[0043] 实施例1
[0044] 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,将窑渣研磨至100目以上的细度,并加 入浓硫酸,加入量为占窑渣质量25%,搅拌均匀,焙烧,浸出剂一次浸出,获得一次浸出渣和 一次浸出液;将一次浸出液采用铜萃取剂萃取,得到负载铜有机相,并将负载铜有机相采用 2mol/L的硫酸溶液反萃取铜,得到反萃取液和萃取铜余液;再将反萃取液电解,获得金属 铜;萃取铜余液调硫酸浓度为ll〇g/L后,用于对一次浸出渣进行浸出处理,获得二次浸出液 和二次浸出渣;将二次浸出液返回一次浸出,进行循环后,将二次浸出液采用钴萃取剂萃取 分离钴,得到萃取钴液和萃取钴余液;将萃取钴余液蒸发结晶,获得硫酸镍晶体;将二次浸 出渣采用硫脲浸出处理,再用水合肼还原,得到金属银。
[0045] 所述的焙烧,温度为550°C,焙烧时间为3h。
[0046] 所述的铜萃取剂为Mextral984或CP180的煤油体系萃取剂,其中Mextral984或 CP180的质量百分数为30%。
[0047] 所述的钴萃取剂为P5〇7或Cyanex272的煤油体系萃取剂,其中P507或Cyanex272的 质量百分数为20%。
[0048]所述的浸出剂一次浸出是将焙烧处理后的窑渣,采用浓度为65g/L的硫酸溶液,在 83°C,按照液固比为7,浸出2.5h,得到一次浸出液与一次浸出渣;将萃取铜余液补硫酸浓度 至110g/L后,用于对一次浸出渣进行二次浸出处理,浸出温度为88 °C,浸出时间为2 • 5h,液 固比为7。
[0049]所述的硫脲浸出,其条件为液固比为5,PH为1.3,硫脲浓度为50g/L,温度为85°C, 浸出时间为6h。
[0050] 实施例2
[0051] 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,将窑渣研磨至100目以上的细度,并加 入浓硫酸,加入量为占窑渣质量20%,搅拌均匀,焙烧,浸出剂一次浸出,获得一次浸出渣和 一次浸出液;将一次浸出液采用铜萃取剂萃取,得到负载铜有机相,并将负载铜有机相采用 2mol/L的硫酸溶液反萃取铜,得到反萃取液和萃取铜余液;再将反萃取液电解,获得金属 铜;萃取铜余液调硫酸浓度为100g/L后,用于对一次浸出渣进行浸出处理,获得二次浸出液 和二次浸出渣;将二次浸出液返回一次浸出,进行循环后,将二次浸出液采用钴萃取剂萃取 分离钴,得到萃取钴液和萃取钴余液;将萃取钴余液蒸发结晶,获得硫酸镍晶体;将二次浸 出渣采用硫脲浸出处理,再用水合肼还原,得到金属银。
[0052]所述的焙烧,温度为50(TC,焙烧时间为2h。
[0053]所述的铜萃取剂为Mextral984或CP180的煤油体系萃取剂,其中Mextral984或 CP180的质量百分数为25%。
[00M]所述的钴萃取剂为P507或Cyanex272的煤油体系萃取剂,其中P507或Cyanex272的 质量百分数为15%。
[0055]所述的浸出剂一次浸出是将焙烧处理后的窑渣,采用浓度为5〇g/L的硫酸溶液,在 80°C,按照液固比为5,浸出2h,得到一次浸出液与一次浸出渣;将萃取铜余液补硫酸浓度至 100g/L后,用于对一次浸出渣进行二次浸出处理,浸出温度为85。(:,浸出时间为2h,液固比 为5〇
[0056]所述的硫脲浸出,其条件为液固比为5,pH为1,硫脲浓度为40g/L,温度为80。(:,浸 出时间为5h。
[0057] 所述的硫脲浸出,在浸出过程中,还添加有尿素,尿素的添加量为使得其浓度为 5g/L〇
[0058] 实施例3
[0059] —种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,将窑渣研磨至1〇〇目以上的细度,并加 入浓硫酸,加入量为占窑渣质量30%,搅拌均匀,焙烧,浸出剂一次浸出,获得一次浸出渣和 一次浸出液;将一次浸出液采用铜萃取剂萃取,得到负载铜有机相,并将负载铜有机相采用 2mol/L的硫酸溶液反萃取铜,得到反萃取液和萃取铜余液;再将反萃取液电解,获得金属 铜;萃取铜余液调硫酸浓度为l2〇g/L后,用于对一次浸出渣进行浸出处理,获得二次浸出液 和二次浸出渣;将二次浸出液返回一次浸出,进行循环后,将二次浸出液采用钴萃取剂萃取 分离钴,得到萃取钴液和萃取钴余液;将萃取钴余液蒸发结晶,获得硫酸镍晶体;将二次浸 出渣采用硫脲浸出处理,再用水合肼还原,得到金属银。
[0060] 所述的焙烧,温度为60(TC,焙烧时间为4h。
[0061]所述的铜萃取剂为Mextral984或CP180的煤油体系萃取剂,其中Mextral984或 CP180的质量百分数为35%。
[0062]所述的钴萃取剂为P507或CyaneX272的煤油体系萃取剂,其中P507或CyaneX272的 质量百分数为25%。
[0063]所述的浸出剂一次浸出是将焙烧处理后的窑渣,采用浓度为75g/L的硫酸溶液,在 85 °C,按照液固比为8,浸出3h,得到一次浸出液与一次浸出渣;将萃取铜余液补硫酸浓度至 120g/L后,用于对一次浸出渣进行二次浸出处理,浸出温度为9〇°C,浸出时间为3h,液固比 为8。
[0064]所述的硫酸溶液,其中还含有聚醚,聚醚浓度为〇. 5g/L。
[0065]所述的硫脲浸出,其条件为液固比为5,pH为1 • 5,硫脲浓度为60g/L,温度为90。(:, 浸出时间为7h。
[0066]所述的硫脲浸出,在浸出过程中,还添加有尿素,尿素的添加量为使得其浓度为 10g/L〇

