CN107460320A - 一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺 - Google Patents

一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺 Download PDF

Info

Publication number
CN107460320A
CN107460320A CN201710522700.0A CN201710522700A CN107460320A CN 107460320 A CN107460320 A CN 107460320A CN 201710522700 A CN201710522700 A CN 201710522700A CN 107460320 A CN107460320 A CN 107460320A
Authority
CN
China
Prior art keywords
rhenium
extraction
spent acid
copper making
centrifugal
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.)
Pending
Application number
CN201710522700.0A
Other languages
English (en)
Inventor
俞鹰
申其新
方支灵
钱俊杰
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.)
Tongling Nonferrous Metals Group Co Ltd
Original Assignee
Tongling Nonferrous Metals Group 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 Tongling Nonferrous Metals Group Co Ltd filed Critical Tongling Nonferrous Metals Group Co Ltd
Priority to CN201710522700.0A priority Critical patent/CN107460320A/zh
Publication of CN107460320A publication Critical patent/CN107460320A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working 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
    • C22B7/006—Wet processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B61/00—Obtaining metals not elsewhere provided for in this subclass
    • 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

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺，经过预处理、离心萃取、离心洗涤、离心反萃、浓缩、冷冻结晶和重结晶工序，来回收铜冶炼废酸中的有价金属铼，进而得到高纯铼酸铵产品，同时，整个工艺流程设计均可实现PLC在线自动控制。采用本发明所述的技术方案的有益效果：①工艺流程短、操作简便；②设备占地面积小、投资成本低，成本可控制在1450元/kg铼酸铵；③自动化程度高，可实现在线监测及控制；④与常规的厢式萃取工艺相比，本发明具有萃取效率高、有机相滞留量少、萃取平衡时间段、可即开即停、处理量大、可消除乳化、实现在线清洗、有价金属铼回收率高且与杂质金属分离效果好；⑤工艺污水量小，无二次污染，对环境友好。

