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一种从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法.pdf

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  • 文档编号:787579
  • 上传时间:2018-03-11
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  • 摘要
    申请专利号:

    CN200910042831.4

    申请日:

    2009.03.11

    公开号:

    CN101575673A

    公开日:

    2009.11.11

    当前法律状态:

    授权

    有效性:

    有权

    法律详情:

    授权|||实质审查的生效|||公开

    IPC分类号:

    C22B3/10; C22B3/46; C22B15/00(2006.01)N; C22B23/00(2006.01)N

    主分类号:

    C22B3/10

    申请人:

    中南大学

    发明人:

    胡启阳; 李新海; 王志兴; 郭华军

    地址:

    410083湖南省长沙市河西麓山南路1号

    优先权:

    专利代理机构:

    长沙市融智专利事务所

    代理人:

    颜 勇

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    内容摘要

    从低品位复杂混合铜钴矿中分离提取铜、钴镍的方法,以低品位复杂混合铜钴矿(硫化物与氧化物)为原料,采用矿石粉碎磨浆、湿法酸性氯盐浸出、还原置换提取铜粉、硫化沉淀镍(钴)、沉淀母液浓缩—干燥—低温焙烧水解等工艺流程来提取铜、钴镍中间产品。主要技术要点是对混合铜钴矿中的金属元素先用常压酸性氯盐溶解浸出,用还原剂还原沉淀浸出液中铜,用硫化剂沉淀钴镍得到中间产品,沉镍钴后母液经过浓缩—干燥—低温焙烧水解得到含铁、镁等的金属氧化物、金属氯氧化物和氯化氢;并回收氯化氢得到盐酸,水浸焙烧固体得氯化物溶液;回收盐酸和氯化物溶液用于矿浆的浸出。本发明综合回收铜、镍钴等,具有铜、钴镍浸出率高、能耗少、成本低、氯(盐酸)闭路循环以及项目工程投资少等特点。整个工艺简要、清洁,对环境友好。本发明尤其适应大规模工业生产。

    权利要求书

    1、  从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于,包括以下工艺步骤:
    (1)酸性氯盐浸矿:将矿石破碎、碎磨制成矿浆;矿浆用金属氯化物与盐酸的混合浸矿剂进行常压搅拌浸出,将矿石中的铜、钴镍、镁及部分铁以氯化物进入浸出液中,大部分铁被抑制在浸出渣中;
    (2)还原沉淀提取铜粉:将(1)步中得到的浸出液及浸出渣固液分离;调整浸出液pH值至1.0~2.5,将还原剂加入浸出液,使溶液中铜以金属铜粉沉淀,并与溶液分离,得到铜粉产品;
    (3)直接硫化沉淀富集钴镍:直接向提铜母液中加入硫化剂,使钴镍以硫化物沉淀并得到富集,固液分离得到硫化物富集物;
    (4)母液浓缩-干燥、焙烧:将硫化沉淀母液蒸发浓缩,并雾化干燥、焙烧水解,生成氯化氢气体和金属氧化物与氯氧化物的固体混合物;
    (5)回收氯化氢制造盐酸;氯化氢气体经水吸收制造盐酸;水浸焙烧固体混合物得酸性混合氯化物溶液和混合氧化物固体;再生盐酸和混合氯化物溶液返回浸矿。

    2、
      根据权利要求1所述的从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于:所述(1)步中,浸矿剂是金属氯化物与盐酸的混合溶液,其中氯化物为氯化铁与氯化镁、氯化钠、氯化钙中的一种或多种;浸矿剂总氯含量120~200g/L。

    3、
      根据权利要求1所述的从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于:所述(2)步中,采用(5)中产生的混合氧化物固体作酸中和剂,调整溶液pH值。

    4、
      根据权利要求1或2或3所述的从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于:(5)中混合氯化物溶液与生成的盐酸调配用作浸矿剂。

    5、
      根据权利要求1或2或3所述的从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于所述(4)步中:母液蒸发浓缩将母液中Cl总量提高至260~320g/L;浓缩母液在350~500℃空气气氛中雾化干燥、焙烧,得到氯化氢气体和铁、镁金属的氧化物和氯氧化物的固体混合物;氯化氢气体经水吸收成盐酸,用于矿浆中金属元素的浸出。

    6、
      根据权利要求1所述的从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于:焙烧混合氧化物固体经水浸后的水浸渣为富铁氧化物,经处理后作为铁精矿用于炼铁或铁产品生产的原料。

    7、
      根据权利要求1所述的从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于:所述(2)步中,所用还原剂以金属或合金类粉末为主,包括还原铁粉、铝粉、镁粉或锌粉,或者是铁、铝、镁、锌中的二种元素、三种元素或四种元素的合金粉。

    8、
      根据权利要求7所述的从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于:所述(2)步中,所用还原剂为铁粉、镁粉或铁镁合金粉。

    9、
      根据权利要求1所述的从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于,采用(4)步中产生的灼热氯化氢气体为(4)步中硫化沉淀母液蒸发浓缩、浓缩液雾化干燥的热源。

    10、
      根据权利要求1或9所述的从从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于:(2)步中溶液pH调整、(2)步中还原沉淀或(3)步中硫化沉淀富集钴镍、均在搅拌反应器内进行,操作温度10~90℃;采用非常温操作时,采用的是焙烧产生的灼热氯化氢气体为热源对物料进行间接加热。

    11、
      根据权利要求1所述的从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于:所述(1)步中,浸出在常压的搅拌浸出槽中进行;常压为压力0.1MPa;温度10~90℃;过程控制物料中总的液体与固体的重量比3∶1~4∶1;浸出时间1~4小时。

    12、
      根据权利要求1所述的从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法,其特征在于:所述(3)步中所用硫化剂为钠、铵、钙、镁等的简单硫化物、多硫化物、含氢硫化物,或上述硫化物中的一种或几种;所述硫化物富集物以钴、镍和铁的硫化物为主,用于进一步精制钴、镍产品的原料。