Claims (8)

1. 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,其特征在于,将窑渣研磨至100目以上的 细度,并加入浓硫酸,加入量为占窑渣质量20-30%,搅拌均匀,焙烧,浸出剂一次浸出,获得 一次浸出渣和一次浸出液;将一次浸出液采用铜萃取剂萃取,得到负载铜有机相,并将负载 铜有机相采用2mol/L的硫酸溶液反萃取铜,得到反萃取液和萃取铜余液;再将反萃取液电 解,获得金属铜;萃取铜余液调硫酸浓度为l〇〇-12〇g/L后,用于对一次浸出渣进行浸出处 理,获得二次浸出液和二次浸出渣;将二次浸出液返回一次浸出,进行循环后,将二次浸出 液采用钴萃取剂萃取分离钴,得到萃取钴液和萃取钴余液;将萃取钴余液蒸发结晶,获得硫 酸镍晶体;将二次浸出渣采用硫脲浸出处理,再用水合肼还原,得到金属银。
2. 如权利要求1所述的从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,其特征在于,所述的焙烧, 温度为500_600°C,焙烧时间为2-4h。
3. 如权利要求1所述的从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,其特征在于,所述的铜萃 取剂为Mextral984或CP180的煤油体系萃取剂,其中Mextral984或CP180的质量百分数为 25-35%。
4. 如权利要求1所述的从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,其特征在于,所述的钴萃 取剂为P507或Cyanex272的煤油体系萃取剂,其中P507或Cyanex272的质量百分数为15-25%。
5. 如权利要求1所述的从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,其特征在于,所述的浸出 剂一次浸出是将焙烧处理后的窑渣,采用浓度为50-75g/L的硫酸溶液,在80-85°C,按照液 固比为5-8,浸出2-3h,得到一次浸出液与一次浸出渣;将萃取铜余液补硫酸浓度至100-120g/L后,用于对一次浸出渣进行二次浸出处理,浸出温度为85-90°C,浸出时间为2-3h,液 固比为5-8。
6. 如权利要求5所述的从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,其特征在于,所述的硫酸 溶液,其中还含有聚醚,聚醚浓度为〇. 5g/L。
7. 如权利要求1所述的从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,其特征在于,所述的硫脲 浸出,其条件为液固比为5,pH为1-1.5,硫脲浓度为40-60g/L,温度为8〇-90°C,浸出时间为 5-7h〇
8. 如权利要求1或7所述的从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法,其特征在于,所述的硫 脲浸出,在浸出过程中,还添加有尿素,尿素的添加量为使得其浓度为5_l〇g/L。
CN201610614059.9A 2016-07-31 2016-07-31 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法 Active CN106086435B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610614059.9A CN106086435B (zh) 2016-07-31 2016-07-31 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610614059.9A CN106086435B (zh) 2016-07-31 2016-07-31 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN106086435A CN106086435A (zh) 2016-11-09
CN106086435B true CN106086435B (zh) 2018-01-30