Description

一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺
技术领域
本发明涉及湿法冶金领域，特别涉及一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺。
背景技术
铼是一种非常稀缺并且不断增值的稀有金属，它在地壳中的含量仅仅大于镤和镭元素。目前广泛应用于现代工业，主要用作石油工业和汽车工业催化剂，石油重整催化剂，电子工业和航天工业铼合金等，铼在现代工业中具有其它金属无法替代的作用。铼在铜原料中大多以CuReS4和ReS2形式存在，在铜造锍熔炼过程中,被完全氧化成Re2O7，SO2浓度较高时，一部分Re2O7被还原成了ReO3、ReO2。在熔炼气氛下，铼的氧化物几乎全部进入烟气，经冷却后，少量进入烟尘中，而约85%左右的铼在烟气净化洗涤时与水反应生成高铼酸进入废酸中。目前铜冶炼企业废酸废液有价金属铼含量一般在Re 1mg/L以上，有部分铜冶炼企业为提高废酸中有价金属铼浓度，将废酸处理后所得硫化渣返回熔炼工序，则废酸废液中铼含量可达40mg/L以上。
目前针对废酸中有价金属铼的回收工艺有：常规厢式萃取法、离子交换法和化学沉淀法+常规厢式萃取/离子交换联合工艺。常规厢式萃取法是分离富集铼的一种比较成熟的方法，也是目前工业生产中分离提取的主要方法。但由于废酸中含铼较低，投资成本过高及其它一些原因最终导致其未能在行业内得以推广应用；湖北大冶铜业曾经采用箱式萃取法直接从废酸中回收金属铼的工业化试验，但由于各种工艺技术等难题，现已不再工业化试生产。离子交换法分离富集铼的研究报道很多，按树脂交换机理分为：交换型树脂分离法、大孔径凝胶树脂分离铼、合成功能型树脂、反应型树脂分离法。不过离子交换法存在交换树脂易中毒等缺点，一般不单独用于废酸中金属铼回收，目前国内铜冶炼企业常将离子交换法与化学沉淀法相结合用于废酸中金属铼回收。利用化学沉淀法+萃取/离子交换法联合工艺从废酸中回收有价金属铼的同类厂家有阳谷祥光铜业、湖北大冶铜业、白银铜业、云南铜业等。其基本工艺流程为废酸经过初步过滤后，所得滤液用试剂进行沉淀，沉淀温度保持在70℃左右，沉淀时间为2h，有价金属铼的沉淀率为90%左右，所得富铼渣经过氧化浸出得富铼液，富铼液经过离子交换或萃取得铼酸铵产品。 此工艺与常规厢式萃取、离子交换技术相比，其优点在于降低设备、土建等固定投资，有效的提高了铼回收经济效益，但此工艺流程较上述工艺复杂且流程较长，投资成本大且有价金属的回收率低。
发明内容
本发明的目的是提供一种工艺流程简单、投资费用低、收率高、产品纯度高的铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺。
为解决上述问题，本发明铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺,包括如下步骤：
⑴ .预处理工序：采用一段板框压滤与二段胀鼓过滤相结合或采用真空过滤将铜冶炼废酸中的固体颗粒去除，得铜冶炼废酸清液；
⑵ .离心萃取工序：以N235：仲辛醇：260#溶剂油=1:20:30～3:8:9的混合有机相作为萃取剂，将上述萃取剂与预处理工序过来的铜冶炼废酸送至离心萃取分离机进行萃取，控制进入上述离心萃取分离机的萃取剂与铜冶炼废酸的相比为1：1～1：20，得含铼负载有机相和含油萃余液，其中含铼负载有机相在离心萃取机的离心力作用下进入离心洗涤工序，含油萃余液被送至萃余液隔油槽经去除有机相后，送至铜冶炼厂污水处理工序，有机相被送至萃取剂储槽；所述离心萃取分离机的转速为3000～4800 r/min，重相堰板厚度为80～90mm；
⑶ .离心洗涤工序：上述步骤（2）所得的含铼负载有机相被送至离心洗涤分离机，以自来水为洗涤剂脱除夹带在有机相中的杂质，控制含铼负载有机相与洗涤剂自来水的相比在2：1～3：1，经洗涤后，含铼负载有机相在离心洗涤分离机的离心力作用下进入离心反萃工序；所得pH值为3～4的含油洗涤液经油水分离去除有机相后，送至铜冶炼厂污水处理工序，有机相被送至萃取剂储槽；所述离心洗涤分离机的转速为3200～4800 r/min，重相堰板厚度为80～90mm；
⑷ .离心反萃工序：以质量浓度为10%～20%的氨水为反萃剂，控制经上述步骤（3）离心洗涤工序所得的含铼负载有机相与氨水的相比在1：1～1：3，于离心反萃分离机进行反萃，反萃后的含油富铼液采用双槽定时切换内循环工艺，待金属铼浓度达到10g/L时停止循环，将所得含油富铼液经油水分离，所得有机相被送至萃取剂储槽，富铼液被送至浓缩结晶工序；所述离心洗涤分离机的转速为3200～5000 r/min，重相堰板厚度为80～90mm；
⑸ .浓缩工序：将步骤（4）所得的富铼液于90～100℃的温度下加热浓缩至铼含量为25～30g/L，将所得的富铼液经离心机过滤后自然冷却；
⑹ .冷冻结晶工序：采用过饱和冷冻搅拌结晶技术将步骤（5）所得的富铼液于0～-5℃下冷冻结晶5～8h，再经离心过滤，所得粗铼酸铵晶体经烘干后送至重结晶工序，滤液返回浓缩工序；
⑺ .重结晶工序：以软化水为溶剂，将软化水加热至60℃左右，于3000～5000r/min的搅拌速率下，加入步骤(6)所得的粗铼酸铵结晶直至完全溶解，使得溶液中铼酸铵浓度为100～150g/L, 后加入质量浓度为20%的氨水及质量浓度为37%的双氧水，反应时间以溶液由黄色变成无色为终点，并将其进行过滤，所得滤液采用过饱和冷冻结晶技术进行冷冻结晶后进行再次过滤，所得晶体经烘干后得纯度大于99.95%的高纯铼酸铵产品，滤液返回浓缩工序。
采用上述技术方案，以混合有机相N235+仲辛醇+260#溶剂油为萃取剂，通过离心逆流萃取技术直接从经过预处理的污酸废液中萃取出有价金属铼；采用自来水作为洗涤剂，主要用于脱除负载有机相中杂质金属As及H2SO4；采用氨水作为反萃剂，氨水与负载有机相中RO4 -形成铼酸铵；采用双氧水作为氧化剂及脱色剂，用于脱除粗铼酸铵杂质金属及浮油。
作为本发明的优选方案，步骤（2）所用的萃取剂中组分N235的质量浓度为1.5%～7.5%，仲辛醇的质量浓度为40% 。
作为本发明的进一步改进，步骤（2）的离心逆流萃取级数为2～3级，单级离心萃取时间为4s；步骤（3）的离心洗涤级数为1～3级，单级离心洗涤时间为4s；步骤（4）离心逆流反萃级数控制在1～3级，单级反萃取时间为4s；
作为本发明的优选方案，步骤（5）浓缩工序中设置氨气吸收塔，氨气吸收塔吸收液返回步骤（4）离心反萃工序作为反萃剂循环使用。
作为本发明的进一步改进，步骤（6）中粗铼酸铵晶体的烘干和步骤（7）中高纯铼酸铵晶体的烘干均采用鼓风干燥箱烘干。
作为本发明的优选方案，步骤（2）离心萃取工序所使用的离心萃取分离机的机体材质为碳钢衬聚四氟乙烯，所述步骤（3）离心洗涤工序所使用的离心洗涤分离机的机体材质为316L不锈钢，所述步骤（4）离心反萃工序所使用的离心洗涤分离机的机体材质为316L不锈钢。
本发明将铜冶炼废酸经过预处理、离心萃取、离心洗涤、离心反萃、浓缩、冷冻结晶和重结晶工序，来回收铜冶炼废酸中的有价金属铼，其中，冷冻结晶和重结晶工序均采用过饱和冷冻搅拌结晶技术来制得颗粒大小均匀的晶体，冷冻结晶工序所得的粗铼酸铵产品纯度大于97%，再经重结晶工序得纯度大于99.95%的高纯铼酸铵产品，同时，整个工艺流程设计均可实现PLC在线自动控制，自动化程度高，大大降低了有价金属铼回收成本。解决了铜冶炼废酸中因有价金属铼含量低、处理量大且成分复杂，而造成的处理成本高、投资成本大、工艺流程长且有价金属铼回收率低等问题。
综上所述本发明的有益效果是：①工艺流程短、操作简便；②设备占地面积小、投资成本低，同时单位成本可控制在1450元/kg铼酸铵；③自动化程度高，可实现在线监测及控制，大大降低了有价金属铼回收的人力成本；④与常规的厢式萃取工艺相比，本发明具有萃取效率高、有机相滞留量少、萃取平衡时间段、可即开即停、处理量大、可消除乳化、实现在线清洗、有价金属铼回收率高且与杂质金属分离效果好；⑤工艺污水量小，无二次污染，对环境友好。对于矿铜冶炼领域有价金属铼的回收及其他伴生有价金属的综合回收利用，具有重要的指导及参考价值。
附图说明
图1是本发明流程示意图。
具体实施方式
下面结合说明书附图对本发明做进一步说明：
实施例一：
（1）原料预处理工序：采用一段板框压滤与二段胀鼓过滤将铜冶炼废酸中的固体颗粒去除得铜冶炼废酸清液；
（2）离心萃取工序：配制成分组成为7.5%N235+40%仲辛醇+260#溶剂油的混合有机相20L作为萃取剂，通过流量计按照相比O/A=1/10，控制进入离心萃取分离机废酸为15L/h及萃取剂的进料量为1.5L/h，采用3级逆流萃取，单级离心萃取时间为4s，得含铼负载有机相及含油萃余液，含铼负载有机相送离心洗涤工序，含油萃余液经过除油后，送铜冶炼厂污酸处理工序，有机相返回萃取剂收集槽回用；此工序中离心萃取分离机的转速为3200 r/min，重相堰板厚度为80mm，离心萃取分离机的机体材质为碳钢衬聚四氟乙烯；铼的平均萃取率为99.5%，萃余液中铼平均含量低于0.01mg/L；
（3）离心洗涤工序：上述步骤（2）所得的含铼负载有机相被送至离心洗涤分离机，以自来水为洗涤剂脱除夹带在有机相中的杂质，通过流量计控制洗涤剂的进液量，控制相比O/A=2/1，采用2级逆流离心洗涤，单级离心洗涤时间为4s，经洗涤后，含铼负载有机相在离心洗涤分离机的离心力作用下进入离心反萃工序；所得pH值为3～4的含油洗涤液经油水分离去除有机相后，送至铜冶炼厂污水处理工序，有机相被送至萃取剂储槽；所述离心洗涤分离机的转速为3800 r/min，重相堰板厚度为85mm，离心洗涤工序所使用的离心洗涤分离机的机体材质为316L不锈钢；
（4） 离心反萃工序：以质量浓度为20%的氨水作为反萃剂，控制经上述步骤（3）离心洗涤工序所得的含铼负载有机相与氨水的相比在1：1，于离心反萃分离机采用3级逆流反萃，单级反萃取时间为4s，反萃后的含油富铼液采用双槽定时切换内循环工艺，待金属铼浓度达到10g/L时停止循环，将所得含油富铼液经油水分离，所得有机相被送至萃取剂储槽，富铼液被送至浓缩结晶工序；所述离心洗涤分离机的转速为4000 r/min，重相堰板厚度为80mm，离心反萃工序所使用的离心洗涤分离机的机体材质为316L不锈钢；
（5） 浓缩工序：将步骤（4）所得的富铼液于100℃的温度下加热浓缩至铼含量为28g/L，将所得的富铼液经离心机过滤后自然冷却。
（6）冷冻结晶工序：采用过饱和冷冻搅拌结晶技术将步骤（5）所得的富铼液于0℃以下冷冻结晶8h，再经离心过滤，得结晶颗粒大小均匀且纯度大于97%的粗铼酸铵晶体，经鼓风干燥箱烘干后送至重结晶工序，滤液返回浓缩工序，此工序中铼酸铵的结晶率大于85%。
（7） 重结晶工序：以软化水为溶剂，将软化水加热至60℃左右，于4600r/min的搅拌速率下，加入步骤(6)所得的粗铼酸铵结晶直至完全溶解，使得溶液中铼酸铵浓度为100g/L,后加入质量浓度为20%的氨水及质量浓度为37%的双氧水，反应时间以溶液由黄色变成无色为终点，并将其进行过滤，所得滤液采用过饱和冷冻结晶技术进行冷冻结晶后进行再次过滤，所得晶体经鼓风干燥箱烘干后得高纯铼酸铵产品，滤液返回浓缩工序。产品精制铼酸铵产品纯度为99.95%。
实施例二：
（1）原料预处理工序：以，将铜冶炼废酸于滤布为2000目真空抽滤去除铜冶炼废酸中的固体颗粒得铜冶炼废酸清液；
（2）离心萃取工序：配制7.5%N235+40%仲辛醇+260#溶剂油的混合有机相2m3作为萃取剂，铜冶炼废酸的处理量为600L/h，通过流量计按照相比O/A=1/10，控制进入离心萃取分离机铜冶炼废酸及萃取剂的进料量，采用3级逆流萃取，单级离心萃取时间为4s，得含铼负载有机相及含油萃余液，含铼负载有机相送离心洗涤工序，含油萃余液经过除油后，送铜冶炼厂污酸处理工序，有机相被送至萃取剂储槽；此工序中离心萃取分离机的转速为3200 r/min，重相堰板厚度为80mm，离心萃取分离机的机体材质为碳钢衬聚四氟乙烯；铼的平均萃取率为98.5%，萃余液中铼平均含量低于0.05mg/L；
（3）离心洗涤工序：上述步骤（2）所得的含铼负载有机相被送至离心洗涤分离机，以自来水为洗涤剂脱除夹带在有机相中的杂质，通过流量计控制洗涤剂的进液量，控制相比O/A=2/1，采用2级逆流离心洗涤，单级离心洗涤时间为4s，经洗涤后，含铼负载有机相在离心洗涤分离机的离心力作用下进入离心反萃工序；所得pH值为3～4的含油洗涤液经油水分离去除有机相后，送至铜冶炼厂污水处理工序，有机相被送至萃取剂储槽；所述离心洗涤分离机的转速为3800 r/min，重相堰板厚度为85mm，离心洗涤工序所使用的离心洗涤分离机的机体材质为316L不锈钢；
（4） 离心反萃工序：以质量浓度为20%的氨水作为反萃剂，控制经上述步骤（3）离心洗涤工序所得的含铼负载有机相与氨水的相比在1：1，于离心反萃分离机采用3级逆流进行反萃，单级反萃取时间为4s，反萃后的含油富铼液采用双槽定时切换内循环工艺，待金属铼浓度达到10g/L时停止循环，将所得含油富铼液经油水分离，所得有机相被送至萃取剂储槽，富铼液被送至浓缩结晶工序；所述离心洗涤分离机的转速为4000 r/min，重相堰板厚度为80mm，离心反萃工序所使用的离心洗涤分离机的机体材质为316L不锈钢；
（5） 浓缩工序：将步骤（4）所得的富铼液于100℃的温度下加热浓缩至铼含量为28g/L，将所得的富铼液经离心机过滤后自然冷却。
（6）冷冻结晶工序：采用过饱和冷冻搅拌结晶技术将步骤（5）所得的富铼液于0℃以下冷冻结晶8h，再经离心过滤，所得粗铼酸铵晶体经鼓风干燥箱烘干后送至重结晶工序，滤液返回浓缩工序，此工序中铼酸铵的结晶率大于85%；
（7） 重结晶工序：以软化水为溶剂，将软化水加热至60℃左右，于4600r/min
的搅拌速率下，加入步骤(6)所得的粗铼酸铵结晶直至完全溶解，使得溶液中铼酸铵浓度为100g/L,后加入质量浓度为20%的氨水及质量浓度为37%的双氧水，反应时间以溶液由黄色变成无色为终点，并将其进行过滤，所得滤液采用过饱和冷冻结晶技术进行冷冻结晶后进行再次过滤，所得晶体经鼓风干燥箱烘干后得高纯铼酸铵产品，滤液返回浓缩工序。产品精制铼酸铵产品品位为99.95%。
实施例三：
（1）原料预处理工序：采用一段板框压滤与二段胀鼓过滤将铜冶炼废酸中的固体颗粒去除得铜冶炼废酸清液；
（2）离心萃取工序：配制7.5%N235+40%仲辛醇+260#溶剂油的混合有机相2m3作为萃取剂，铜冶炼废酸的处理量为800L/h，通过流量计按照相比O/A=1/10，控制进入离心萃取分离机铜冶炼废酸及萃取剂的进料量，采用3级逆流萃取，单级离心萃取时间为4s，得含铼负载有机相及含油萃余液，含铼负载有机相送离心洗涤工序，含油萃余液被送至萃余液隔油槽经去除有机相后，送至铜冶炼厂污水处理工序，有机相被送至萃取剂储槽；此工序中离心萃取分离机的转速为3200 r/min，重相堰板厚度为80mm，离心萃取分离机的机体材质为碳钢衬聚四氟乙烯；铼的平均萃取率为98.5%，萃余液中铼平均含量低于0.05mg/L；
（3）离心洗涤工序：上述步骤（2）所得的含铼负载有机相被送至离心洗涤分离机，以自来水为洗涤剂脱除夹带在有机相中的杂质，通过流量计控制洗涤剂的进液量，控制相比O/A=2/1，采用2级逆流离心洗涤，单级离心洗涤时间为4s，经洗涤后，含铼负载有机相在离心洗涤分离机的离心力作用下进入离心反萃工序；所得pH值为3～4的含油洗涤液经油水分离去除有机相后，送至铜冶炼厂污水处理工序，有机相被送至萃取剂储槽；所述离心洗涤分离机的转速为3800 r/min，重相堰板厚度为85mm，离心洗涤工序所使用的离心洗涤分离机的机体材质为316L不锈钢；
（4） 离心反萃工序：以质量浓度为20%的氨水作为反萃剂，控制经上述步骤（3）离心洗涤工序所得的含铼负载有机相与氨水的相比在1：1，于离心反萃分离机采用3级逆流进行反萃，单级反萃取时间为4s，反萃后的含油富铼液采用双槽定时切换内循环工艺，待金属铼浓度达到10g/L时停止循环，将所得含油富铼液经油水分离，所得有机相被送至萃取剂储槽，富铼液被送至浓缩结晶工序；所述离心洗涤分离机的转速为4000 r/min，重相堰板厚度为80mm，离心反萃工序所使用的离心洗涤分离机的机体材质为316L不锈钢；
（5） 浓缩工序：将步骤（4）所得的富铼液于100℃的温度下加热浓缩至铼含量为28g/L，将所得的富铼液经离心机过滤后自然冷却。
（6）冷冻结晶工序：采用过饱和冷冻搅拌结晶技术将步骤（5）所得的富铼液于0℃以下冷冻结晶8h，再经离心过滤，所得粗铼酸铵晶体经鼓风干燥箱烘干后送至重结晶工序，滤液返回浓缩工序，此工序中铼酸铵的结晶率大于85%，粗铼酸铵纯度大于97%；
（7） 重结晶工序：以软化水为溶剂，将软化水加热至60℃左右，于4600r/min的搅拌速率下，加入步骤(6)所得的粗铼酸铵结晶直至完全溶解，使得溶液中铼酸铵浓度为100g/L,后加入质量浓度为20%的氨水及质量浓度为37%的双氧水，反应时间以溶液由黄色变成无色为终点，并将其进行过滤，所得滤液采用过饱和冷冻结晶技术进行冷冻结晶后进行再次过滤，所得晶体经鼓风干燥箱烘干后得高纯铼酸铵产品，滤液返回浓缩工序。产品精制铼酸铵产品品位为99.95%。
本发明上述三个实施例分别为本发明实验室试验（实施例一）、扩大试验（实施例二）、半工业化试验（实施例三）。本发明不同阶段技术指标对比见下表：
阶段 铼回收率
实验室试验 99.5
扩大试验 98.5
半工业化试验 98.5
从上表中可以看出，本发明的三个阶段，有价金属铼的回收率基本上稳定在98.5%，可见本发明工艺稳定性较好。同时通过半工业化试验，对本发明单位精制铼酸铵产品的生产成本进行测算，本发明单位产品的生产成本为1450元/kg铼酸铵。

