CN106145054A - 一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法 - Google Patents

一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN106145054A
CN106145054A CN201610489025.1A CN201610489025A CN106145054A CN 106145054 A CN106145054 A CN 106145054A CN 201610489025 A CN201610489025 A CN 201610489025A CN 106145054 A CN106145054 A CN 106145054A
Authority
CN
China
Prior art keywords
selenium
arsenic
waste slag
molybdenum ore
solution
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.)
Granted
Application number
CN201610489025.1A
Other languages
English (en)
Other versions
CN106145054B (zh
Inventor
侯晓川
杨润德
李贺
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.)
Changsha Research Institute of Mining and Metallurgy Co Ltd
Original Assignee
Changsha Research Institute of Mining and Metallurgy 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 Changsha Research Institute of Mining and Metallurgy Co Ltd filed Critical Changsha Research Institute of Mining and Metallurgy Co Ltd
Priority to CN201610489025.1A priority Critical patent/CN106145054B/zh
Publication of CN106145054A publication Critical patent/CN106145054A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN106145054B publication Critical patent/CN106145054B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01BNON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B17/00Sulfur; Compounds thereof
    • C01B17/02Preparation of sulfur; Purification
    • C01B17/027Recovery of sulfur from material containing elemental sulfur, e.g. luxmasses or sulfur containing ores; Purification of the recovered sulfur
    • C01B17/033Recovery of sulfur from material containing elemental sulfur, e.g. luxmasses or sulfur containing ores; Purification of the recovered sulfur using a liquid extractant
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01BNON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B19/00Selenium; Tellurium; Compounds thereof
    • C01B19/02Elemental selenium or tellurium
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G28/00Compounds of arsenic
    • C01G28/005Oxides; Hydroxides; Oxyacids

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,包括以下步骤:(1)冶炼废渣的预处理和脱硫;(2)砷、硒的浸出;(3)硒的提取;(4)制备硫化砷;(5)硫化砷氧化脱硫;(6)制备三氧化二砷。本发明的方法,解决了传统工艺所具有的目标元素回收率低、能耗高、易于产生SO2、SeO2和As2O3等有毒气体及有毒气体易于泄露、粉尘飞扬、污染环境等关键技术问题,实现了低碳环保的冶金目的,不仅回收了硒,而且回收了其中的砷和硫,从根本上消除了砷对环境的影响,并合成了满足国标要求的单质硫、硒粉及三氧化二砷产品,变废为宝,实现了二次废弃资源的综合利用,具有较好的经济效益、环保效益和社会效益。

Description

一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法
技术领域
本发明属于一种镍钼矿冶炼废渣中硒、硫、砷的湿法冶金方法,特别涉及一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法。
背景技术
镍钼矿是一种富含镍、钼的多金属复合矿,广泛分布于我国的贵州、湖南、云南和浙江等地区。据北京大学估算,镍钼矿中含钼5,220万吨、镍4,515万吨、金510吨、银10,800吨、钯480吨、稀有金属501吨。由于镍钼矿储量巨大和有价金属镍、钼含量较高(Ni:0.7%~7.7%、Mo:2%~11%),从而引起了国内外冶金工作者的高度关注。因此,开发、利用镍钼矿具有重要的意义。
目前,镍钼矿的处理工艺主要采用火法冶金与湿法冶金相结合的生产工艺,在镍钼矿氧化焙烧处理过程中,产生大量的冶炼烟尘及烟气淋洗渣,合称镍钼矿冶炼废渣。该废渣不仅含有高含量的有价元素硫、硒、镍、钼,而且含有大量对环境具有毁灭性破坏、剧毒的砷。长期以来,这些生产厂家缺乏有效的处理该废渣的工艺,导致该冶炼废渣多年堆积,常年经受风吹雨淋,元素硒、砷流入江河湖泊,或渗透进入土壤,对当地环境造成毁灭性破坏。同时,有价元素硒、硫大量流失,未能得到综合到回收、利用。
目前,提取硒的主要原料为电解精炼铜、镍、铅的阳极泥,硫酸和纸浆生产中产生的酸泥等原料。传统提取硒的工艺为氧化焙烧含硒原料,水吸收二氧化硒,二氧化硫还原吸收液中亚硒酸得到硒粉。传统的氧化焙烧或硫酸化焙烧工艺中,存在硒的回收率较低、能耗高、产生SO2、SeO2和As2O3等有毒气、有毒气体易于泄露、环境污染严重等弊端。因此,消除镍钼矿冶炼废渣中硒、砷对人类及其生存环境的破坏,综合利用资源和保护人类生存环境,是本领域技术人员所努力的方向。
专利ZL201210257227.5公开了在碱性体系中提取镍钼矿冶炼烟尘中硒的方法,专利ZL201110415878.8公开了一种从镍钼矿冶炼烟尘中提取硒的方法,专利ZL201210094384.9公开了一种催化氧化浸出-控制电位还原提取镍钼矿冶炼烟尘中硒的方法。综合分析上述三项发明,在原料的组成上,烟尘中的硒主要以单质硒的形式存在,砷主要以三氧化二砷的形式存在,硫主要以硫化物和硫酸盐的形式存在;而本发明的原料为镍钼矿冶炼废渣,废渣中硒主要以硒化物、二氧化硒和亚硒酸盐形式存在,砷主要以硫化砷和三氧化二砷的形式存在,砷主要以硫化砷的形式存在,硫主要以单质硫和硫化物的形式存在;因此,原料中目标元素组成有显著的不同。另一方面,本发明与上述三项发明的目的有实质不同,其主要表现为上述三项发明仅限于对镍钼矿冶炼烟尘中硒进行提取,而本发明在着眼于该废渣资源特点,不仅回收了硒,而且回收了其中的砷、硫,并合成了相关产品,实现了二次废弃资源的综合利用,更为重要的是从根本上消除了砷对环境的破坏。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是,克服以上背景技术中提到的不足和缺陷,提供一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法。
为解决上述技术问题,本发明提出的技术方案为:
一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,包括以下步骤:
(1)将高硫镍钼矿冶炼废渣细磨成粒度小于0.1mm的冶炼废渣,然后采用磺化煤油为溶剂进行热滤脱硫,乘热过滤、经固液分离得到脱硫废渣和负载有单质硫的磺化煤油,所述负载有单质硫的磺化煤油冷却至室温后,分离磺化煤油,得到单质硫;
(2)将步骤(1)脱硫后得到的脱硫废渣采用氢氧化钠进行浸出,然后经过滤分离得到浸出液和浸出渣;
(3)将步骤(2)得到的浸出液采用亚硫酸钠进行还原,再经冷却、过滤后得到提硒后液和富含硒的物质,将所述富含硒的物质进行洗涤、干燥后得到硒粉;
(4)在步骤(3)提硒后液中边搅拌边加入硫酸,调节溶液pH为0.5~7.0,过滤得到As2S3固体;
(5)将步骤(4)得到的As2S3加入蒸馏水中,调节溶液pH为7.0~14,并加入氧化剂进行氧化脱硫,过滤后得到富含砷的溶液;
(6)在步骤(5)得到的富含砷的溶液中,加入亚硫酸钠,并加入硫酸调节溶液pH至-1~2.0,密封静置,过滤、烘干后得到As2O3
上述的方法,优选的,所述步骤(1)中,所述步骤(1)中,所述热滤脱硫的脱硫温度为110℃~160℃,脱硫时间为10min~100min。
优选的,所述步骤(2)中,氢氧化钠溶液的浓度为0.5mol·L-1~10.0mol·L-1,所述氢氧化钠溶液与脱硫废渣的液固比为(1~8)∶1,浸出温度为10℃~100℃,浸出时间为1min~100min。
优选的,所述步骤(3)中,所述亚硫酸钠与浸出液中硒的摩尔比值为1.0~5.0,还原温度控制在20℃~100℃,还原时间为10min~240min,所述洗涤采用蒸馏水作为洗涤剂。
优选的,所述步骤(4)中,所述硫酸的浓度不小于30%(所述硫酸优选为浓H2SO4),加入硫酸后继续反应1min~60min,所述搅拌速度为50r/min~600r/min。
优选的,所述步骤(5)中,调节溶液pH采用的调节剂包括氢氧化钠、碳酸钠或碳酸氢钠(优选为NaOH固体);所述氧化剂包括H2O2、氧气、富氧空气或氯酸盐(优选为H2O2),所述氧化剂与As2S3的摩尔比为1.0~10.0,氧化脱硫的温度为20℃~100℃,氧化脱硫的时间为10min~180min。
优选的,所述步骤(6)中,富含砷的溶液中砷的浓度大于50g/L,所述亚硫酸钠与富含砷的溶液中As5+的摩尔比值为1.10~1.5,静置温度为20℃~80℃,静置时间为10h~25h。
本发明是基于以下技术原理:
经过物相研究结果表明,高硫镍钼矿冶炼废渣中硒主要以硒化物、二氧化硒和亚硒酸盐形式存在,砷主要以硫化砷和三氧化二砷的形式存在,砷主要以硫化砷的形式存在,硫主要以单质硫和硫化物的形式存在;故采用以下方法:将高硫镍钼矿冶炼废渣经细磨至粒度小于0.1mm后,采用磺化煤油将废渣中的硫提取,得到单质硫;然后采用氢氧化钠将脱硫后冶炼废渣中的硒、砷浸出,使硒、砷进入浸出液,在富含高硒、高砷的浸出液中,在碱性条件下采用亚硫酸钠将硒提取,得到硒粉;最后,在提取硒后的过滤液中加入硫酸得到沉淀硫化砷(As2S3),再用H2O2将硫化砷氧化,得到富含砷的溶液,向溶液中加入亚硫酸钠还原溶液中As5+为As3+,并加入硫酸转化得到沉淀三氧化二砷(As2O3)。本发明的各操作步骤涉及的化学反应如下:
步骤(2):
As2O3+2NaOH→2NaAsO2+H2O
As2S3+6NaOH→Na3AsO3+Na3AsS3+3H2O
3Se+6NaOH→2Na2Se+Na2SeO3+3H2O
SeO2+2NaOH→Na2SeO3+H2O
3S+6NaOH→2Na2S+Na2SO3+3H2O
步骤(3):
SeO3 2-+H2O+2SO3 2-=Se+2SO4 2-+2OH-
步骤(4):
2AsS3 3-+6H+=As2S3↓+3H2S↑
步骤(5):
AsS3 3-+3H2O2=AsO3 3-+3S↓+3H2O
2AsO3 3-+2H2O2=2AsO4 3-+2H2O
步骤(6):
AsO4 3-+SO3 2-=AsO3 3-+SO4 2-
AsO3 3-+3H+=H3AsO3
与现有技术相比,本发明的有益效果为:
1.本发明着眼于高硫镍钼矿冶炼废渣的资源特点,不仅回收了硒,而且回收了其中的砷和硫,从根本上消除了砷对环境的影响,并合成了满足国标要求的单质硫、硒粉及三氧化二砷产品,变废为宝,实现了二次废弃资源的综合利用,具有较好的经济效益、环保效益和社会效益。