Family

ID=57479556

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201610614059.9A Active CN106086435B (zh) 2016-07-31 2016-07-31 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN106086435B (zh)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN108660324A (zh) * 2018-05-21 2018-10-16 金川集团股份有限公司 一种从镍铜合金氯化浸出液中提取镍、钴、铜的方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1920067A (zh) * 2006-09-14 2007-02-28 北京矿冶研究总院 一种从高硅含铝矿物原料中酸法提取铝的方法
CN102690942A (zh) * 2012-06-18 2012-09-26 中南大学 一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法
JP2014025144A (ja) * 2012-06-18 2014-02-06 Japan Atomic Energy Agency 塩酸溶液からの貴金属の溶媒抽出分離方法
CN104004917A (zh) * 2014-06-16 2014-08-27 岑溪市东正动力科技开发有限公司 从废杂铜阳极泥中回收铅锡合金的方法
CN104846202A (zh) * 2015-05-15 2015-08-19 西北矿冶研究院 一种多金属铜渣生产电积铜的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1920067A (zh) * 2006-09-14 2007-02-28 北京矿冶研究总院 一种从高硅含铝矿物原料中酸法提取铝的方法
CN102690942A (zh) * 2012-06-18 2012-09-26 中南大学 一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法
JP2014025144A (ja) * 2012-06-18 2014-02-06 Japan Atomic Energy Agency 塩酸溶液からの貴金属の溶媒抽出分離方法
CN104004917A (zh) * 2014-06-16 2014-08-27 岑溪市东正动力科技开发有限公司 从废杂铜阳极泥中回收铅锡合金的方法
CN104846202A (zh) * 2015-05-15 2015-08-19 西北矿冶研究院 一种多金属铜渣生产电积铜的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN106086435A (zh) 2016-11-09

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US7473413B2 (en) Method for recovering metal values from metal-containing materials using high temperature pressure leaching
CN104846202B (zh) 一种多金属铜渣生产电积铜的方法
CN102994747B (zh) 一种从高铅铜锍中回收金属铜的工艺
Rotuska et al. Growing role of solvent extraction in copper ores processing
CN102051478B (zh) 一种铅冰铜湿法处理工艺
JP2010255118A (ja) 銅の多段階直接電解抽出のためのプロセス
CN102888515A (zh) 一种黄钠铁矾渣的综合利用方法
CN109439892B (zh) 一种铜镍硫化型矿物中有价金属的提取方法
CN105177307A (zh) 一种低冰镍磨浮分离回收铜镍钴的方法
CN106086435B (zh) 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法
US10662502B2 (en) Systems and methods for improved metal recovery using ammonia leaching
CN109402410B (zh) 一种铁锍酸溶渣预处理富集贵金属的方法
CN106868299B (zh) 一种从高硅白合金中浸出有价金属的方法
JP6750454B2 (ja) ビスマス電解液の不純物除去方法
Moats et al. Nickel and Cobalt Production
US9175366B2 (en) Systems and methods for improved metal recovery using ammonia leaching
CN107287417B (zh) 一种硫化铜矿中铜、金、银的综合回收方法
CN102994739B (zh) 高铁低锡铜矿的化工冶金综合利用方法
Zhao et al. The role of CaCO3 in the extraction of valuable metals from low-nickel matte by calcified roasting—acid leaching process
Parker et al. An application of acetonitrile leaching and disproportionation.: Refining segregated copper from roasted concentrates and ores
CN102732714B (zh) 一种综合利用氧化铜矿的方法
CN111549220A (zh) 低品位金属硫化矿提取有价金属的方法
Xu et al. Oxygen pressure acid leaching of Gacun complex Cu concentrates
CN109055764A (zh) 一种高氯低锌物料的综合回收方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
C06 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C10 Entry into substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant