CN114502752A - 用于加工硫化铜和硫化镍材料的方法 - Google Patents
用于加工硫化铜和硫化镍材料的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN114502752A CN114502752A CN202080061277.9A CN202080061277A CN114502752A CN 114502752 A CN114502752 A CN 114502752A CN 202080061277 A CN202080061277 A CN 202080061277A CN 114502752 A CN114502752 A CN 114502752A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- copper
- slag
- solution
- nickel
- leaching
- 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
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 68
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims abstract description 32
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical compound [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 14
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title description 6
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 221
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 218
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 218
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 160
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 120
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 101
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 80
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims abstract description 62
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 claims abstract description 61
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims abstract description 4
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 44
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 30
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 26
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims description 21
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims description 19
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 17
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims description 15
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 claims description 10
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 70
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 abstract description 21
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 4
- 239000007788 liquid Substances 0.000 abstract description 2
- 239000000428 dust Substances 0.000 abstract 4
- YFLLTMUVNFGTIW-UHFFFAOYSA-N nickel;sulfanylidenecopper Chemical compound [Ni].[Cu]=S YFLLTMUVNFGTIW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 3
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 99
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 81
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 56
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 48
- 239000013618 particulate matter Substances 0.000 description 46
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 41
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 34
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 24
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 22
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 18
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 17
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 17
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 17
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 13
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 12
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 12
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical group [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 239000000047 product Substances 0.000 description 9
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 8
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 8
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 8
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 7
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 7
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 7
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 150000001720 carbohydrates Chemical class 0.000 description 6
- 239000003085 diluting agent Substances 0.000 description 6
- 238000000265 homogenisation Methods 0.000 description 6
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 6
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 6
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 5
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 5
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 5
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 5
- NEAQRZUHTPSBBM-UHFFFAOYSA-N 2-hydroxy-3,3-dimethyl-7-nitro-4h-isoquinolin-1-one Chemical class C1=C([N+]([O-])=O)C=C2C(=O)N(O)C(C)(C)CC2=C1 NEAQRZUHTPSBBM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 4
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 3
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 3
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 2
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 2
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 2
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 2
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 2
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 2
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 2
- AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N sulfur trioxide Chemical compound O=S(=O)=O AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010411 cooking Methods 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 230000002939 deleterious effect Effects 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 239000010413 mother solution Substances 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 1
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 1
- 230000002000 scavenging effect Effects 0.000 description 1
- 238000004904 shortening Methods 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 235000010269 sulphur dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 239000004291 sulphur dioxide Substances 0.000 description 1
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 description 1
- 125000005270 trialkylamine group Chemical group 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 1
Images
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
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/02—Roasting 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
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/02—Roasting processes
- C22B1/04—Blast roasting
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/001—Preliminary treatment with modification of the copper constituent
- C22B15/0013—Preliminary treatment with modification of the copper constituent by roasting
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/001—Preliminary treatment with modification of the copper constituent
- C22B15/0013—Preliminary treatment with modification of the copper constituent by roasting
- C22B15/0015—Oxidizing roasting
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- 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
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
-
- 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
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching 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
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/043—Sulfurated acids or salts thereof
-
- 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
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0453—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
-
- 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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
-
- 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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/045—Leaching using electrochemical 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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
- C22B3/30—Oximes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/12—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of copper
-
- 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
由于加工硫化铜‑镍材料的本方法可以在加工硫化铜‑镍材料时用于有色冶金中。硫化铜‑镍材料的加工包括材料的氧化焙烧以获得炉渣，用循环溶液浸析所述炉渣，分离浸析残余物，和从浸析液中电解沉积铜。焙烧过程中产生的炉渣和粉尘分别浸析。所述粉尘与来自炉渣加工循环的部分溶液一起在循环铜萃余物中浸析，所述部分在所述溶液引导至浸析步骤时由铜电解沉积步骤的溶液在分离。分离来自粉尘浸析步骤的残余物。通过液体提取从粉尘浸析步骤的溶液中提取出铜，然后从循环再提取物中进行铜的单独电解沉积。然后，分离部分萃余物送入镍生产过程。该方法可以改进生产性能，特别是增加铜回收为市售产品，减少铜和其他有价值组分的损失，通过减少循环数而降低有色金属和贵金属方面的在制品。
Description
技术领域
本发明涉及有色金属工业领域，具体涉及用于加工硫化铜和硫化镍材料的方法，这些材料可以是来自浮选转炉(flotation converter)锍(matte)分离的铜精矿或含镍的铜锍，特别是白锍。
背景技术
由铜镍锍生产镍和贵金属(PM)精矿的方法是已知的，该方法包括用氯化物溶液进行浸析，从溶液中沉淀出铜而获得硫化铜饼，提取PM精矿和从溶液中电提取镍，其中在浸析之前，将转炉锍分离成硫化物部分和金属化部分，硫化物部分进行采用供氯的氯化物溶液浸析，铜沉淀和将后者输出至硫化铜饼中通过将转炉锍分离获得的金属化部分加入由浸析获得的矿浆中进行，将硫化铜饼焙干，得到的炉渣进行浸析，溶液送至铜的电提取，和通过浮选从残余物中提取出PM精矿和浮选尾料，其中在电提取镍之前，溶液要从铁、锌、铜和钴中提纯(专利RU2415956)。现有技术方法的缺点在于，从被氯化物污染的材料生产铜的方法技术复杂，操作成本高，并且由于在提取金属化部分之后在镍生产过程中加工镍锍硫化物部分而造成损失。
该方法描述了来自铜和镍转化炉锍的镍和PM精矿生产过程，而不是用于生产铜的方法。因此，该方法没有公开铜生产过程的特性，特别是处理受杂质污染的铜溶液(这些公开于特别是最近的现有技术中)。该方法的上述缺点由以下事实构成：其包括在使用氯和氯化物溶液的镍生产过程中处理硫化铜和硫化镍组分的组合以及转炉锍的金属化部分。因此，从镍生产过程中取出的硫化铜饼包含硫化铜组分的所有铜和来自转炉锍的更大量的PM，前者主要存在于其金属化组分中。来自转炉内容物的大部分PM会与硫化物铜饼以及由镍和未完全去除的氯化物组成的杂质一起供应到铜生产过程中，这些杂质与铜饼的量成正比。氯化物主要转化为焙烧气体并在焙烧气体处理系统中引起腐蚀。炉渣中的剩余氯化物会进入铜电解液中并妨碍电提取生产铜。
大量镍与硫化物铜饼一起通过铜生产过程返回到镍生产过程中，增加了损失、财务和运营成本。通过从铜生产过程中的浸析残余物中提取的浮选精矿回收PM，会导致PM损失增加和生产过程不完整。因此，当从铜镍转炉锍中提取磁性部分时，硫化铜和硫化镍精矿同时从其要分开处理的锍中提取出来。
从硫化物矿物中提取铜和镍的方法也是已知的，其包括焙干的步骤，例如，使用硫酸、三氧化硫、金属硫酸盐和/或与氧气组合混合的二氧化硫，而优选获得磁铁矿和硫酸铜；然后，浸析硫酸化炉渣并通过例如电提取从浸析液中提取铜。铜主要通过浸析溶解，但镍和铁仅部分溶解。提取铜后，将含镍溶液送回焙烧步骤，从而将全部镍带到浸析残余物中，其进一步转化为含铁、铜和镍的合金(专利US 4585477)。现有技术方法具有的缺点在于，由硫酸盐溶液连同初始原料的焙烧处理要求的焙烧气体的焙烧方案复杂且精制复杂，前者的量与通过焙烧获得的硫酸盐的量成正比。
就特征组合和所获得的结果而言，与要求保护的方法最接近的现有技术是一种从转炉锍浮选分离中精炼铜精矿的方法(专利RU 2341573)，该方法包括铜精矿的氧化焙烧，在循环电解液中浸析铜炉渣，浸析残余物的分离，浸析液中铜的电提取。因此，粗浆形式的浸析残余物进行浮选分离以及PM精矿和浮选尾料提取，其主要含有有色金属，并会转化为二次转炉锍，并且部分电解液在电提取铜后分离出来，并经过煮浓而使硫酸浓度达到250-300g/L，通过结晶从后者中提取出硫酸铜，并提取出硫酸，这两者送回铜炉渣浸析，其中酸提取后，主要含镍的萃余物送至镍生产过程，而PM精矿进入精炼过程。现有技术方法具有如方法的性能特性平庸和直接将铜提取成可市售产品的水平相对较低的缺点。
发明内容
技术问题
本发明旨在提供一种处理硫化铜和硫化镍材料和提取有色金属和贵金属的方法。
要求保护的发明的目的在于提高铜的直接提取。
解决问题的措施
发明的有益效果
本发明所取得的技术成果在于改善了硫化铜和硫化镍材料处理的性能特征，具体而言，提高了铜直接提取为可市售产品，减少了铜和其他有价值组分的损失，和通过减少过程周期而减少了有色金属和贵金属的不完全处理。
上述技术成果依据硫化铜和硫化镍材料的处理方法而实现，包括：氧化焙烧材料而获得炉渣，用循环液浸析炉渣，分离浸析残余物，从浸析液电提取铜，其中，根据该方法，通过焙烧产生的炉渣和颗粒物分开浸析，其中颗粒物与来自炉渣加工线的溶液的分离部分一起在循环铜萃余物中浸析，所述部分由铜的电提取后提供给浸析的一部分溶液组成，从颗粒物浸析中分离出残留物，通过溶剂提取从颗粒物浸析的溶液中提取铜，然后从循环再提取物中单独电提取铜，然后分离一部分萃余物送往镍生产过程。
根据该方法，将电提取铜后的一部分溶液或来自一部分炉渣浸析溶液的结晶的母液用作炉渣加工线的单独部分。
根据该方法，来自转炉锍或含镍锍，特别是白锍的浮选分离的铜精矿被用作要处理的硫化铜和硫化镍材料。
在要求保护的方法中，铜在两条独立的生产线中生产，其中包括焙烧和炉渣处理的第一条线旨在使用已知的焙烧、浸析和电提取方案生产可市售的铜，而第二条生产线，包括处理来自焙烧的颗粒物，旨在使用已知的浸析、溶剂提取和电提取方案生产可市售的铜。
焙烧原料(来自转炉锍或含镍锍，特别是白锍的浮选分离的铜精矿)的过程与显著的颗粒物夹带有关，这在使用流化层炉时可以达60％。为此，流化层炉设有多级颗粒物收集系统。来自该颗粒物收集系统的颗粒物被送回该炉中进行焙烧，或与炉渣一起向前送至进一步处理。颗粒物的输出及其特性由焙烧的硬件实施方式、焙烧条件和初始硫化物材料的细度(粒度)定义。将其输出由硬件实现和焙烧条件定义的细颗粒物送回焙烧是不适宜的，因为它们将再次迅速离开焙烧室。
要求保护的方法的优点基于来自颗粒收集系统最后阶段的细颗粒是不完全焙烧的材料的事实，因此从颗粒转移到溶液中的杂质水平显着高于从炉渣转移的水平。此外，来自颗粒收集最后阶段的细颗粒进一步富含最有害的挥发性微量杂质。考虑到含铜材料焙烧产生的细颗粒是污染铜的大多数杂质元素的来源，如镍、铁和微量杂质如硒、碲、砷，单独浸析来自不同生产线的焙烧的炉渣和细颗粒，并通过选择性提取铜从细颗粒浸析溶液生产可市售的铜，将防止可市售的铜被杂质污染并提供其一致的高质量。
在最接近的现有技术的方法中没有提及，但对于本领域技术人员而言显而易见的是，来自焙烧的炉渣和颗粒物会一起处理，这会导致铜生产过程溶液受杂质额外污染。在要求保护的发明中，杂质在没有细颗粒的情况下在炉渣加工线中的积聚会慢得多。为了将杂质含量保持于允许的水平，一部分电解液要分离用于回收，因此，在要求保护的发明中，基于可能杂质中的主要杂质，如镍，铁、硒、碲、砷等而分离出的炉渣加工线溶液部分的量要比在最接近的现有技术中将细颗粒物和炉渣一起浸析的情况更小。
在通过要求保护方法的浸析-提取-电提取而单独处理细颗粒物的情况下，通过选择性提取铜而阻止可市售铜在颗粒加工线中受杂质的污染，这会提供高可允许的处理液中的杂质含量。萃余物的分离部分中的杂质与铜的比率似乎比没有选择性提取的情况要高得多。
通过仅将一部分贫铜萃余物输送到镍生产过程而确定了该方法的额外新颖性和实用性，这会显著减少了输送到镍生产过程的铜量。这由以下事实进行解释：来自炉渣加工线而基于主要杂质分离的部分富铜溶液没有被取出用于进一步处理，而是与循环萃余物一起转入颗粒物浸析。提取后，萃余物中的铜含量变低，因此分离出来供镍生产过程使用的萃余物部分含有少量铜—1.5-2.0g/L。这会提高镍生产过程中分离出的溶液中杂质与铜的比率，并会增加铜的直接提取，从而减少后者回收的损失。铜提取是相当简单的标准操作(广泛知晓并使用的)，并且比在最接近的现有技术中处理分离部分溶液所消耗的能量要少得多。
要求保护的用于加工硫化铜和硫化镍产品的方法会提供用于在单独炉渣和颗粒物加工线中生产铜，这对应于它们在最佳模式下的独立操作。
在最佳实施方式中，通过从循环通过炉渣加工线的分离部分溶液中预先结晶出硫酸铜，会进一步减少进入镍生产过程的铜量。提取出的纯净硫化铜溶解于炉渣浸析线的循环液中，并且只有富含杂质的结晶母液才进入颗粒物溶解。
与最接近的现有技术不同，来自浸析的接近铜溶解度极限的富溶液，而不是电提取后的铜提取溶液被送往结晶。然后，最低煮浓的冷却足以进行硫酸铜提取。这是因为冷却会显著降低盐的溶解度。与最接近的现有技术不同的是，不需要从分离的溶液中提取酸，并且在颗粒物浸析线中通过结晶从母溶液中进一步提取铜。与最接近的现有技术不同的是，煮浓的能量消耗降低，并且酸提取操作被省略。与最接近的现有技术不同，与杂质相比，来自结晶的大量铜保留于母溶液中，这会导致硫酸铜更纯并且降低杂质随不纯硫酸铜部分返回到主要生产过程中。这会减少要煮浓的溶液的量。
硫化铜材料焙烧的颗粒物输出由多种因素决定，具体由初始材料的特性、焙烧模式、炉和颗粒物收集系统的结构特性决定。通常，颗粒物输出可能超过炉渣输出。然而，大部分颗粒物通常返回至焙烧，并且只有它们被细颗粒物收集系统捕获的较少部分富含有害杂质，特别是硒、碲或更易溶解的杂质。颗粒物中铁和镍的溶解度明显高于炉渣中的溶解度。通常，这种颗粒的输出水平占炉渣输出的5％-20％。在单独的生产线中处理它们只是权宜之计。
与最接近的现有技术一样，贵金属精矿可以通过浮选法从炉渣和颗粒物浸析的均质残余物中提取，而主要包含有色金属的浮选尾料可以加工成转炉锍。
要求保护的方法可以用于处理各种硫化物材料，特别是来自转炉锍、含镍铜锍或白锍的浮选分离的铜精矿，该白锍是从其中高温冶金去除主要部分铁(转化)后的铜锍。
附图说明
图1和2中提供了硫化物材料加工的简化示意流程图。
-图1显示了本发明硫化物材料加工的简化示意流程图；
-图2显示了本发明硫化物材料加工的最佳实施方式的简化示意流程图。
具体实施方式
本发明方法的实施方式。
本文描述了从作为初始材料的转炉锍的浮选分离来处理铜精矿的本发明方法的实施方式。以相同的方式，该方法可以用于含镍铜锍，特别是白锍。
来自转炉锍浮选分离的铜精矿在流化层(FL)炉中在870-930℃的沸腾材料层温度下焙烧，直到炉渣中的硫残余物为约0.1％。过滤掉颗粒物后，焙烧气体被送入硫酸生产过程。焙烧会导致产生硫含量高达2.0％的炉渣和细颗粒物。细颗粒物产量是15.5％的炉渣产量。
本发明处理的简化示意流程图如图1所示。该方法涉及两条铜生产线：炉渣电提取1和颗粒物电提取2。
炉渣在炉渣加工线的循环溶液，即铜电提取1后的溶液中浸析。炉渣浸析的残留物与颗粒物浸析的残留物一起浓缩并送至水冲洗和浮选。后过滤之后，炉渣浸析液送至铜电提取1。供给电解质的浴通过后过滤滤液和从浴中回收的电解质的均化而获得。可市售铜在采用铅基合金阳极的浴中生产。部分从浴中回收的酸性电解质与后过滤滤液混合，部分返回至炉渣浸析，并且部分分离出来，用于颗粒物浸析。
来自焙烧的颗粒物与铜电提取1的电解质的分离部分一起浸析于一部分铜提取萃余物中。颗粒物浸析的残留物进行浓缩并与炉渣浸析的残留物一起送至水洗和浮选。颗粒物浸析液的后过滤滤液通过溶剂提取进行铜提取。使用以在碳水化合物稀释剂中30vol％浓度的溶液形式的改性羟肟基提取剂(Cytec InD生产的Acorga M5640，或其等同物)进行提取。提取铜后的萃余物返回颗粒物浸析，其部分从铜生产过程中分离，进入镍生产过程。使用从单独的铜电提取2线的浴中回收的部分电解质进行铜再提取。再提取产物与从单独的铜电提取2线回收的电解质部分均化，并供给至铜电提取2浴。可市售的铜在采用铅基合金阳极的浴中生产。从浴中回收的一部分酸性电解质与再提取产物混合，而另一部分送回铜再提取。
使用浮选法从浆料中提取PM浓缩物，该浆料由来自炉渣和颗粒物浸析的残余物的组合冲洗产生。浮选尾料送入二级转炉锍生产过程。
在最佳实施方式中，要求保护的方法还包括将硫酸铜从一部分炉渣浸析液中煮浓并结晶。因此，不是从铜电提取1浴回收的的电解质的分离部分，而是来自硫酸铜结晶的母液被送至颗粒物浸析。
图2显示了本发明处理从转炉锍浮选分离铜精矿的最佳实施方式的简化示意流程图。该方法还涉及两条铜生产线：炉渣电提取1和颗粒物电提取2。
炉渣在炉渣加工线的循环溶液，即铜电提取1后的溶液中进行浸析。炉渣浸析残留物与颗粒物浸析残留物一起浓缩并转送至水冲洗和浮选。后过滤之后，大部分炉渣浸析液送至铜电提取1。一部分后过滤之后的浸析液总计3.5％-4％，送至真空煮浓和硫酸铜结晶，这在室温下进行。结晶产生的母溶液被送至颗粒物浸析，并且在要溶解的硫酸铜晶体中，并且该溶液与被送至后过滤的溶液合并。浴中供给的电解质通过后过滤滤液和浴中回收的电解液的均质化获得。可市售的铜在采用铅基合金阳极的浴中生产。浴中回收的部分酸性电解质与后过滤滤液混合，而另一部分返回到炉渣浸析。
来自焙烧的颗粒物与硫酸铜结晶母溶液一起在铜提取的部分萃余物中进行浸析。颗粒浸析的残留物进行浓缩，并与炉渣浸析的残留物一起进行水冲洗和浮选。来自颗粒物浸析液的后过滤滤液通过溶剂提取进行铜提取。使用以在碳水化合物稀释剂中30vol％浓度的溶液形式的改性羟肟基提取剂(Cytec InD生产的Acorga M5640，或其等同物)进行提取。铜提取后的萃余物返回颗粒物浸析，而其部分从铜生产过程中分离出来，进入镍生产过程。使用从单独的铜电提取2线的浴中回收的部分电解质进行铜再提取。再提取产物与从单独的铜电提取2线回收的电解质部分一起均质化，并供给到铜电提取2浴中。可市售的铜在采用铅基合金阳极的浴中生产。从浴中回收的一部分酸性电解质与再提取产物混合，而另一部分送回至铜再提取。
实施例
实施例1.最接近的现有技术方法的实施方式
来自转炉锍的浮选分离的铜精矿，以％计含有：Cu-70.7；镍-3.9；铁-3.9；S-21.0，在流化层(FL)炉中在870-930℃的流化材料层温度下焙烧，直到炉渣中的硫残留量为0.1％。过滤掉颗粒物后，焙烧气体被送入硫酸生产过程。焙烧产生具有以下组成的炉渣，％：Cu-71.3；镍-3.9；铁-3.9；和富集至高达2.0％硫并具有以下组成的细颗粒物，％：Cu-68.7；镍-4.4；铁-4.4。细颗粒物产量为炉渣产量的15.5％。
在铜电提取之后，颗粒物和炉渣一起在70-80℃的温度下在循环溶液中进行浸析，溶液具有以下组成，g/L：Cu-35；H2SO4-120。浸析残余物进行浓缩并送至水洗和浮选。后过滤之后的炉渣浸析溶液，具有以下组成，g/L：Cu-100；H2SO4-15，被送至铜电提取。供给至浴的电解质通过后过滤滤液和从浴中回收的电解质的均化而获得。使用270-300A/m2的电流密度，可以在采用铅基合金阳极的浴中生产出适销售的铜。浴供给溶液具有以下组成，g/L：Cu-40；镍-20；H2SO4-112。在浴中，该溶液具有以下组成，g/L：Cu-35；镍-20；H2SO4-120。一部分从浴中回收的电解质与后过滤滤液混合，一部分返回炉渣浸析，一部分进行分离而回收。分离回收的溶液的量由循环溶液中的最大容许的镍含量决定，即20g/L，因此总计1.45m3/吨可市售铜。因此，循环溶液中的铁含量为2.4g/L。
从浴中回收的电解值的分离部分煮浓3次而达到360g/L的酸浓度。冷却和结晶硫酸铜。硫酸铜从母溶液中分离出来并送入炉渣浸析线。使用溶剂提取将硫酸与母溶液分离。混合物含有，％：30-C7-C9级分三烷基胺和70-异辛醇，用作提取剂。使用水进行酸再提取。提取得到具有以下组成的再提取物，g/L：Cu-0.4；镍-2.1；铁-0.2；H2SO4-135，其返回炉渣浸析，和具有以下组成的萃余物，g/l：Cu-11.5；镍-32.5；Fe-3.6；H2SO4-157，其转入镍生产过程。送入镍生产过程的萃余物中的镍铜比率为2.8t/t。
使用浮选方法从来自冲洗的炉渣和颗粒浸析残留物的浆料中提取PM精矿。浮选尾料送入二级转炉锍生产过程。
电提取生产可市售的铜，根据GOST 546-2001的M0k级铜阴极。由于硒含量标准化为不高于0.00020％，因此铜阴极不符合最高M00k级。铜阴极杂质由从富硒的焙烧颗粒物转移到溶液中的硒增加所致。
实施例2.本发明方法的实施方式
来自转炉锍的浮选分离的铜精矿以％计含有：Cu-70.7；镍-3.9；铁-3.9；S-21.0，将其在流化层(FL)炉中在870-930℃的流化材料层温度下焙烧，直到炉渣中的硫残留量为0.1％。滤出颗粒物后，焙烧气体送入硫酸生产过程。焙烧产生具有以下组成的炉渣，％：Cu-71.3；镍-3.9；铁-3.9；和富集至高达2.0％硫的具有以下组成的细颗粒物，％：Cu-68.7；镍-4.4；铁-4.4。细颗粒物产量是炉渣产量的15.5％。
因此，其焙烧的初始材料和条件，以及炉渣和颗粒物的数量和质量与实施例1中的相同。
炉渣在70-80℃的温度下在炉渣生产线的循环溶液中浸析，该循环溶液是来自铜电提取1的溶液，具有以下组成，g/L：Cu-35；H2SO4-120。炉渣浸析残留物进行浓缩并与颗粒物浸析残留物一起转入水洗和浮选。后过滤之后的炉渣浸析液具有以下组成，g/L：Cu-100；H2SO4-15，被送至铜电提取1。浴供给电解质通过后过滤滤液和浴回收的电解质一起均化而获得。在采用铅基合金阳极的浴中生产可市售铜。浴供给溶液具有以下组成，g/L：Cu-40；镍-20.0；H2SO4-112。浴中的溶液具有以下组成，g/L：Cu-35；镍-20.0；H2SO4-120。部分从浴中回收的酸性电解液与后过滤滤液混合，部分返回至炉渣浸析，而部分分离用于颗粒物浸析。用于颗粒浸析的分离溶液量为0.66m3/吨炉渣加工生产线中生产的可市售铜。其由在炉渣加工线中循环的溶液中能够允许的最大镍含量决定，即20g/L。因此，循环溶液中的铁含量为1.4g/L。
在70-80℃的温度下将来自焙烧的颗粒物与从炉渣加工线(铜电提取1)中分离出的部分电解质一起浸析于一部分铜提取萃余物中，该萃余物具有以下组成，g/L：Cu-2；镍-16；H2SO4-50。颗粒物浸析的残留物进行浓缩，并与炉渣浸析的残留物一起进行水洗和浮选。颗粒物浸析溶液的后过滤滤液具有以下组成，g/L：Cu-32；镍-16；H2SO4-3.5，将其取送至通过溶剂提取的铜提取。使用以在碳水化合物稀释剂中浓度为30vol％的溶液形式的改性羟肟基提取剂(Cytec InD生产的Acorga M5640，或其等同物)分三阶段进行提取。提取铜后的萃余物返回颗粒物浸析，并且其部分从铜生产过程中分离，进入镍生产过程。铜再提取分两阶段使用从单独的铜电提取2的浴中回收的部分电解质进行。得到的再提取物具有以下组成，g/L：Cu-50；镍-8；铁-0.5；H2SO4-147，将其与从单独铜电提取2浴中回收的一部分电解质一起均化，然后供给到铜电提取2的浴中。使用270-300A/m2的电流密度，在采用铅基合金阳极的浴中生产可市售铜。浴供给溶液具有以下组成，g/L：Cu-40；镍-8；铁-0.5；H2SO4-162。从该浴中回收的部分电解质具有以下组成，g/L：Cu-35；镍-8；铁-0.5；H2SO4-170，将其与再提取物混合，而另一部分返回铜再提取。
要分离到镍生产过程中的萃余物的量由来自颗粒物加工线的溶液中盐含量(总硫酸盐含量)的稠度确定。送入镍生产过程的萃余物中的镍/铜比率为3.7t/t。
使用浮选方法从浆料中提取PM精矿，该浆料由来自炉渣和颗粒物浸析的残余物的合并冲洗而产生。浮选尾料送入二级转炉锍生产过程。
电提取产生可市售铜，根据GOST 546-2001的M00k级铜阴极。
实施例3.本发明方法的实施方式
在最佳实施方式中，要求保护的方法还包括从一部分炉渣浸析溶液中煮浓和结晶硫酸铜。在这种情况下，不是从铜电提取1浴中回收的部分电解质，而是来自硫酸铜结晶的母液被送到颗粒物浸析。
其焙烧的初始材料和条件以及炉渣和颗粒物的数量和质量与实施例1中相同。
炉渣在70-80℃的温度下浸析于炉渣生产线的循环溶液中，该循环溶液是来自铜电提取1的溶液，具有以下组成，g/L：Cu-35；H2SO4-120。炉渣浸析的残留物进行浓缩并与颗粒物浸析的残留物一起转入水洗和浮选。后过滤之后的炉渣浸析液具有以下组成，g/L：Cu-100；H2SO4-15，被送至铜电提取1。后过滤之后的部分浸析液，按照0.66m3/吨炉渣加工线生产的阴极铜的量，送至硫酸铜真空煮浓和结晶，这在20℃的温度下进行。结晶产生具有以下组成的母液，g/L：Cu-42；镍-26；铁-1.8；H2SO4-20，其被送至颗粒物浸析，以及硫酸铜晶体，其被溶解并与提供至后过滤的溶液合并。浴供给的电解质通过后过滤滤液和从浴中回收的电解质的均化而获得。使用270-300A/m2的电流密度，在采用铅基合金阳极的浴中生产可市售的铜。浴供给溶液具有以下组成，g/L：Cu-40；镍-20.0；H2SO4-112。浴中的溶液具有以下组成，g/L：Cu-35；镍-20.0；H2SO4-120。部分从浴中回收的酸性电解质与浸析溶液混合，而另一部分返回至炉渣浸析。送至煮浓的溶液量取决于炉渣加工线中循环的溶液中允许的最大镍含量，即20g/L。因此，循环溶液中的铁含量为1.4g/L。
来自焙烧的颗粒物在70-80℃的温度下连同来自硫酸铜结晶的母液一起浸析于一部分铜提取萃余物中，该萃余物具有以下组成，g/L：Cu-2；镍-18；Fe-2.0；H2SO4-50。颗粒物浸析的残留物进行浓缩，并与炉渣浸析的残留物一起进行水洗和浮选。颗粒物浸析溶液的后过滤滤液具有以下组成，g/L：Cu-32；镍-18；Fe-2.0；H2SO4-3.5，其送至通过溶剂提取的铜提取。使用以在碳水化合物稀释剂中浓度为30vol％的溶液形式的改性羟肟基提取剂(Cytec InD生产的Acorga M5640，或其等同物)分三阶段进行提取。提取铜后的萃余物返回颗粒物浸析，并且其部分从铜生产过程中分离，进入镍生产过程。铜再提取分两阶段使用从单独的铜电提取2的浴中回收的部分电解质进行。得到的再提取物具有以下组成，g/L：Cu-50；镍-8；铁-0.5；H2SO4-147，将其与从单独的铜电提取2浴中回收的一部分电解质一起均化，并供给到铜电提取2的浴中。使用270-300A/m2的电流密度，在采用铅基合金阳极的浴中生产可市售的铜。浴供给溶液具有以下组成，g/L：Cu-40；镍-8；铁-0.5；H2SO4-162。从浴中回收的部分电解质具有以下组成，g/L：Cu-35；镍-8；铁-0.5；H2SO4-170，将其与再提取物混合，而另一部分返回至铜再提取。可市售铜使用270-300A/m2的电流密度在采用铅基合金不溶性阳极的浴中生产。
要分离到镍生产过程的萃余物的量由颗粒物加工线的溶液中盐含量(总硫酸盐含量)的浓度决定。送入镍生产过程的萃余物中的镍/铜比率为9.1t/t。
使用浮选法从浆料中提取PM精矿，该浆料由来自炉渣和颗粒物浸析的残余物的组合冲洗而产生。浮选尾料被送入二级转炉锍生产过程。
电提取产生可市售铜，根据GOST 546-2001的M00k级铜阴极。
表
表中比较了来自转炉锍浮选分离的铜精矿处理的独特定量特征。明显的是，在相同的初始材料的焙烧和浸析的相同定量特征的情况下，要求保护的方法增加了转入镍生产过程的溶液中的镍/铜比率，这解释了直接提取到可市售产品中的铜的增加。在要求保护的方法中，降低了铜电提取浴的电解质中的铁含量，这会提高铜产量/电流比率。要求保护的方法还会降低煮浓率，或完全避免煮浓的需要。此外，根据本发明的方法，由受杂质污染的初始材料也会生产出最高等级的铜。
实施例4.本发明方法的实施方式
由瓦纽科夫(Vanyukov)炉(VF)中的冶炼和随后的转化生产的低铁的铜镍锍(白锍)的处理。
白锍具有如下组成，％：Cu-72.5；镍-3.7；铁-4.0；S-19.3，将其在沸腾材料层中在850-880℃的温度下在流化层(FL)炉中焙烧，直到炉渣中的残余硫含量为约0.1％。过滤掉颗粒物后，焙烧气体送入硫酸生产过程。焙烧产生炉渣，其具有如下组成，％：Cu-72.0；镍-3.6；Fe-4.0，和细颗粒物，其具有以下组成，％：Cu-70；镍-3.6；Fe-3.9，硫含量高达2.0％。细颗粒物产量是炉渣产量的11.4％。
将炉渣在70-80℃的温度下浸析于来自炉渣生产线的循环溶液中，该循环溶液是来自铜电提取1的溶液，具有以下组成，g/L：Cu-35；H2SO4-120。炉渣浸析的残留物进行浓缩并与颗粒物浸析的残留物一起转入水洗和浮选。后过滤之后，炉渣浸析液具有以下组成，g/L：Cu-100；H2SO4-15，大部分被送至铜电提取1。后过滤之后，一部分炉渣浸析液以0.5m3/吨炉渣加工线生产的阴极铜的量送至真空煮浓和硫酸铜结晶，其在20℃的温度下进行。结晶产生母液，其具有以下组成，g/L：Cu-42；镍-26；铁-2.4；H2SO4-21，送至颗粒物浸析，以及硫酸铜晶体，其被溶解并与提供给后过滤的溶液合并。浴供给的电解质通过后过滤滤液和从浴中回收的电解质的均化而获得。使用270-300A/m2的电流密度，在采用铅基合金阳极的浴中生产可市售的铜。浴供给溶液具有以下组成，g/L：Cu-40；镍-20.0；H2SO4-112。浴中的溶液具有以下组成，g/L：Cu-35；镍-20.0；H2SO4-120。部分从浴中回收的电解质与浸析溶液混合，而另一部分返回至炉渣浸析。送至煮浓的溶液量取决于炉渣加工线中循环的溶液中允许的最大镍含量，即20g/L。因此，循环溶液中的铁含量为1.8g/L。
来自焙烧的颗粒物在70-80℃的温度下连同硫酸铜结晶母液一起浸析于一部分来自铜提取的萃余物中，该萃余物具有以下组成，g/L：Cu-2；镍-15；铁-1.5；H2SO4-50。颗粒物浸析的残留物进行浓缩，并与炉渣浸析的残留物一起进行水冲洗和浮选。颗粒物浸析溶液的后过滤滤液具有以下组成，g/L：Cu-32；镍-15；铁-1.5；H2SO4-3.7，将其送至通过溶剂提取的铜提取。使用以在碳水化合物稀释剂中浓度为30vol％的溶液形式的改性羟肟基提取剂(Cytec InD生产的Acorga M5640，或其等同物)分三阶段进行提取。提取铜后的萃余物返回颗粒物浸析，并且其部分从铜生产过程中分离，进入镍生产过程。铜再提取使用部分从单独的铜电提取2的浴中回收的电解质分两阶段进行。得到的再提取物具有以下组成，g/L：Cu-50；镍-10；铁-1.0；H2SO4-147，其与一部分从单独的铜电提取2浴中回收的电解质一起均化，然后供给到铜电提取2的浴中。使用270-300A/m2的电流密度，在采用铅基合金阳极的浴中生产可市售铜。浴供给溶液具有以下组成，g/L：Cu-40；镍-10；铁-1.0；H2SO4-162。从浴中回收的电解液具有如下组成，g/L：Cu-35；镍-10；铁-1.0；H2SO4-170，将其部分与再提取物混合，而另一部分返回铜再提取。使用270-300A/m2的电流密度在采用铅基合金不溶性阳极的浴中生产可市售铜。
要分离到镍生产过程中的萃余物的量由颗粒物加工线的溶液中的盐含量(总硫酸盐含量)的浓度确定。进入镍生产过程的萃余物中的镍/铜比率为7.5t/t。
使用浮选法从料浆中提取PM精矿，该料浆由炉渣和颗粒浸析的残余物的组合冲洗而产生。浮选尾料送入二级转炉锍生产过程。
电提取产生可市售铜，根据GOST 546-2001的M00k级铜阴极。铜的直接提取率为97.4％。
实施例5.本发明方法的实施方式
通过纽科夫炉(VF)中的冶炼生产的铜镍锍的处理。
铜锍具有以下组成，％：Cu-58.5；镍-3.04；铁-14.2；S-23.2，将其在沸腾材料层中在840-870℃的温度下在流化层(FL)炉中焙烧，直到炉渣中的残余硫含量为约0.5％。过滤掉颗粒物后，焙烧气体送入硫酸生产过程。焙烧产生炉渣，其具有以下组成，％：Cu-60.2；镍-3.1；铁-14.6；和富集至3.0％的硫的细颗粒物，其具有以下组成，％：Cu-61.1；镍-3.2；铁-14.9。细颗粒物产量是炉渣产量的10.9％。
将炉渣在70-80℃的温度下浸析于铜电提取1的溶液中，该溶液是来自铜电提取1的溶液，其具有以下组成，g/L：Cu-35；H2SO4-110。从浸析浆液中沉淀出铁，直到其残留物含量超过炉渣2.0g/L，而同时在pH2.0-2.5下用氧气对料浆曝气。炉渣浸析和铁清除的残余物合并而进行浓缩，并与颗粒浸析残余物一起送至水洗和浮选。后过滤之后，炉渣浸析溶液具有以下组成，g/L：Cu-97；H2SO4-0，大部分送至铜电提取1。后过滤之后，一部分滤液以0.8m3/吨炉渣加工线生产阴极铜的量送入真空煮浓和硫酸铜结晶，其在20℃的温度下进行。结晶产生母液，其具有以下组成，g/L：Cu-40；镍-2.8；铁-4.0；H2SO4-0，被送入颗粒物浸析，和硫酸铜晶体，其被溶解并与提供给后过滤的溶液合并。浴供给的电解质通过后过滤滤液和从浴中回收的电解质的均化获得。使用270-300A/m2的电流密度，在采用铅基合金阳极的浴中生产可市售的铜。浴供给溶液具有以下组成，g/L：Cu-40；镍-15.0；H2SO4-102。浴中的溶液具有以下组成，g/L：Cu-35；镍-15.0；H2SO4-110。一部分从浴中回收的电解质与浸析液混合，而另一部分返回用于炉渣浸析。送至煮浓的溶液量为0.8m3/吨炉渣加工线生产可市售铜。其由在组合冲洗炉渣和颗粒物浸析残留物期间产生的溶液量决定。在这种情况下，在炉渣加工线中循环的溶液中的镍含量为15g/L。
焙烧的颗粒物在70-80℃的温度下连同硫酸铜结晶母溶液一起浸析于一部分来自铜提取的萃余物中，该萃余物具有以下组成，g/L：Cu-2；镍-27；铁-9.7；H2SO4-50。颗粒物浸析的残留物进行浓缩，并与炉渣浸析的残留物一起进行水洗和浮选。颗粒浸析溶液的后过滤滤液具有以下组成，g/L：Cu-35.8；镍-27；铁-9.7；H2SO4-3.5，将其送入通过溶剂提取的铜提取。使用以在碳水化合物稀释剂中浓度为30vol％的溶液形式的改性羟肟基提取剂(Cytec InD生产的Acorga M5640，或其等同物)分三阶段进行提取。提取铜后的萃余物返回颗粒物浸析，并且其部分从铜生产过程中分离，进入镍生产过程。铜再提取使用部分从单独铜电提取2的浴中回收的电解质分两阶段进行。得到的再提取物具有以下组成，g/L：Cu-45.5；镍-10；铁-1.0；H2SO4-154，将其与一部分从单独铜电提取2浴中回收的电解液一起均化，然后供给到铜电提取2的浴中。使用270-300A/m2的电流密度，在采用铅基合金阳极的浴中生产可市售的铜。浴供给溶液具有以下组成，g/L：Cu-40；镍-10；铁-1.0；H2SO4-162。从浴中回收的电解质具有以下组成，g/L：Cu-35；镍-10；铁-1.0；H2SO4-170，部分与再提取物混合，而另一部分返回至铜再提取。可市售铜使用270-300A/m2的电流密度在采用铅基合金不溶性阳极的浴中生产。
要分离到镍生产过程的萃余物的量由来自颗粒加工线的溶液中的盐含量(总硫酸盐含量)的浓度决定。送入镍生产过程的萃余物中的镍/铜比率为13.5t/t。
使用浮选方法从料浆中提取PM精矿，该料浆由来自炉渣和颗粒浸析残余物的组合冲洗而生成。浮选尾料送入二级转炉锍生产过程。
电提取会产生可市售铜，根据GOST 546-2001的M00k级铜阴极。铜直接提取率为94.0％。
较低的提取率由初始材料中的高铁含量进行解释。在炉渣和颗粒浸析过程中，一部分铜以焙烧期间产生的抗溶解铁氧体的形式保留于浸析残余物中。同时，大量铁被转移到溶液中，这些铁通过炉渣而再次沉淀出。因此，额外量的炉渣铜保留于不溶性残留物中。
因此，要求保护的用于加工硫化铜和硫化镍材料的方法能够改进硫化铜和硫化镍材料加工的性能特征，提高直接提取为可市售产品的铜，减少铜和其他贵重组分的损失，并通过缩短过程周期而减少有色金属和贵金属的不完全加工。
Claims (3)
1.一种用于加工硫化铜和硫化镍材料的方法，所述方法包括将材料氧化焙烧以获得炉渣，用循环溶液浸析所述炉渣，分离出浸析残余物，由浸析溶液电提取铜，其特征在于，将所述焙烧产生的所述炉渣和颗粒物分开浸析，其中所述颗粒物与来自炉渣加工线的溶液的分离部分一起在循环铜萃余物中浸析，所述部分由铜电提取后提供至所述浸析的部分溶液组成；从颗粒物浸析中分离出残余物，通过溶剂提取从来自颗粒物浸析的溶液中提取铜，随后从循环再提取物中单独电提取铜，然后分离出部分萃余物送至镍生产过程。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，来自炉渣浸析的部分溶液的结晶的母液用作炉渣加工线溶液的所述分离部分。
3.根据权利要求1、2所述的方法，其特征在于，来自转炉锍或含镍铜锍，特别是白锍的浮选分离的铜精矿用作待加工的硫化铜和硫化镍材料。
Applications Claiming Priority (3)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019121796A RU2706400C9 (ru) | 2019-07-11 | 2019-07-11 | Способ переработки медно-никелевых сульфидных материалов |
| RU2019121796 | 2019-07-11 | ||
| PCT/RU2020/050152 WO2021006772A1 (ru) | 2019-07-11 | 2020-07-08 | Способ переработки медно-никелевых сульфидных материалов |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN114502752A true CN114502752A (zh) | 2022-05-13 |
| CN114502752B CN114502752B (zh) | 2023-10-13 |
Family
ID=68579658
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202080061277.9A Active CN114502752B (zh) | 2019-07-11 | 2020-07-08 | 用于加工硫化铜和硫化镍材料的方法 |
Country Status (12)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US20220243302A1 (zh) |
| CN (1) | CN114502752B (zh) |
| AU (1) | AU2020309458A1 (zh) |
| CA (1) | CA3146817C (zh) |
| CL (1) | CL2022000073A1 (zh) |
| ES (1) | ES2930228B2 (zh) |
| FI (1) | FI20225002A1 (zh) |
| PE (1) | PE20221680A1 (zh) |
| PL (1) | PL440110A1 (zh) |