    说明书

    一种从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法
    技术领域
    本发明涉及一种处理低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍及综合利用有价金属的方法。
    背景技术
    铜、钴、镍等是重要的有色金属,在全球经济中占有极其重要的地位。铜、钴和镍在地球矿物中,往往共生;多以其硫化物、氧化物存在。由于所处地理环境的不同,铜钴镍的总含量、硫化矿及氧化矿的含量不同,在湿热条件下完全风化的铜钴矿藏主要以氧化矿矿物为主,而大多以硫化物与氧化物矿物共存。
    对于低品位混合铜钴矿、尤其是硅、铁、镁含量较高的复杂混合铜的处理,同内外尚无熟的冶炼工艺。综合国内外的研究,目前处理氧化铜钴矿的方法有三种:(1)浮选法;使用脂肪酸、胺类有机物或中性油乳浊液等浮选药物对矿物进行直接浮选,以及对矿物进行硫化处理后再用浮选药物进行硫化浮选。(2)高温火法处理;通过高温还原熔炼,将矿物中有价金属冶炼成合金(铜钴合金)(3)化学浸矿;用化学试剂将矿石中有价金属溶解而与脉石矿物分离,再进行富集和精制,其中硫酸浸出-萃取-电积流程是被广泛应用。
    总体来看,化学浸矿工艺已经成为处理低品位矿的主流。对于以硫化物矿物为主的铜钴矿,采用硫酸化焙烧-硫酸浸出的湿法冶炼路线,以氧化物矿为主的铜钴矿,采用直接酸浸出的湿法冶炼路线;后续工艺中均包括化学中和法除铁、有机溶剂萃取法提取和分离铜、钴、镍及锌等其他有价金属。典型的研究工艺有我国北京矿冶研究总院的研究者们提出的处理低硫高硅低品位复杂铜钴矿的工艺:硫酸化焙烧-硫酸浸出铜、钴、镍、锌-萃取分离铜-碳酸钙中和除铁-P204萃取除锌-中和沉淀富集钴、镍-钴、镍渣酸浸出-氟化铵除钙、镁-P204萃取除杂-Cyanex272萃取分离钴、镍;该工艺实现了铜、钴、镍和锌等有价金属的综合回收。处理工艺流程长、湿法流程体系大、运行成本高。
    本发明提出一种短流程、低成本、少投入的资源综合利用的从低品位复杂混合铜钴矿中分离提取铜、钴镍的湿法冶金方法。
    发明内容
    为克服现有技术通用性不强、资源综合利用不足等,本发明提供一种投资少、资源综合利用、矿物适用范围宽、工艺简洁、能耗低、生产成本低、酸和水闭路循不产生污染,对环境友好、适应大规模生产的从低品位复杂混合铜钴矿中分离提取铜、钴镍的方法。
    本发明通过下列技术方案实现的,包括以下工艺步骤;
    (1)酸性氯盐浸矿:将矿石破碎、碎磨制成矿浆,矿浆用金属氯化物与盐酸的混合浸矿剂进行常压搅拌浸出,将矿石中的铜、钴镍、镁及少部分铁以氯化物进入浸出液中,大部分铁被抑制在浸出渣中;
    (2)还原沉淀提取铜粉:将(1)步中得到的浸出液及浸出渣固液分离;调整浸出液pH值至1.0~2.5,将还原剂加入浸出液,使溶液中铜以金属铜粉沉淀,并与溶液分离,得到铜粉产品;
    (3)直接硫化沉淀富集钴镍:不沉淀分离铁,直接向提铜母液中加入硫化剂,使钴镍以硫化物沉淀并得到富集,固液分离得到硫化物富集物;
    (4)母液浓缩-干燥、焙烧:将硫化沉淀母液蒸发浓缩,并雾化干燥、焙烧水解,生成氯化氢气体、金属氧化物与氯氧化物的固体混合物;
    (5)回收氯化氢制造盐酸;氯化氢气体经水吸收制造盐酸;水浸焙烧固体产物得酸性混合氯化物溶液和混合氧化物固体;再生盐酸和氯化物混合溶液返回浸矿。
    所述(1)步中,将矿石破碎、碎磨制成矿浆过程是:对采出的矿石进行破碎(优选破碎至-30mm),当矿石含水量小于15%时适用干破,当矿石含水量大于15%时适用湿破;加水磨浆的液固比为1~2∶1,浆料过100目筛。
    所述(1)步中,浸矿剂是金属氯化物与盐酸的混合溶液,其中氯化物为氯化铁与氯化镁、氯化钠、氯化钙等中的一种或多种的混合物;浸矿时控制总氯含量120~200g/L。氯化铁与盐酸的配量可根据矿石中硫化物与氧化物的配比,硫化物含量较高时配入较多的氯化铁,氧化物较多时配入较多的盐酸。
    所述(1)步中,浸出在常压搅拌浸出槽中进行;常压为压力0.1MPa;常温是温度10~90℃;过程控制物料中总的液体与固体的重量比3∶1~4∶1;浸出时间1~4小时。
    所述(2)步中固液分离,是通过固液分离操作将步骤(1)浸出完成后的浸出渣与浸出液分离;浸出液是含有氯化铜、氯化钴、氯化铁、氯化镁等的溶液,浸出渣主要为石英和铁质物。
    所述(2)步中,调整溶液pH值是向浸出液中加入酸中和剂,使溶液pH为1.0~2.5;酸中和剂可以为NaOH、Na2CO3、CaO、CaCO3、MgO、MgCO3及其他碱性物质,本以明优选使用由步骤(5)中产生的水浸渣(混合氧化物固体)作酸中和剂,其中包含MgO、Fe2O3等;中和操作在搅拌反应器中进行,中和温度10~90℃;中和操作完成后,通过固液分离去除过量的固体中和剂及其他固体物。
    所述(2)步中,调整溶液pH值在较高温度下进行时,可用灼热氯化氢气体间接对溶液加热。
    所述(2)步中,所用还原剂以金属或合金类粉末为主,包括还原铁粉、铝粉、镁粉、锌粉,以及铁、铝、镁、锌中的二种元素、三种元素或四种元素的合金粉,或其他能将溶液中铜离子还原成单质铜的还原剂;以使用铁粉、镁粉或铁镁合金粉为佳,不会给溶液中增加杂质,且相对价廉。本发明优先使用铁粉。
    所述(2)步中,还原操作在搅拌反应器中进行,还原温度10~90℃;还原操作完成后,通过固液分离去收集铜粉。
    所述(3)步中,提铜母液为完成步骤(2)分离提取铜粉后的母液;提铜过程中,母液pH值将有所升高,达到1.5~3.5。
    所述(3)步中,所用硫化剂为钠、铵、钙、镁等的简单硫化物、多硫化物、含氢硫化物,或上述硫化物中的一种或几种,本发明优先使用硫化钠固体硫化剂。
    所述(3)步中,硫化沉淀在搅拌反应器中进行,操作温度10~90℃;硫化剂是在溶液不断搅拌下缓慢加入。
    所述(3)步中,硫化物富集物是以钴、镍和铁的硫化物为主的混合物,是硫化沉淀操作后,固液分离后得到的固体产物,用于进一步精制钴、镍产品的原料。
    (2)步中溶液pH调整、(2)步中还原沉淀或(3)步中硫化沉淀富集钴镍、均在搅拌反应器内进行,操作温度10~90℃;采用非常温操作时,优选采用由焙烧产生的灼热氯化氢气体为热源对物料进行间接加热。在采用混合氧化物固体为中和剂的操作中,灼热固体物也可作为热源。
    所述(4)步中,硫化沉淀母液是(3)步中固液分离出硫化物固体后的母液,主要含有氯化镁、氯化亚铁等的金属氯化物。
    所述(4)步中,蒸发浓缩是通过对母液加热,蒸发水分使溶液中氯化物浓度增加,达到Cl总量260~320g/L;加热介质可以是热油、水蒸汽及其他热流体;本发明优先采用(4)步中高温水解产生的高温氯化氢气体,可采用直接加热或间接加热的方式。
    所述(4)步中,雾化干燥、焙烧是将总氯达260~320g/L的浓缩母液,通过喷雾雾化在350~500℃空气气氛中一步完成干燥、焙烧,也可通过先在200~350℃空气气氛中喷雾干燥、再在350~500℃空气气氛中焙烧的两段式操作;焙烧产物为氯化氢气体,以及含镁、铁等的氧化物和氯氧化物的固体混合物。
    所述(4)步中,焙烧可用各种煤炭、焦炭、天然气、水煤气、液化石油气、石油类产品(如:柴油、重油、煤油等)等为燃料;燃料可单独使用,也可混合使用。
    所述(5)步中,回收氯化氢制盐酸,是将通过蒸发浓缩、雾化焙烧过程中经热交换降温后的氯化氢气体用水吸收,制成盐酸;回收盐酸返回作为矿石浸出用酸。
    所述(5)步中,用水直接处理灼热的焙烧固体混合物,使金属氯氧化物分解得到金属氧化物固体和混合氯化物溶液,固液分离,含氯化铁的混合氯化物溶液用于浸矿;
    所述(5)步中,用水处理焙烧混合氧化固体得到的混合氧化物为富铁氧化物,经处理后作为铁精矿用于炼铁或铁产品生产原料;
    所述(2)、(3)、(5)步中,固液分离可以用浓密机、高效浓密机、板框过滤机、真空过滤机、带式过滤机等过滤机中的一种或几种混用。
    本发明针对低品位复杂混合铜钴矿铜、钴品位低、硅镁铁含量高、氧化矿与硫化矿共存的特点,提供了一种方案完整,有利于物料的循环,节约成本的低品位复杂混合铜钴矿中铜、钴镍、铁和镁综合开发利用的方法。该方法与现有技术相比具有浸出速度快,铜、钴镍浸出率高,可氯循环实现盐酸循环利用等优点,并且工艺技术、设备、经济和环保方面都能符合大工业生产要求。因而本发明的处理方法也是从低品位复杂混合铜钴矿中有效提取铜、钴镍的工艺方法。
    本发明的优点和积极效果如下:
    1、采用氯盐和盐酸的混合浸矿剂,铜、钴镍的高回收率。
    本发明采用氯盐和盐酸的混合溶液作为浸矿剂,由于盐酸是无机酸中酸活度最高的酸,且在氯盐溶液中具有更高的活度,因此混合浸矿剂具有最高的酸活性,采用盐酸能最有效地从氧化矿物中浸出有价金属;合理配置浸矿剂中氯化铁的含量,酸性氯化铁是硫化的和有效浸矿剂,采用氯化铁能有效地从硫化矿中浸出有价金属。采用氯化铁与盐酸的混合配置,能有效处理氧化物与硫化物混合矿、高效提取铜、钴镍。
    本发明中采用高收率的置换沉淀法提取铜、硫化沉淀提取钴镍,从而使有价金属铜、钴镍的回收率达到较高水平。
    2、采用还原法提取铜,不用分离铁即可直接硫化沉淀提取钴镍,工艺简洁,投资省。
    采用还原法提取铜的同时,将溶液中高价铁还原成低价铁,避免钴镍硫化沉淀时高价铁的水解;由于在硫化沉淀过程中,钴镍与低价铁具有较高的分离度,因此提取铜的过程完成后,不需后续分离铁的工艺过程,即可直接进行硫化沉淀提取钴镍,且硫化物沉淀中铁含量低、钴镍富集度高。
    本发明中优先使用铁、镁或铁镁合金粉,进行转换法提取铜,不向体系增加新的杂质,加入的还原剂能在后续过程中得到回收利用。
    采用还原法提取铜,能够缩短氧化铜钴矿的处理工艺流程,减少工程投资、降低工艺运行成本。
    3、工艺中合理设置工序条件、充分利用过程中自产物,资源综合利用。
    本发明中矿物中有价金属的浸出大量使用回收盐酸;回收盐酸是用水吸收焙烧水解过程中产生的氯化氢制得。整个工艺中实现氯元素的闭路循环,再生盐酸用于浸矿。
    本发明中氯化物水解采用低温不完全水解,产生的金属氯氧化物经水溶液处理分解得到氯化物溶液,直接用于浸矿,实现了氯化铁浸矿剂的再生。
    工艺中溶液的酸中和,本发明中优先采用焙烧水解固体产物的水浸渣(混合氧化物)作中和剂,高酸度下中和是利用其中的氧化铁与氧化镁及其他金属氧化物,低酸度下中和是利用的主要是混合氧化物中的氧化镁。
    使用水解产物作酸中和剂,不向体系增加其他杂质,同时通过中和反应与酸形成氯化物,作为氯的载体与氯一起进入高温水解过程,得到回收利用;工艺中使用金属氧化物作为酸中和剂,操作简单、控制方便。
    4、采用低温不完全水解,并合理利用热能,能量效率高,能耗低。
    过程热能主要消耗在氯化物的干燥焙烧水解步骤,本发明采用多样化的燃料,可根据燃料市场价格情况合理使用,以达到成本最低。
    本发明采用低温不完全水解,与传统完全水解降低温度300~500℃,极大地降低了能耗。
    产生的氯化氢是高温气体,必须通过降温才能用水吸收成为盐酸;本发明将氯化氢降温释放的热用于溶液升温、氯化物溶液(硫化沉淀母液)的蒸发浓缩和浓缩溶液的喷雾干燥等。热利用采用了灵活的方式,利用高温氯化氢是热流体这一特点,可以直接、也可以间接对待加热物质进行加热。
    工艺中通过合理利用热能,实现了能量的高效利用,单位能耗低。
    5、流程简洁、成本低;
    本发明的混合铜钴矿中铜、镍钴及铁等的提取分离方法,包括酸盐混合物处理矿浆浸出有价金属、还原置换提取铜、硫化沉淀提取钴镍、氯化物溶液处理回收盐酸及氯化物浸出剂等4个主要单元操作,工艺简洁,流程短。由于在发明中合理使用单元操作,综合利用资源,氯闭路循环,利用自产盐酸、氯化铁和混合金属氧化物等,不向体系增加其他新的杂质、不使用繁杂的除杂或分离步骤,使得矿石处理成本低。
    附图说明
    附图为本发明的工艺流程图。
    具体实施方式
    下面结合具体实施对本发明做进一步描述。本发明可以按发明内容的任一方式实施。这些实施例的给出决不是限制本发明。
    实施例用混合铜钴矿中的主要有价金属含量分别为:Cu 3.88;Co 0.87;Ni0.31;Fe 4.96;Ca 0.35;Mg 3.40;Mn 0.26;S 2.51。按主要有价金属矿物计,表观硫化率20.8%;按1.0kg矿计,全部硫化矿用高价铁氧化溶解,理论耗氯化铁0.255kg;全部氧化矿的酸溶解消耗HCl的理论量为0.219kg。
    铜钴矿经粗破碎;按料水比1∶1(wt)加水磨成浆,并过100目筛。
    实施例1加热浸矿
    A.取铜钴矿浆料泵入搅拌反应器中,按液固比4.0∶1、酸料(重量)比为1.2~1.4∶1、盐(固体六水氯化铁)料比为0.28~0.30∶1加入盐酸(HCl含量28%以上)、固体六水氯化铁,补加水;加热、进行搅拌浸出。
    B.浸出条件控制:60~70℃、0.1MPa下搅拌浸出1.0小时。
    C.过滤、对残渣进行洗涤。
    有价金属综合浸出率分别为:Cu 94.7%;Co+Ni 92.7%;Mg 96.2%;Fe42.7%。
    实施例2常温浸矿
    A.取-100目浆料泵入搅拌反应器中,按液固比3.0∶1、酸料(重量)比为0.8~1.0∶1、盐(固体六水氯化铁+六水氯化镁)料比为0.35~0.38∶1加入盐酸(HCl含量28%以上)、固体六水氯化铁,补加水;进行搅拌浸出。
    B.浸出条件控制:常温、0.1MPa下搅拌浸出3.0小时。
    C.过滤、对残渣进行洗涤。
    有价金属综合浸出率分别为:Cu 93.7%;Co+Ni 93.1%;Mg 95.4%;Fe31.6%。
    经酸盐混合浸出剂浸出混合铜钴矿,浸出液主要金属元素含量(g/L)分别为:Cu8.70;Ni+Co 2.62;Mg+Ca 8.47 Fe 21.01;浸出液酸度为:H+ 0.72mol/L。下述实施例以此浸出液为基础。
    实施例3常温置换沉淀铜
    A.浸出液pH值调整:将浸出液泵入搅拌反应器中,常温下搅拌,缓慢匀速加入焙烧固体产物的水浸渣,使浸出液pH上升到1.0~1.5,停止加料,继续搅拌0.5小时;溶液pH值继续有所上升;过滤。
    B.还原沉淀提取铜粉:将调整液泵入搅拌反应器中,常温下搅拌,缓慢匀速加入还原铁粉;按溶液中铜量与高价铁含量的还原化学反应计量计,铁粉加入量为理论量的1.1倍,加料时间2.0小时,搅拌反应时间2.5小时。
    C.分离提取铜粉:过滤;收集过滤液,进入下步硫化沉淀富集钴镍;滤渣经盐酸洗涤、水洗涤,至洗涤液检验无Cl-;收集、烘干。
    铜的置换沉淀率为99.4%,铜粉Cu99.1%。