2.本发明的方法,流程短,设备简单,操作简便,生产成本低,同时解决了传统提硒工艺所具有的目标元素回收率低、能耗高、易于产生SO2、SeO2和As2O3等有毒气体及有毒气体易于泄露、粉尘飞扬、污染环境等关键技术问题,实现了低碳环保的冶金目的。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图是本发明的一些实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1是本发明实施例1中回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法的操作流程图。
具体实施方式
为了便于理解本发明,下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明做更全面、细致地描述,但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。
除非另有定义,下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的,并不是旨在限制本发明的保护范围。
除非另有特别说明,本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
以下各实施例中均采用同一镍钼矿冶炼废渣,其主要成分见表1、表2、表3:
表1:镍钼矿冶炼废渣主要化学成分及含量
表2:镍钼矿冶炼废渣中硒和砷的化学分析结果
表3:镍钼矿冶炼废渣中S物相分析结果
从表1、2可知,镍钼矿冶炼废渣组成成分复杂,元素种类多,Se含量高于2%,As含量高于32%,S含量高于43%;由表3的物相分析结果可知,该废渣中的硫主要以硫化物的形式存在,高达39.85%,其次有11.84%以单质硫的形态存在,此外还有少量的硫酸盐。
实施例1:
一种本发明的回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,如图1所示,包括以下步骤:
(1)将高硫镍钼矿冶炼废渣进行破碎、球磨和筛分,得到粒度小于0.1mm的冶炼废渣,然后采用磺化煤油为溶剂,在脱硫温度为140℃,脱硫时间在30min的条件下进行热滤脱硫,乘热过滤、固液分离得到脱硫废渣和负载有单质硫的磺化煤油,将负载有单质硫的磺化煤油冷却至室温后,分离磺化煤油,得到单质硫,单质硫的产率为92.74%,产品符合国标要求;
(2)将步骤(1)脱硫后得到的脱硫废渣,采用NaOH溶液为浸出剂浸出30min,同时进行搅拌,氢氧化钠的浓度为4.0mol·L-1,浸出温度为室温,氢氧化钠溶液与脱硫废渣的液固比为4∶1,搅拌速度为400r/min,然后过滤分离,得到浸出液和浸出渣,根据浸出液的体积及含硒、砷量,计算出硒、砷的浸出率分别为97.76%、98.63%;
(3)将步骤(2)得到的浸出液在碱性条件下,采用亚硫酸钠为还原剂进行还原反应,亚硫酸钠加入系数(亚硫酸钠与浸出液中硒的摩尔比)为2.5,在还原温度控制90℃,搅拌速度为450r/min的条件下,还原180min,反应完毕后,自然冷却、过滤后得到提硒后液和富含硒的物质,采用蒸馏水洗涤所述富含硒的物质,真空烘干即得到硒粉,经检测,本实施例工艺的还原过程中,硒的还原率为98.42%,富含硒的物质中含硒99.57%;
(4)在步骤(3)得到的提硒后液中加入浓H2SO4,同时调节溶液pH为3,反应20min后,过滤、烘干后即可以得到较为纯净的As2S3固体;
(5)取步骤(4)得到的As2S3固体5g研磨成As2S3粉末后置于烧杯中,加入100ml蒸馏水,将烧杯置于水浴锅中至恒温75℃加热,在500r/min搅拌下加入4mol/L的氢氧化钠至溶液pH=8~9,循环蠕动泵以0.5rpm的速度加入30%的H2O2,加入结束后,继续反应30min,过滤得到富含砷的溶液,As2S3的氧化脱硫率为94.08%;
(6)量取砷浓度为60g/L的富含砷的溶液20ml,加入亚硫酸钠,加入亚硫酸钠系数为β′=1.15(亚硫酸钠与富含砷的溶液中砷的摩尔比),加入浓硫酸调节溶液pH=0,室温下密封静置24h,过滤、烘干得到As2O3,As2O3的回收率为91.14%,As2O3的品位为99.99%,产品符合国家标准。
实施例2:
一种本发明的回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,包括以下步骤:
(1)将高硫镍钼矿冶炼废渣进行破碎、球磨和筛分,得到粒度小于0.1mm的冶炼废渣,然后采用磺化煤油为溶剂,在脱硫温度为145℃,脱硫时间在40min的条件下进行热滤脱硫,乘热过滤、固液分离得到脱硫废渣和负载有单质硫的磺化煤油,将负载有单质硫的磺化煤油冷却至室温后,分离磺化煤油,得到单质硫,单质硫的产率为92.81%,产品符合国标要求;
(2)将步骤(1)脱硫后得到的脱硫废渣,采用NaOH溶液为浸出剂浸出30min,同时进行搅拌,氢氧化钠的浓度为5.0mol·L-1,浸出温度为室温,氢氧化钠溶液与脱硫废渣的液固比为5∶1,搅拌速度为450r/min,然后过滤分离,得到浸出液和浸出渣,根据浸出液的体积及含硒、砷量,计算出硒、砷的浸出率分别为98.27%、99.13%;
(3)将步骤(2)得到的浸出液在碱性条件下,采用亚硫酸钠为还原剂进行还原反应,亚硫酸钠加入系数(亚硫酸钠与浸出液中硒的摩尔比)为3.5,在还原温度控制95℃,搅拌速度为450r/min的条件下,还原200min,反应完毕后,自然冷却、过滤后得到提硒后液和富含硒的物质,采用蒸馏水洗涤所述富含硒的物质,真空烘干即得到硒粉,经检测,本实施例工艺的还原过程中,硒的还原率为98.85%,富含硒的物质中含硒99.56%;
(4)在步骤(3)得到的提硒后液中加入浓H2SO4,同时调节溶液pH为3,反应15min后,过滤、烘干后即可以得到较为纯净的As2S3固体;
(5)取步骤(4)得到的As2S3固体5g研磨成As2S3粉末后置于烧杯中,加入100ml蒸馏水,将烧杯置于水浴锅中至恒温85℃加热,在500r/min搅拌下加入4.5mol/L的氢氧化钠至溶液pH=8~9,循环蠕动泵以0.5rpm的速度加入30%的H2O2,加入结束后,继续反应35min,过滤得到富含砷的溶液,As2S3的氧化脱硫率为94.12%;
(6)量取砷浓度为60g/L的富含砷的溶液20ml,加入亚硫酸钠,加入亚硫酸钠系数为β′=1.25(亚硫酸钠与富含砷的溶液中砷的摩尔比);然后,加入浓硫酸调节溶液pH=0,室温下密封静置24h,过滤、烘干得到As2O3,As2O3的回收率为90.87%,As2O3的品位为99.99%,产品符合国家标准。
实施例3:
一种本发明的回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,包括以下步骤:
(1)将高硫镍钼矿冶炼废渣进行破碎、球磨和筛分,得到粒度小于0.1mm的冶炼废渣,然后采用磺化煤油为溶剂,在脱硫温度为130℃,脱硫时间在30min的条件下进行热滤脱硫,乘热过滤、固液分离得到脱硫废渣和负载有单质硫的磺化煤油,将负载有单质硫的磺化煤油冷却至室温后,分离磺化煤油,得到单质硫,单质硫的产率为91.96%,产品符合国标要求;
(2)将步骤(1)脱硫后得到的脱硫废渣,采用NaOH溶液为浸出剂浸出30min,同时进行搅拌,氢氧化钠的浓度为5.0mol·L-1,浸出温度为室温,氢氧化钠溶液与脱硫废渣的液固比为4∶1,搅拌速度为400r/min,然后过滤分离,得到浸出液和浸出渣,根据浸出液的体积及含硒、砷量,计算出硒、砷的浸出率分别为97.88%、99.32%;
(3)将步骤(2)得到的浸出液在碱性条件下,采用亚硫酸钠为还原剂进行还原反应,亚硫酸钠加入系数(亚硫酸钠与浸出液中硒的摩尔比)为4,在还原温度控制95℃,搅拌速度为450r/min的条件下,还原180min,反应完毕后,自然冷却、过滤后得到提硒后液和富含硒的物质,采用蒸馏水洗涤所述富含硒的物质,真空烘干即得到硒粉,经检测,本实施例工艺的还原过程中,硒的还原率为98.66%,富含硒的物质中含硒99.65%;
(4)在步骤(3)得到的提硒后液中加入浓H2SO4,同时调节溶液pH为4,反应20min后,过滤、烘干后即可以得到较为纯净的As2S3固体;
(5)取步骤(4)得到的As2S3固体5g研磨成As2S3粉末后置于烧杯中,加入100ml蒸馏水,将烧杯置于水浴锅中至恒温80℃加热,在500r/min搅拌下加入碳酸钠至溶液pH=8~9,循环蠕动泵以0.5rpm的速度加入30%的H2O2,加入结束后继续反应40min,过滤得到富含砷的溶液,As2S3的氧化脱硫率为93.98%;
(6)量取砷浓度为60g/L的富含砷的溶液20ml,加入亚硫酸钠,加入亚硫酸钠系数为β′=1.35(亚硫酸钠与富含砷的溶液中砷的摩尔比),加入浓硫酸调节溶液pH=0,室温下密封静置24h,过滤、烘干得到As2O3,As2O3的回收率为91.22%,As2O3的品位为99.99%,产品符合国家标准。
实施例4:
一种本发明的回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,包括以下步骤:
