[发明专利]一种从氯浸渣中回收铜的方法

说明书

技术领域

本发明涉及冶金技术领域，具体的说是公开了一种从高锍镍精矿氯气浸出方法生产氯化镍的过程中所得氯浸渣中回收铜的方法。

背景技术

在采用高锍镍精矿氯气浸出方法生产氯化镍的过程中会产出氯化浸出渣，该氯浸渣中含铜的质量百分比含量在15%～30%之间。成因是在氯化镍浸出过程中，将浸出电位控制在一定范围，使铜进入到浸出液中，但为了减少铜对产品质量的影响，需再次利用镍精矿对浸出液进行除铜，除铜后液铜在2g/L以下，但氯浸渣中镍、铜的含量均较高。由于铜的不断富集，对氯化镍后续生产带来较大影响，而且该氯浸渣由于含镍较高，不能做为铜精矿使用，只能做为镍原料返回镍冶炼系统进行处理，又由于氯浸渣中铜含量高，增加了镍冶炼系统的处理难度；氯化镍生产单位由于该部分铜不能很好回收也造成了附属铜金属的流失。为了保证铜的开路和金属回收，一般需增加一套电积脱铜装置，这样将产生较高的生产成本。

发明内容

本发明的目的是提供一种从氯浸渣中回收铜的方法，以防止金属铜随着氯浸渣流失，提高金属回收率，降低生产成本。

为解决上述问题，本发明所采取的技术方案为：

一种从氯浸渣中回收铜的方法，包括以下步骤：

步骤一：在洗渣釜内加入氯浸渣和洗液，氯浸渣固体与洗液的体积比为1：3，升高温度至80~90℃，搅拌2.5~3小时后，压滤，得到洗后的氯浸渣；

步骤二：将步骤一所得洗后的氯浸渣和纯水加入浸出釜内，洗后的氯浸渣固体与纯水的体积比为1：3，升高温度至80~95℃，通入氯气，控制浸出电位升高至430mv-580mv时，关闭氯气，进行陈化反应2~2.5小时，压滤，收集渣浸液；

步骤三：用纯水对步骤二所得的渣浸液进行稀释至其中铜的含量为12~18g/L，再用N235萃取剂萃取，有机相与水相相比为1.5:1，混相时间4~6分钟，再用纯水进行反洗，有机相与水相相比为1:1，待反洗液富集至铜含量在30~40g/L时开路，收集富集铜的反洗液，所得反洗液为氯化铜溶液。

所述步骤三中对渣浸液稀释的目的是渣浸液中含铜过高时，萃取效果不好，萃余液中的铜不能很好的被萃取出来。

N235属于碱性萃取剂，是C8-C10为主的混合三脂肪胺（三异辛胺），叔胺的含量在97%以上，工业品为淡黄色液体。

本发明步骤一是对高锍镍精矿在氯气浸出生产氯化镍产出的氯浸渣进行一次水洗，使渣中的镍金属尽可能多的除去；步骤二对洗后的氯浸渣进行再次通氯浸出，控制合适的电位和温度，将氯浸渣中的铜离子尽可能多的浸出到渣浸液中，使氯浸渣中铜的质量百分比含量由15%~30%降低至5.0%以下；步骤三将渣浸液稀释后，经过N235萃取剂的萃取，将渣浸液中的铜镍进行分离，控制合适的反洗液相比，得到含铜量在30~40g/L的氯化铜溶液作为中间产品，达到回收氯浸渣中金属铜的目的。

本发明所采取的工艺方法，以高锍镍精矿镍冶炼生产中的氯浸渣为原料进行金属铜的回收，提高了矿石原料的利用率，增加了附属铜产品的产量，提高了经济效益，达到了节能减排的效果。

具体实施方式

实施例1

一种从氯浸渣中回收铜的方法，包括以下步骤：

步骤一：在洗渣釜内加入第1批次的氯浸渣和洗液，氯浸渣固体与洗液的体积比为1：3，升高温度至80℃，搅拌2.5小时后，压滤，得到洗后的氯浸渣；

步骤二：将步骤一所得洗后的氯浸渣和纯水加入浸出釜内，洗后的氯浸渣固体与纯水的体积比为1：3，升高温度至80℃，通入氯气，控制浸出电位升高至430mv时，关闭氯气，进行陈化反应2.5小时，压滤，收集渣浸液；

步骤三：用纯水对步骤二所得的渣浸液进行稀释至其中铜的含量为12g/L，再用N235萃取剂萃取，有机相与水相相比为1.5:1，混相时间5分钟，再用纯水进行反洗，有机相与水相相比为1:1，待反洗液富集至铜含量在30~40g/L以上时开路，收集富集铜的反洗液，所得反洗液为氯化铜溶液。

实施例2

一种从氯浸渣中回收铜的方法，包括以下步骤：

步骤一：在洗渣釜内加入第2批次的氯浸渣和洗液，氯浸渣固体与洗液的体积比为1：3，升高温度至90℃，搅拌3小时后，压滤，得到洗后的氯浸渣；

步骤二：将步骤一所得洗后的氯浸渣和纯水加入浸出釜内，洗后的氯浸渣固体与纯水的体积比为1：3，升高温度至90℃，通入氯气，控制浸出电位升高至500mv时，关闭氯气，进行陈化反应2小时，压滤，收集渣浸液；