    实施例4加热置换沉淀铜
    A.浸出液pH值调整:将浸出液泵入搅拌反应器中,加热搅拌,温度上升至50~60℃,缓慢匀速加入焙烧固体产物的水浸渣,使浸出液pH上升到1.0~1.5,停止加料,继续搅拌0.5小时;溶液pH值继续有所上升;过滤。
    B.还原沉淀提取铜粉:将调整液泵入搅拌反应器中,保持温度55~60℃,搅拌,缓慢匀速加入还原铁粉;按溶液中铜量与高价铁含量的还原化学反应计量计,铁粉加入量为理论量的1.2倍,加料时间0.5小时,搅拌反应时间1.0小时。
    C.分离提取铜粉:过滤;收集过滤液,进入下步硫化沉淀富集钴镍;滤渣经盐酸洗涤、水洗涤,至洗涤液检验无Cl-;收集、烘干。
    铜的置换沉淀率为99.2%,铜粉Cu98.4%。
    浸出液经铁粉转换提取铜,提铜母液中主要金属元素含量(g/L)分别为:Ni+Co2.67;Mg+Ca 14.60 Fe 35.31;pH2.0~2.5。下述实施例以此母液为基础。
    实施例5加热硫化沉淀
    A.溶液加热:将提铜后母液泵入搅拌反应器中,加热、搅拌,使母液温度上升至70~80℃。
    B.硫化沉淀:维持温度70~g0℃,搅拌,按每1.0升母液量20~22g(按溶液中钴镍量的硫化沉淀化学反应计量计,硫化钠加入量为理论量的2.0倍),缓慢加入固体硫化钠(Na2S.9H2O),加料时间1.0小时,加料完后继续搅拌反应时间0.5小时。
    C.过滤分离提取钴镍富集物:过滤;收集过滤液,进入下步浓缩-干燥-焙烧;滤渣经水洗涤,收集、烘干。
    钴镍硫化沉淀率为97.3%,铁硫化沉淀率6.2%。
    实施例6常温硫化沉淀
    A.溶液准备:将提铜后母液泵入搅拌反应器中,搅拌。
    B.硫化沉淀:常温,搅拌,按每1.0升母液量25~28g(按溶液中钴镍量的硫化沉淀化学反应计量计,硫化钠加入量为理论量的2.5倍),缓慢加入固体硫化钠(Na2S.9H2O),加料时间2.0小时,加料完后继续搅拌反应时间1.0小时。
    C.过滤分离提取钴镍富集物:过滤;收集过滤液,进入下步浓缩-干燥-焙烧;滤渣经水洗涤,收集、烘干。
    钴镍硫化沉淀率为98.2%,铁硫化沉淀率8.6%。
    经硫化沉淀富集钴镍后,母液中主要金属元素含量(g/L)分别为:Mg+Ca 12.70Fe 28.73 Na+4.1;母液pH3.6~4.0,总Cl 98.3g/L。下述实施例以此母液为基础。
    实施例7
    A取沉淀钴镍后的母液,经浓缩调整至Cl总量300~320g/l。
    B保持管式竖炉炉膛温度350~380℃;将调整后的母液引入炉顶部喷嘴并喷雾入炉内,实现母液内金属氯化物干燥和焙烧。
    C炉气经热交换、收尘,用水吸收;炉气经多级吸收后排空;由第一级吸收得到大于28%HCl的盐酸。
    D炉渣直接用水浸取,控制固液比为,2.0~2.5∶1;过滤,得富铁氧化物固体和氯化铁与氯化镁混合溶液。
    实施例8
    A取沉淀钴镍后的母液,经浓缩调整至Cl总量260~280g/l。
    B保持竖炉炉膛温度250~300℃;将调整后的母液引入炉顶部喷嘴并喷雾入炉内,实现母液内金属氯化物干燥。
    C将氯化物结晶引入回转窑内,控制窑温350~400℃;从窑头引出炉气(氯化氢),从窑尾得到混合氧化物固体。
    D炉气经冷却,用水吸收至水中用水吸收;炉气经多级吸收后排空;由第一级吸收得到大于28%HCl的盐酸。
    E炉渣直接用水浸取,控制固液比为,2.0~2.5∶1;过滤,得富铁氧化物固体和氯化铁与氯化镁混合溶液。

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