(1)将高硫镍钼矿冶炼废渣进行破碎、球磨和筛分,得到粒度小于0.1mm的冶炼废渣,然后采用磺化煤油为溶剂,在脱硫温度为135℃,脱硫时间在30min的条件下进行热滤脱硫,乘热过滤、固液分离得到脱硫废渣和负载有单质硫的磺化煤油,将负载有单质硫的磺化煤油冷却至室温后,分离磺化煤油,得到单质硫,单质硫的产率为92.51%,产品符合国标要求;
(2)将步骤(1)脱硫后得到的脱硫废渣,采用NaOH溶液为浸出剂浸出30min,同时进行搅拌,氢氧化钠的浓度为4.5mol·L-1,浸出温度为室温,氢氧化钠溶液与脱硫废渣的液固比为4∶1,搅拌速度为500r/min,然后过滤分离,得到浸出液和浸出渣,根据浸出液的体积及含硒、砷量,计算出硒、砷的浸出率分别为97.81%、99.02%;
(3)将步骤(2)后得到的浸出液在碱性条件下,采用亚硫酸钠为还原剂进行还原反应,亚硫酸钠加入系数(亚硫酸钠与浸出液中硒的摩尔比)为3.5,在还原温度控制95℃,搅拌速度为450r/min的条件下,还原180min,反应完毕后,自然冷却、过滤后得到提硒后液和富含硒的物质,采用蒸馏水洗涤所述富含硒的物质,真空烘干即得到硒粉,经检测,本实施例工艺的还原过程中,硒的还原率为98.57%,富含硒的物质中含硒99.60%;
(4)在步骤(3)后得到的提硒后液中加入浓H2SO4,同时调节溶液pH为3,反应30min,过滤、烘干后即可以得到较为纯净的As2S3固体;
(5)取步骤(4)得到的As2S3固体5g研磨成As2S3粉末后置于烧杯中,加入100ml蒸馏水,将烧杯置于水浴锅中至恒温85℃加热,在500r/min搅拌下加入碳酸氢钠至溶液pH=8~9,循环蠕动泵以0.5rpm的速度加入30%的H2O2,加入结束后继续反应40min,过滤得到富含砷的溶液,As2S3的氧化脱硫率为94.22%;
(6)量取砷浓度为60g/L的富含砷的溶液20ml,加入亚硫酸钠,加入亚硫酸钠系数为β′=1.20(亚硫酸钠与富含砷的溶液中砷的摩尔比),加入浓硫酸调节溶液pH=2,室温下密封静置24h,过滤、烘干得到As2O3,As2O3的回收率为91.36%,As2O3的品位为99.99%,产品符合国家标准GB 26721-2011。

Claims (7)

1.一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,包括以下步骤:
(1)将高硫镍钼矿冶炼废渣细磨成粒度小于0.1mm的冶炼废渣,然后采用磺化煤油为溶剂进行热滤脱硫,乘热过滤、经固液分离得到脱硫废渣和负载有单质硫的磺化煤油,所述负载有单质硫的磺化煤油冷却至室温后,分离磺化煤油,得到单质硫;
(2)将步骤(1)脱硫后得到的脱硫废渣采用氢氧化钠进行浸出,然后经过滤分离得到浸出液和浸出渣;
(3)将步骤(2)得到的浸出液采用亚硫酸钠进行还原,再经冷却、过滤后得到提硒后液和富含硒的物质,将所述富含硒的物质进行洗涤、干燥后得到硒粉;
(4)在步骤(3)提硒后液中边搅拌边加入硫酸,调节溶液pH为0.5~7,过滤得到As2S3固体;
(5)将步骤(4)得到的As2S3加入蒸馏水中,调节溶液pH为7.0~14,并加入氧化剂进行氧化脱硫,过滤后得到富含砷的溶液;
(6)在步骤(5)得到的富含砷的溶液中,加入亚硫酸钠,并加入硫酸调节溶液pH至-1~2.0,密封静置,过滤、烘干后得到As2O3
2.根据权利要求1所述的回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,其特征在于,所述步骤(1)中,所述热滤脱硫的脱硫温度为110℃~160℃,脱硫时间为10min~100min。
3.根据权利要求1所述的回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,其特征在于,所述步骤(2)中,氢氧化钠溶液的浓度为0.5mol·L-1~10.0mol·L-1,所述氢氧化钠溶液与脱硫废渣的液固比为(1~8)∶1,浸出温度为10℃~100℃,浸出时间为1min~100min。
4.根据权利要求1所述的回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,其特征在于,所述步骤(3)中,所述亚硫酸钠与浸出液中硒的摩尔比值为1.0~5.0,还原温度控制在20℃~100℃,还原时间为10min~240min,所述洗涤采用蒸馏水作为洗涤剂。
5.根据权利要求1所述的回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,其特征在于,所述步骤(4)中,所述硫酸的浓度不小于30%,加入硫酸后继续反应1min~60min,所述搅拌速度为50r/min~600r/min。
6.根据权利要求1所述的回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,其特征在于,所述步骤(5)中,调节溶液pH采用的调节剂包括氢氧化钠、碳酸钠或碳酸氢钠;所述氧化剂包括H2O2、氧气、富氧空气或氯酸盐,所述氧化剂与As2S3的摩尔比为1.0~10.0,氧化脱硫的温度为20℃~100℃,氧化脱硫的时间为10min~180min。
7.根据权利要求1所述的回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法,其特征在于,所述步骤(6)中,富含砷的溶液中砷的浓度大于50 g/L,所述亚硫酸钠与富含砷的溶液中As5+的摩尔比值为1.10~1.5,静置温度为20℃~80℃,静置时间为10h~25h。
CN201610489025.1A 2016-06-29 2016-06-29 一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法 Active CN106145054B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610489025.1A CN106145054B (zh) 2016-06-29 2016-06-29 一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610489025.1A CN106145054B (zh) 2016-06-29 2016-06-29 一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN106145054A true CN106145054A (zh) 2016-11-23
CN106145054B CN106145054B (zh) 2017-11-17

Family

ID=57350212

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201610489025.1A Active CN106145054B (zh) 2016-06-29 2016-06-29 一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN106145054B (zh)

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110143604A (zh) * 2019-07-02 2019-08-20 中南大学 一种回收锑冶炼砷碱渣中碱、硒和砷的方法
CN113355527A (zh) * 2021-05-11 2021-09-07 江西铜业技术研究院有限公司 一种高硫冶炼渣的处理方法
CN113388746A (zh) * 2021-03-12 2021-09-14 昆明理工大学 一种采用湿法技术从有色冶炼低汞酸泥中回收汞的方法
CN113526548A (zh) * 2021-07-13 2021-10-22 广西凯玺有色金属有限公司 一种高砷危险废物清洁处置的工艺方法
CN113912024A (zh) * 2021-10-22 2022-01-11 昆明理工大学 一种从硒硫渣中脱除杂质硫的方法
CN114735656A (zh) * 2022-05-09 2022-07-12 金川集团股份有限公司 一种从含硫镍矿渣中提取硫磺的方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102560102A (zh) * 2012-01-18 2012-07-11 长沙矿冶研究院有限责任公司 催化氧化浸出镍钼矿中镍、钼的方法
CN102556983A (zh) * 2011-12-13 2012-07-11 中南大学 一种从镍钼矿冶炼烟尘中提取硒的方法
CN103290241A (zh) * 2013-07-04 2013-09-11 厦门嘉鹭金属工业有限公司 一种废钨与镍钼矿共同硝石熔炼提取钨钴钼镍的方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102556983A (zh) * 2011-12-13 2012-07-11 中南大学 一种从镍钼矿冶炼烟尘中提取硒的方法
CN102560102A (zh) * 2012-01-18 2012-07-11 长沙矿冶研究院有限责任公司 催化氧化浸出镍钼矿中镍、钼的方法
CN103290241A (zh) * 2013-07-04 2013-09-11 厦门嘉鹭金属工业有限公司 一种废钨与镍钼矿共同硝石熔炼提取钨钴钼镍的方法

Cited By (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110143604A (zh) * 2019-07-02 2019-08-20 中南大学 一种回收锑冶炼砷碱渣中碱、硒和砷的方法
CN113388746A (zh) * 2021-03-12 2021-09-14 昆明理工大学 一种采用湿法技术从有色冶炼低汞酸泥中回收汞的方法
CN113355527A (zh) * 2021-05-11 2021-09-07 江西铜业技术研究院有限公司 一种高硫冶炼渣的处理方法
CN113526548A (zh) * 2021-07-13 2021-10-22 广西凯玺有色金属有限公司 一种高砷危险废物清洁处置的工艺方法
CN113526548B (zh) * 2021-07-13 2022-07-22 广西凯玺有色金属有限公司 一种高砷危险废物清洁处置的工艺方法
CN113912024A (zh) * 2021-10-22 2022-01-11 昆明理工大学 一种从硒硫渣中脱除杂质硫的方法
CN113912024B (zh) * 2021-10-22 2024-03-22 昆明理工大学 一种从硒硫渣中脱除杂质硫的方法
CN114735656A (zh) * 2022-05-09 2022-07-12 金川集团股份有限公司 一种从含硫镍矿渣中提取硫磺的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN106145054B (zh) 2017-11-17

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN106145054B (zh) 一种回收高硫镍钼矿冶炼废渣中有价元素的方法
CN102234721B (zh) 一种镍钴物料的处理方法
CN108034805B (zh) 一种含多种有价元素的硫精砂的综合利用方法
CN103695662B (zh) 一种湿法炼锌窑渣铁精矿的综合利用方法
CN103952572B (zh) 一种加压浸出优化湿法炼锌热酸浸出工艺的方法
CN103555933B (zh) 一种从镍钼矿中提取钼和镍及富集贵金属的方法
CN101289702A (zh) 一种从含钼镍黑色页岩中分离钼镍的方法
CN107742760A (zh) 一种废旧锂离子电池中锂的提取方法
CN104131167A (zh) 一种利用微波回收锰阳极泥中硒和锰的方法
CN101585553B (zh) 由含钒矿石和含钒中间物料生产五氧化二钒的方法
CN102556983B (zh) 一种从镍钼矿冶炼烟尘中提取硒的方法
CN109921008A (zh) 一种以锰结核制备镍钴锰三元正极材料前驱体的方法
CN110423892A (zh) 一种铜渣尾矿浆烟气脱硫协同铜资源高效回收的方法
CN108315553B (zh) 一种硫化铜钴矿的浸出方法
CN103789542B (zh) 一种氧化锰矿物的湿法还原浸出方法
CN107586951B (zh) 一种低品位碳酸锰矿中锰、铁同步资源化利用的方法
CN106282535A (zh) 一种钴锰多金属氧化矿选冶联合回收锰的方法
CN103526052B (zh) 一种从含钨萤石矿中回收钨的方法
CN105734293B (zh) 一种高品位铅冰铜资源综合回收工艺
CN106636661A (zh) 一种从碲渣中选择性分离回收碲和锑的方法
CN102583270B (zh) 催化氧化浸出-控制电位还原提取镍钼矿冶炼烟尘中硒的方法
CN105110300A (zh) 一种含硫化锰的复合锰矿提取锰及硫的方法
CN104789771B (zh) 复杂铜铅锌银混合精矿有价金属分离方法
CN105983707B (zh) 一种从含铼高砷铜硫化物中制备高纯铼粉的方法
CN110184455A (zh) 一种难浸钴矿的浸出方法

Legal Events

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