Claims (8)

1.一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺,其特征在于：包括如下步骤：
.预处理工序：采用一段板框压滤与二段胀鼓过滤相结合或采用真空过滤
将铜冶炼废酸中的固体颗粒去除，得铜冶炼废酸清液；
.离心萃取工序：以N235：仲辛醇：260#溶剂油=1:20:30～3:8:9的混
合有机相作为萃取剂，将上述萃取剂与预处理工序过来的铜冶炼废酸送至离心萃取分离机进行萃取，控制进入上述离心萃取分离机的萃取剂与铜冶炼废酸的相比为1：1～1：20，得含铼负载有机相和含油萃余液，其中含铼负载有机相在离心萃取分离机的离心力作用下进入离心洗涤工序，含油萃余液被送至萃余液隔油槽经去除有机相后，送至铜冶炼厂污水处理工序，有机相被送至萃取剂储槽；所述离心萃取分离机的转速为3000～4800 r/min，重相堰板厚度为80～90mm；
.离心洗涤工序：上述步骤（2）所得的含铼负载有机相被送至离心洗涤
分离机，以自来水为洗涤剂脱除夹带在有机相中的杂质，控制含铼负载有机相与洗涤剂自来水的相比在2:1～3：1，经洗涤后，含铼负载有机相在离心洗涤分离机的离心力作用下进入离心反萃工序；所得pH值为3～4的含油洗涤液经油水分离去除有机相后，送至铜冶炼厂污水处理工序，有机相被送至萃取剂储槽；所述离心洗涤分离机的转速为3200～4800r/min，重相堰板厚度为80～90mm；
.离心反萃工序：以质量浓度为10%～20%的氨水为反萃剂，控制经上述
步骤（3）离心洗涤工序所得的含铼负载有机相与氨水的相比在1：1～1：3，于离心反萃分离机进行反萃；反萃后的含油富铼液采用双槽定时切换内循环工艺，待金属铼浓度达到10g/L时停止循环，将所得含油富铼液经油水分离，所得有机相被送至萃取剂储槽，富铼液被送至浓缩结晶工序；所述离心洗涤分离机的转速为3200～5000 r/min，重相堰板厚度为80～90mm；
.浓缩工序：将步骤（4）所得的富铼液于90～100℃的温度下加热浓
缩至铼含量为25～30g/L，将所得的富铼液经离心机过滤后自然冷却；
.冷冻结晶工序：采用过饱和冷冻搅拌结晶技术将步骤（5）所得的富铼
液于0～-5℃下冷冻结晶5～8h，再经离心过滤，得粗铼酸铵结晶体经烘干后送至重结晶工序，滤液返回浓缩工序；
.重结晶工序：以软化水为溶剂，将软化水加热至60℃左右，于3000～
5000r/min的搅拌速率下，加入步骤(6)所得的粗铼酸铵结晶直至完全溶解，使得溶液中铼酸铵浓度为100～150g/L,后加入质量浓度为20%的氨水及质量浓度为37%的双氧水，反应时间以溶液由黄色变成无色为终点，并将其进行离心过滤，所得滤液采用过饱和冷冻结晶技术进行冷冻结晶后进行再次过滤，所得高纯铼酸铵晶体经烘干后得纯度大于99.95%的高纯铼酸铵产品，滤液返回浓缩工序。
2.根据权利要求1所述的铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺，其特征在于：所
述步骤（2）所用的萃取剂中组分N235的质量浓度为1.5～7.5%，仲辛醇的质量浓度为40% 。
3.根据权利要求1所述的铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺，其特征在于：所述步骤（2）的离心逆流萃取级数为2～3级，单级离心萃取时间为4s。
4.根据权利要求1所述的铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺，其特征在于：
所述步骤（3）的离心洗涤级数为1～3级，单级离心洗涤时间为4s。
5.根据权利要求1所述的铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺，其特征在于：所述步骤（4）的离心逆流反萃级数控制在1～3级，单级反萃取时间为4s。
6.根据权利要求1所述的铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺，其特征在于：所述步骤（5）浓缩工序中设置氨气吸收塔，氨气吸收塔吸收液返回步骤（4）离心反萃工序作为反萃剂循环使用。
7.根据权利要求1所述的铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺，其特征在于：所述步骤（6）中粗铼酸铵结晶体的烘干和步骤（7）中高纯铼酸铵晶体的烘干均采用鼓风干燥箱烘干。
8.根据权利要求1所述的铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺，其特征在于：所述步骤（2）离心萃取工序所使用的离心萃取分离机的机体材质为碳钢衬聚四氟乙烯，所述步骤（3）离心洗涤工序所使用的离心洗涤分离机的机体材质为316L不锈钢，所述步骤（4）离心反萃工序所使用的离心洗涤分离机的机体材质为316L不锈钢。
CN201710522700.0A 2017-06-30 2017-06-30 一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺 Pending CN107460320A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710522700.0A CN107460320A (zh) 2017-06-30 2017-06-30 一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710522700.0A CN107460320A (zh) 2017-06-30 2017-06-30 一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN107460320A true CN107460320A (zh) 2017-12-12

Family

ID=60544096

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201710522700.0A Pending CN107460320A (zh) 2017-06-30 2017-06-30 一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN107460320A (zh)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111593202A (zh) * 2020-05-18 2020-08-28 长沙矿冶研究院有限责任公司 一种从高砷废酸体系中选择性回收铼的方法
CN115821081A (zh) * 2022-12-07 2023-03-21 金川镍钴研究设计院有限责任公司 一种铜熔炼收尘液中分离富集铼的方法
CN116239152A (zh) * 2023-04-04 2023-06-09 河南中原黄金冶炼厂有限责任公司 一种铜冶炼粗高铼酸铵的提纯方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101469377A (zh) * 2007-12-25 2009-07-01 江西铜业集团公司 一种使用离心萃取机萃取回收溶液中铼的工艺
CN102502855A (zh) * 2011-11-01 2012-06-20 大冶有色设计研究院有限公司 一种从铜冶炼烟气洗涤废酸液中提取制备高铼酸铵的方法
CN105274348A (zh) * 2015-11-23 2016-01-27 金川集团股份有限公司 一种从铜冶炼烟气湿法收尘液中提取铼的方法
CN106319251A (zh) * 2016-09-09 2017-01-11 大冶有色金属有限责任公司 一种从铼精矿中提取铼酸铵的方法

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101469377A (zh) * 2007-12-25 2009-07-01 江西铜业集团公司 一种使用离心萃取机萃取回收溶液中铼的工艺
CN102502855A (zh) * 2011-11-01 2012-06-20 大冶有色设计研究院有限公司 一种从铜冶炼烟气洗涤废酸液中提取制备高铼酸铵的方法
CN105274348A (zh) * 2015-11-23 2016-01-27 金川集团股份有限公司 一种从铜冶炼烟气湿法收尘液中提取铼的方法
CN106319251A (zh) * 2016-09-09 2017-01-11 大冶有色金属有限责任公司 一种从铼精矿中提取铼酸铵的方法

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111593202A (zh) * 2020-05-18 2020-08-28 长沙矿冶研究院有限责任公司 一种从高砷废酸体系中选择性回收铼的方法
CN111593202B (zh) * 2020-05-18 2021-08-31 长沙矿冶研究院有限责任公司 一种从高砷废酸体系中选择性回收铼的方法
CN115821081A (zh) * 2022-12-07 2023-03-21 金川镍钴研究设计院有限责任公司 一种铜熔炼收尘液中分离富集铼的方法
CN116239152A (zh) * 2023-04-04 2023-06-09 河南中原黄金冶炼厂有限责任公司 一种铜冶炼粗高铼酸铵的提纯方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102649998B (zh) 铜镉渣中铜、镉、锌分离富集的方法
CN101597073B (zh) 一种用焦炉煤气脱硫废液制备硫氰酸钠的方法
CN112573546A (zh) 硫酸锂与碳酸钠（钾）直产碳酸锂降低硫酸根含量新方法
CN107460320A (zh) 一种铜冶炼废酸中回收金属铼的新工艺
CN106244828B (zh) 一种含钒浸出液的除杂方法
CN108754148B (zh) 一种含铜、锰、钴、锌、镍重金属废渣再回收的处理方法
CN101974687A (zh) 用含钴废料生产电子级硫酸钴的萃取工艺
CN106337138A (zh) 一种盐湖卤水离心萃取制备高纯无水氯化锂的工艺
CN107915240A (zh) 一种硫酸法生产电池级碳酸锂的方法
CN105483372B (zh) 一种反应、分离、洗涤、蒸发和干燥一体化的装置及方法
CN102994753A (zh) 一种从酸浸硫化尾矿的浸出液中分离富集镍的方法
CN101638725A (zh) 从低锗煤尘中湿法富集锗精矿的一种方法
CN104108740B (zh) 一种从含铜废料中选择性生产高品质硫酸铜的新方法
CN107673400A (zh) 一种铜镉渣生产七水硫酸锌的方法
CN108950249A (zh) 一种含钒页岩酸浸液的钒铝分离方法
CN109777958A (zh) 一种从含锌物料中综合回收利用有价金属的工艺
CN109371244A (zh) 一种利用锌粉净化渣从湿法炼锌浸出液中富集和开路杂质的方法
CN207845730U (zh) 一种湿法提钴装置
CN112831662A (zh) 镍钴锰酸锂三元正极粉料的回收利用方法
CN101603125B (zh) 一种镍液净化除杂的方法
CN107312940A (zh) 一种汞锑混合矿协同提取汞锑的方法
CN102703700B (zh) 氧化铜矿两段氨浸－分流萃取的方法
CN114421044A (zh) 一种含Al、Cu杂质磷铁渣混合物的纯化处理方法及系统
CN106868325A (zh) 一种盐酸浸取钛铁矿生产富钛料流程中富集钪的方法
CN105671324A (zh) 从富铼渣中制备铼酸铵的方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
RJ01 Rejection of invention patent application after publication

Application publication date: 20171212

RJ01 Rejection of invention patent application after publication