| RU (1) | RU2706400C9 (zh) |
| SE (1) | SE545449C2 (zh) |
| WO (1) | WO2021006772A1 (zh) |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2745389C1 (ru) * | 2020-08-06 | 2021-03-24 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов |
| CN116516172A (zh) * | 2023-07-03 | 2023-08-01 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种福美钠钴渣的回收方法 |
Citations (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN1131199A (zh) * | 1994-11-15 | 1996-09-18 | 奥托孔普工程承包商公司 | 浸提镍-铜锍的方法 |
| JP2005060813A (ja) * | 2002-11-18 | 2005-03-10 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 硫化銅鉱物を含む銅原料の精錬方法 |
| RU2007111075A (ru) * | 2007-03-26 | 2008-10-10 | Открытое акционерное общество "Кольска горно-металлургическа компани " (RU) | Способ переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна |
| RU2415956C1 (ru) * | 2009-10-14 | 2011-04-10 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" | Способ получения никеля и концентрата драгоценных металлов из медно-никелевого файнштейна |
| RU2010101809A (ru) * | 2010-01-20 | 2011-07-27 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" (RU) | Способ производства концентрата драгоценных металлов из сульфидного медно-никелевого сырья |
| WO2013030450A1 (en) * | 2011-08-29 | 2013-03-07 | Outotec Oyj | Method for recovering metals from material containing them |
| CN105219964A (zh) * | 2015-10-07 | 2016-01-06 | 天祝宏达经贸有限责任公司 | 一种利用废弃镍、铜尾渣回收镍、铜的工艺方法 |
| RU2588904C1 (ru) * | 2015-02-04 | 2016-07-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ переработки сульфидных никелевых концентратов |
| CN107012324A (zh) * | 2017-04-10 | 2017-08-04 | 中南大学 | 一种从铜镍硫化矿中回收主伴生元素的方法及其系统 |
| CN108913908A (zh) * | 2018-08-24 | 2018-11-30 | 青岛盈坤源国际贸易有限公司 | 有色金属矿渣经过预处理的综合回收工艺 |
Family Cites Families (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1528209A (en) * | 1923-09-21 | 1925-03-03 | William E Greenawalt | Metallurgical process |
| US4168969A (en) * | 1978-04-17 | 1979-09-25 | Texasgulf Inc. | Recovery of silver, copper, zinc and lead from partially roasted pyrite concentrate by acid chloride leaching |
| NO833784L (no) * | 1983-10-18 | 1985-04-19 | Thomas Thomassen | Autoklav-klorluting av kobbersulfidkonsentrater |
| ES2038535B1 (es) * | 1991-06-14 | 1994-04-01 | Riotinto Minera Sa | Procedimiento para la recuperacion hidrometalurgica de metales no ferreos en cenizas de piritas. |
| RU2171856C1 (ru) * | 2001-01-09 | 2001-08-10 | ОАО "Кольская горно-металлургическая компания" | Способ переработки сульфидных медных концентратов, содержащих никель, кобальт и железо |
| RU2255126C1 (ru) * | 2004-07-27 | 2005-06-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Интегра Груп. Ру" | Термогидрометаллургический способ комплексной переработки медного концентрата колчеданных руд с извлечением цветных и благородных металлов |
| RU2321573C1 (ru) * | 2006-08-29 | 2008-04-10 | ГНУ Нижне-Волжский научно-исследовательский институт сельского хозяйства | Органо-минеральное комплексное удобрение и способ его внесения одновременно со вспашкой почвы |
| US20120027652A1 (en) * | 2010-04-01 | 2012-02-02 | Polymet Mining Corp. | Metathetic copper concentrate enrichment |
-
2019
- 2019-07-11 RU RU2019121796A patent/RU2706400C9/ru active
-
2020
- 2020-07-08 WO PCT/RU2020/050152 patent/WO2021006772A1/ru active Application Filing
- 2020-07-08 PE PE2022001886A patent/PE20221680A1/es unknown
- 2020-07-08 CA CA3146817A patent/CA3146817C/en active Active
- 2020-07-08 SE SE2250030A patent/SE545449C2/en unknown
- 2020-07-08 ES ES202290002A patent/ES2930228B2/es active Active
- 2020-07-08 PL PL440110A patent/PL440110A1/pl unknown
- 2020-07-08 CN CN202080061277.9A patent/CN114502752B/zh active Active
- 2020-07-08 US US17/623,812 patent/US20220243302A1/en active Pending
- 2020-07-08 AU AU2020309458A patent/AU2020309458A1/en active Pending
- 2020-07-08 FI FI20225002A patent/FI20225002A1/fi unknown
-
2022
- 2022-01-11 CL CL2022000073A patent/CL2022000073A1/es unknown
Patent Citations (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN1131199A (zh) * | 1994-11-15 | 1996-09-18 | 奥托孔普工程承包商公司 | 浸提镍-铜锍的方法 |
| JP2005060813A (ja) * | 2002-11-18 | 2005-03-10 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 硫化銅鉱物を含む銅原料の精錬方法 |
| RU2007111075A (ru) * | 2007-03-26 | 2008-10-10 | Открытое акционерное общество "Кольска горно-металлургическа компани " (RU) | Способ переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна |
| RU2415956C1 (ru) * | 2009-10-14 | 2011-04-10 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" | Способ получения никеля и концентрата драгоценных металлов из медно-никелевого файнштейна |
| RU2010101809A (ru) * | 2010-01-20 | 2011-07-27 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" (RU) | Способ производства концентрата драгоценных металлов из сульфидного медно-никелевого сырья |
| WO2013030450A1 (en) * | 2011-08-29 | 2013-03-07 | Outotec Oyj | Method for recovering metals from material containing them |
| RU2588904C1 (ru) * | 2015-02-04 | 2016-07-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ переработки сульфидных никелевых концентратов |
| CN105219964A (zh) * | 2015-10-07 | 2016-01-06 | 天祝宏达经贸有限责任公司 | 一种利用废弃镍、铜尾渣回收镍、铜的工艺方法 |
| CN107012324A (zh) * | 2017-04-10 | 2017-08-04 | 中南大学 | 一种从铜镍硫化矿中回收主伴生元素的方法及其系统 |
| CN108913908A (zh) * | 2018-08-24 | 2018-11-30 | 青岛盈坤源国际贸易有限公司 | 有色金属矿渣经过预处理的综合回收工艺 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ES2930228B2 (es) | 2023-10-24 |
| SE545449C2 (en) | 2023-09-12 |
| SE2250030A1 (en) | 2022-01-17 |
| RU2706400C1 (ru) | 2019-11-18 |
| US20220243302A1 (en) | 2022-08-04 |
| CL2022000073A1 (es) | 2022-11-04 |
| ES2930228A2 (es) | 2022-12-07 |
| ES2930228R1 (es) | 2022-12-23 |
| CN114502752B (zh) | 2023-10-13 |
| PE20221680A1 (es) | 2022-11-02 |
| CA3146817C (en) | 2024-02-20 |
| RU2706400C9 (ru) | 2020-01-17 |
| FI20225002A1 (fi) | 2022-01-04 |
| PL440110A1 (pl) | 2023-02-13 |
| CA3146817A1 (en) | 2021-01-14 |
| AU2020309458A1 (en) | 2022-02-10 |
| WO2021006772A1 (ru) | 2021-01-14 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2741429C1 (ru) | Способ и система полной повторной переработки медно-никелевой сульфидной руды | |
| CN1055971C (zh) | 从硫化物矿中采用氯化物辅助水冶法提取镍和钴 | |
| US7811357B2 (en) | Method for recovering rare metals in zinc leaching process | |
| CA2454821C (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
| US3776826A (en) | Electrolytic recovery of metal values from ore concentrates | |
| CN106119560B (zh) | 一种锌钴分离方法 | |
| EA005464B1 (ru) | Способ извлечения меди | |
| JPS6247933B2 (zh) | ||
| CA2251433C (en) | Process for upgrading copper sulphide residues containing nickel and iron | |
| CN102994747A (zh) | 一种从高铅铜锍中回收金属铜的工艺 | |
| US2822263A (en) | Method of extracting copper values from copper bearing mineral sulphides | |
| CN100457932C (zh) | 钼精矿处理工艺 | |
| CN114502752B (zh) | 用于加工硫化铜和硫化镍材料的方法 | |
| CN113088710A (zh) | 一种铜锗置换渣中铜锗分离的方法 | |
| CN109913647B (zh) | 一种回收铋中矿中铜、锌的湿法处理方法 | |
| JP2008115429A (ja) | 湿式銅製錬法における銀の回収方法 | |
| JPS62211B2 (zh) | ||
| US4468302A (en) | Processing copper-nickel matte | |
| US10323296B2 (en) | Process for extraction of copper from arsenical copper sulfide concentrate | |
| CN114214520B (zh) | 一种含铜难处理物料无废环保回收方法 | |
| EP3739069B1 (en) | Method of extracting metals from polymetallic sulphide ores or concentrates | |
| CN114214522A (zh) | 一种精炼铜渣湿法处理工艺 | |
| WO2020149122A1 (ja) | 湿式製錬法によるニッケル酸化鉱石からのニッケルコバルト混合硫化物の製造方法 | |
| RU2341573C1 (ru) | Способ переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна | |
| US1808547A (en) | Copper extraction process |
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 | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant |