CN113088698A - 一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法 - Google Patents

一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN113088698A
CN113088698A CN202110331679.2A CN202110331679A CN113088698A CN 113088698 A CN113088698 A CN 113088698A CN 202110331679 A CN202110331679 A CN 202110331679A CN 113088698 A CN113088698 A CN 113088698A
Authority
CN
China
Prior art keywords
copper
germanium
leaching
roasted ore
recovery rate
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
CN202110331679.2A
Other languages
English (en)
Other versions
CN113088698B (zh
Inventor
晋家强
张梅
陆占清
陈春林
罗恒
董铁广
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.)
Yunnan Chihong Resources Comprehensive Utilization Co ltd
Original Assignee
Yunnan Chihong Resources Comprehensive Utilization 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 Yunnan Chihong Resources Comprehensive Utilization Co ltd filed Critical Yunnan Chihong Resources Comprehensive Utilization Co ltd
Priority to CN202110331679.2A priority Critical patent/CN113088698B/zh
Publication of CN113088698A publication Critical patent/CN113088698A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN113088698B publication Critical patent/CN113088698B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

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
    • 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
    • C22B7/007—Wet processes by acid 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
    • 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
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0063—Hydrometallurgy
    • C22B15/0084—Treating solutions
    • C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
    • C22B15/0091—Treating solutions by chemical methods by cementation
    • 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
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08—Sulfuric acid, other 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
    • 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
    • C22B3/44—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • C22B3/46—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes by substitution, e.g. by cementation
    • 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
    • C22B41/00—Obtaining germanium
    • 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

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

Abstract

本发明涉及一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法，属于湿法冶锌技术领域，本发明包括两步中性浸出、酸性浸出及酸性液中置换铜三个步骤，本发明通过将高铜高锗焙烧矿在中性浸出时控制Fe3+/Ge比例及pH值，使锗沉淀入渣，产出含锗满足净化要求的中上清液，在酸浸过程中，铜再次浸出后，对酸浸液用铁粉置换铜，实现铜与锗的分别回收，使焙烧矿中铜回收率由＜40%提高到75～80%，并产出Ge≤0.30mg/L的中上清；本发明解决了高铜高锗焙烧矿常规法浸出时锗入渣和铜水解不能兼顾的矛盾，有效实现了锗和铜的分别回收。

Description

一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法
技术领域
本发明属于湿法冶锌技术领域，具体的说，涉及一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法。
背景技术
锌湿法冶炼常规法浸出，系指将焙烧矿采用一段中浸产出中上清和中底流，中上清送净化工序除杂后供电解电积锌，中底流再采用弱酸浸出，弱酸浸出的上清及底流滤液返回中浸，滤渣为酸浸渣，酸浸渣再采用烟化炉或回转窑回收锌、锗等有价金属。
高锗（Ge0.02～0.05%wt）焙烧矿常规浸出时，要保证中上清中Ge≤0.30mg/L以利于净化作业，需提高矿浆pH值，使锗尽量沉淀入渣才能实现。
焙烧矿中的铜在常规法浸出时易溶解进入溶液，但铜在溶液中稳定性差且易水解（25℃时铜水解pH4.604），在中浸pH5.2～5.4时，铜浸出率仅为30～40%，其余进入酸浸渣最终损失于烟化炉水淬渣或窑渣中（《锌湿法冶金》，梅光贵等，中南大学出版社，2001年出版，P112-113）。近年来，有企业为了提高经济效益，将含锗极低的高铜（Cu0.5～0.8%wt）焙烧矿控制中浸末端矿浆pH值降低至4.5甚至更低，尽量使铜不水解入渣进入中上清，通过净化、镉工序回收铜至铜渣，铜回收率～80%。
由于Cu2+和Ge4+的水解pH值相近，当高铜高锗焙烧矿常规法浸出时，同时要使锗入渣和使铜入溶液很困难，因为锗入渣需要较高的pH值，铜入溶液需要较低的pH值，是一对矛盾体，很难做到同时兼顾。同时，中上清中的锗既是净化最难脱除也是对锌电解影响最大的元素，为了保证生产的正常运转，生产企业有意提高矿浆pH值，以降低中上清中锗含量，但因此造成铜大量水解进入酸浸渣而损失，铜回收率＜40%。
发明内容
为了克服背景技术中存在的问题，本发明提供了一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法，中浸时，补入锰粉及硫酸亚铁，分两步加入焙烧矿，控制Fe3+/Ge4+=200～300，浸出终点pH5.2～5.4，使被浸出的锗及铜大量水解入渣，使中上清中Ge≤0.30mg/L，Cu≤300mg/L；酸浸时，控制终点酸度（H2SO4）1～5g/L，使水解入渣的铜再次浸出，液固分离后，将酸性液中的铜用铁粉置换析出。
为实现上述目的，本发明是通过如下技术方案实现的：
所述的高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法包括以下步骤：
（1）两步中性浸出：将锌电积废液分别加入锰粉和硫酸亚铁，分2次加入高铜高锗焙烧矿，第1次按终点酸度5～10g/L加入焙烧矿，第2次按终点pH5.2～5.4加入焙烧矿再次浸出，中浸矿浆加入絮凝剂澄清后；
（2）酸性浸出：往中浸底流中加入锌电积废液，控制浆液终点酸度1～3g/L，进行酸浸，酸浸后，将酸浸矿浆过滤，得酸浸液及酸浸渣；
（3）酸浸液铁粉置换铜：按酸浸液中Cu2+质量的1.5～2.0倍加入铁粉置换铜，液固分离后得置换铜渣及置换后酸性液。
进一步的，所述的高铜高锗焙烧矿中，Cu：0.3～0.6%wt，Ge：0.02～0.04%wt。
进一步的，步骤（1）中产出的中上清中，Ge≤0.30mg/L，Cu≤300mg/L。
进一步的，步骤（2）的酸浸液中，Cu含量为400～1400mg/L。
进一步的，步骤（1）澄清后的中上清送净化工序除杂。
进一步的，步骤（2）的酸浸渣送入烟化炉或回转窑按照传统方法挥发回收锗。
本发明的有益效果：
本发明通过将高铜高锗焙烧矿在中浸时，分别在不同的酸度下分步中性浸出，有效提高锗的水解率，且通过控制铁与锗的比例，能使分解出的锗随着三价铁沉淀入渣，并能在后续PH值较低的酸性浸出工序仅少量再次浸出，保证了锗的高效入渣；在进行两步中性浸出后再加酸液进行酸性浸出，此时在中性浸出时水解入渣的铜再次浸出进入溶液中，并通过铁粉置换，有效回收中浸时水解入渣的铜。本发明的技术方案既保证了锗入渣，同时又能减少铜进入酸浸渣，铜回收率得到提高，解决了高铜高锗焙烧矿常规法浸出时锗入渣和铜入中上清不能兼顾的矛盾，有效实现了锗和铜的分别回收。且本发明的技术方案，产出的中上清中，Ge≤0.30mg/L，能满足净化工序对前液的质量要求。
附图说明
图1是本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚，下面将对本发明的优选实施例进行详细的说明，以方便技术人员理解。
所述的高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法包括以下步骤：
（1）两步中性浸出：1）二价铁氧化。将锌电积废液及置换后酸性液按体积百分比配液，分别加入锰粉和硫酸亚铁，分2次加入Cu：0.3～0.6%wt，Ge：0.02～0.04%wt的高铜高锗焙烧矿，第1次按终点酸度5～10g/L加入焙烧矿进行第一步中性浸出，在该步中性浸出过程中，加入及焙烧矿中被浸出的二价铁的被锰粉氧化为三价铁，焙烧矿中的部分锗和大部分铜被浸出。发生的反应式为：
2FeSO4+MnO2+2H2SO4=Fe2(SO4)3+MnSO4+2H2O （1）
CuO+H2SO4=CuSO4+H2O （2）
GeO2+2H2SO4=Ge(SO4)2+2H2O （3）
第2次按终点pH值5.2～5.4加入焙烧矿再浸出1.0h。在较高的PH值下，三价铁完全水解为氢氧化铁胶体沉淀，锗水解为氢氧化锗，被氢氧化铁胶体吸附发生铁锗共沉淀入渣，氢氧化锗被吸附的程度取决于第2次加焙烧矿前浆液中的Fe3+/Ge4+比例，Fe3+/Ge4+比例越大对锗的吸附效果越好。
中性浸出后，中浸矿浆加入絮凝剂澄清后，中上清送净化工序除杂；所得的中上清中，Ge≤0.30mg/L，Cu≤300mg/L。
（2） 酸性浸出：往中浸底流中加入锌电积废液，控制浆液终点酸度1～3g/L，浸出4.0h，将酸性矿浆过滤，得酸浸液及酸浸渣。在酸性浸出时，步骤（1）中水解沉淀的铜被再次浸出，而被氢氧化铁胶体吸附沉淀的锗仅有少量浸出，原因是只要不大量破坏氢氧化铁胶体，铁锗将会形成稳定的结构，这就需要控制酸性浸出的酸度防止氢氧化铁胶体被大量破坏。酸浸液中Cu含量为400～1400mg/L。酸浸渣送入烟化炉或回转窑按照传统方法挥发回收锌及锗。
（3）酸浸液铁粉置换铜：按酸浸液中Cu2+质量的1.5～2.0倍加入铁粉置换铜，液固分离后得置换铜渣及置换后酸性液。
实施例1
本实施例所用的高铜高锗焙烧矿主要成分为：Zn58.39%wt，Fe8.91%wt，Cu0.32%wt，Ge0.035%wt。
（1）两步中性浸出：取电积废液2500mL和置换后酸性液1500mL混合，加入锰粉10g，硫酸亚铁30g，进行中性浸出。第1次加入焙烧矿480g，控制终点酸度为：6g/L，浸出1.0h后，取矿浆过滤分析得Fe3+/Ge4+=290，H2SO47.96g/L，第2次加入焙烧矿80g，浸出1.0h后，矿浆pH值为5.4，加入絮凝剂后澄清0.5h，得中上清2700mL，中上清含Ge0.22mg/L，Cu278mg/L。
（2）酸性浸出：往中浸底流中加入电解废液180mL，浸出4.0h，过滤，得酸浸液1460mL，含Cu420mg/L，H2SO41.51g/L。酸浸渣送入烟化炉挥发回收锗。
（3）酸浸液铁粉置换铜：按Cu2+质量的2.0倍往酸浸液中加入铁粉1.2g，得置换铜渣2.8g，铜渣中，Cu：21.27%wt，Fe：21.63%wt，Ge：0.58%wt。置换后酸性液返回下轮中性浸出。最终焙烧矿带入的铜以酸性液置换铜渣、镉工序浸出锌镉后的铜渣等两种形态产出。
焙烧矿含Cu1.79g，中上清含Cu0.75g，置换铜渣Cu0.60g，中上清+置换铜渣铜回收率为75.42%。
对比例1（中浸一步完成，其他与实施例1相同）
（1）中性浸出：取电积废液2500mL和置换后酸性液1500mL混合，加入锰粉10g，硫酸亚铁30g，进行中性浸出。加入焙烧矿560g浸出2.0h，矿浆pH值为5.4，加入絮凝剂后澄清0.5h，得中上清2700mL，中上清含Ge1.82mg/L，Cu286mg/L。
（2）酸性浸出：往中浸底流中加入电解废液180mL，浸出4.0h，过滤，得酸浸液1440mL，含Cu430mg/L，H2SO41.65g/L。酸浸渣送入烟化炉挥发回收锗。
（3）酸浸液铁粉置换铜：按Cu2+质量的2.0倍往酸浸液中加入铁粉1.2g，得置换铜渣2.7g，铜渣中，Cu：22.96%wt，Fe：20.03%wt，Ge：0.53%wt。置换后酸性液返回下轮中性浸出 。
焙烧矿含Cu1.79g，中上清含Cu0.77g，置换铜渣Cu0.62g，中上清+置换铜渣铜回收率为77.65%。
和实施例1比较，中浸一步完成时，对铜回收率影响不明显，但中上清含Ge1.82mg/L，锗没有被有效沉淀，达不到净化工序前液的质量要求（中上清Ge≤0.30mg/L）。
实施例2
本实施例所用的高铜高锗焙烧矿主要成分为：Zn57.62%wt，Fe9.87%wt，Cu0.47%wt，Ge0.028%wt。
（1）两步中性浸出：取电积废液2500mL和置换后酸性液1400mL充分混合，加入锰粉10g，硫酸亚铁15g。开始两步中性浸出，第1次加入焙烧矿510g，控制终点酸度为：10g/L，浸出1.0h后，取矿浆过滤分析得Fe3+/Ge4+=240，H2SO45.66g/L，第2次加入焙烧矿50g，浸出1.0h后，矿浆pH5.4，加入絮凝剂停止浸出澄清0.5h，得中上清2650mL，中上清中含Ge0.16mg/L，Cu290mg/L。
（2）酸性浸出：往中浸底流中加入电积废液200mL，浸出4.0h，过滤，得酸浸液1450mL，含Cu910mg/L，H2SO42.66g/L。酸浸渣送入烟化炉挥发回收锗。
（3） 酸浸液铁粉置换铜：按Cu2+量的1.7倍往酸浸液中加入铁粉2.2g，得置换铜渣3.7g，含Cu35.28%wt，Fe24.58%wt，Ge0.39%wt。置换后酸性液返回下轮中浸。
焙烧矿含Cu2.63g，中上清含Cu0.77g，置换铜渣Cu1.30g，中上清+置换铜渣铜回收率为78.71%。
对比例2（除不加锰粉和硫酸亚铁外，其他与实施例2相同）
本实施例所用的高铜高锗焙烧矿主要成分为：Zn57.62%wt，Fe9.87%wt，Cu0.47%wt，Ge0.028%wt。
（1）两步中性浸出：取电积废液2500mL，实施例1置换后酸性液1400mL充分混合后进行中性浸出，第1次加入焙烧矿510g，浸出1.0h后，控制终点酸度为：10g/L，取矿浆过滤分析得Fe3+/Ge4+=20，H2SO45.74g/L，第2次加入焙烧矿50g，浸出1.0h后，矿浆pH5.4，加入絮凝剂后停止浸出澄清0.5h。得中上清2850mL，中上清中含Ge4.22mg/L，Cu290mg/L。
（2）酸性浸出：往中浸底流中加入电解废液200mL，浸出4.0h，过滤，得酸浸液1400mL，含Cu892mg/L，H2SO42.52g/L。酸浸渣送入烟化炉挥发回收锗。
（3） 酸浸液铁粉置换铜：按Cu2+量的1.7倍往酸浸液中加入铁粉2.2g，得置换铜渣3.8g，含Cu34.21%wt，Fe22.31%wt，Ge0.59%wt。置换后酸性液返回下轮中浸。
焙烧矿含Cu2.63g，中上清含Cu0.81g，置换铜渣Cu1.25g，中上清+置换铜渣铜回收率为78.33%。
和实施例2比较，不加锰粉和硫酸亚铁时，浆液中Fe3+/Ge4+=30，对铜回收率影响不明显，但中上清含Ge4.22mg/L，锗没有被有效沉淀，达不到净化工序前液的质量要求（中上清Ge≤0.30mg/L）。
实施例3
本实施例所用的高铜高锗焙烧矿主要成分为：Zn56.39%wt，Fe10.91%wt，Cu0.58%wt，Ge0.022%wt。
（1）两步中性浸出：取电积废液2500mL和置换后酸性液1400mL充分混合，配入锰粉10g，硫酸亚铁20g后开始两步中性浸出，第1次加入焙烧矿490g，控制终点酸度为：8g/L，浸出1.0h后，取矿浆过滤分析得Fe3+/Ge=210，H2SO49.28g/L，第2次加入焙烧矿90g，浸出1.0h后，矿浆pH5.2，加絮凝剂后停止浸出澄清0.5h，得中上清2750mL，含Ge0.24mg/L，Cu298mg/L。
（2）酸性浸出：往中浸底流中加入电解废液200mL，浸出4.0h，过滤，得酸浸液1400mL，含Cu1360mg/L，H2SO42.13g/L。
（3） 酸浸液铁粉置换铜：按Cu2+量的1.5倍往酸浸液中加入铁粉2.9g，得置换铜渣4.9g，含Cu38.68%wt，Fe20.96%wt，Ge0.21%wt。置换后酸浸液返回下轮中浸。
焙烧矿含Cu3.36g，中上清含Cu0.82g，置换铜渣Cu1.90g，中上清+置换铜渣铜回收率为80.95%。
最后说明的是，以上优选实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管通过上述优选实施例已经对本发明进行了详细的描述，但本领域技术人员应当理解，可以在形式上和细节上对其作出各种各样的改变，而不偏离本发明权利要求书所限定的范围。

Claims (7)

1.一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法，其特征在于：所述的高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法包括以下步骤：
（1）两步中性浸出：将锌电积废液中加入锰粉和硫酸亚铁，分2次加入高铜高锗焙烧矿，第1次按终点酸度5～10g/L加入焙烧矿，第2次按终点pH5.2～5.4加入焙烧矿再次浸出，中浸矿浆加入絮凝剂澄清；
（2）酸性浸出：往中浸底流中加入锌电积废液，控制浆液终点酸度1～3g/L，进行酸浸，酸浸后，将酸浸矿浆过滤，得酸浸液及酸浸渣；
（3）酸浸液铁粉置换铜：按酸浸液中Cu2+质量的1.5～2.0倍加入铁粉置换铜，液固分离后得置换铜渣及置换后酸性液。
2.根据权利要求1所述的一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法，其特征在于：所述的高铜高锗焙烧矿中，Cu：0.3～0.6%wt，Ge：0.02～0.04%wt。
3.根据权利要求1或2所述的一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法，其特征在于：步骤（1）中第1次加入焙烧矿后，控制浸出终点浆液中Fe3+/Ge4+=200～300。
4.根据权利要求1所述的一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法，其特征在于：步骤（1）中产出的中上清中，Ge≤0.30mg/L，Cu≤300mg/L。
5.根据权利要求1所述的一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法，其特征在于：步骤（2）的酸浸液中，Cu含量为400～1400mg/L。
6.根据权利要求1所述的一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法，其特征在于：步骤（1）澄清后的中上清送净化工序除杂。
7.根据权利要求1所述的一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法，其特征在于：步骤（2）的酸浸渣送入烟化炉或回转窑按照传统方法挥发回收锗。
CN202110331679.2A 2021-03-29 2021-03-29 一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法 Active CN113088698B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202110331679.2A CN113088698B (zh) 2021-03-29 2021-03-29 一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202110331679.2A CN113088698B (zh) 2021-03-29 2021-03-29 一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN113088698A true CN113088698A (zh) 2021-07-09
CN113088698B CN113088698B (zh) 2022-08-05

Family

ID=76670623

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202110331679.2A Active CN113088698B (zh) 2021-03-29 2021-03-29 一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN113088698B (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113652558A (zh) * 2021-07-30 2021-11-16 葫芦岛锌业股份有限公司 一种含锗废液中锗的回收方法
CN115029562A (zh) * 2022-01-05 2022-09-09 昆明理工大学 一种湿法炼锌过程分离铜锗的方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4107265A (en) * 1976-06-02 1978-08-15 Metallgesellschaft Aktiengesellschaft Treating residues from the leaching of roasted zinc blende
SU1084324A1 (ru) * 1982-08-09 1984-04-07 Лениногорский Ордена Трудового Красного Знамени Полиметаллический Комбинат Способ переработки цинкового огарка
CN110093506A (zh) * 2019-04-09 2019-08-06 云南驰宏锌锗股份有限公司 含锗锌浸出渣中有价金属高效提取及其减量化处理方法
CN110541070A (zh) * 2018-05-28 2019-12-06 荆门市格林美新材料有限公司 白合金中综合提取有价金属的提取方法
CN111363917A (zh) * 2020-03-25 2020-07-03 云南云铜锌业股份有限公司 一种高硅锌焙矿的处理方法
CN112442606A (zh) * 2020-11-24 2021-03-05 荆门市格林美新材料有限公司 一种从含锗铜钴合金中回收锗的方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4107265A (en) * 1976-06-02 1978-08-15 Metallgesellschaft Aktiengesellschaft Treating residues from the leaching of roasted zinc blende
SU1084324A1 (ru) * 1982-08-09 1984-04-07 Лениногорский Ордена Трудового Красного Знамени Полиметаллический Комбинат Способ переработки цинкового огарка
CN110541070A (zh) * 2018-05-28 2019-12-06 荆门市格林美新材料有限公司 白合金中综合提取有价金属的提取方法
CN110093506A (zh) * 2019-04-09 2019-08-06 云南驰宏锌锗股份有限公司 含锗锌浸出渣中有价金属高效提取及其减量化处理方法
CN111363917A (zh) * 2020-03-25 2020-07-03 云南云铜锌业股份有限公司 一种高硅锌焙矿的处理方法
CN112442606A (zh) * 2020-11-24 2021-03-05 荆门市格林美新材料有限公司 一种从含锗铜钴合金中回收锗的方法

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113652558A (zh) * 2021-07-30 2021-11-16 葫芦岛锌业股份有限公司 一种含锗废液中锗的回收方法
CN115029562A (zh) * 2022-01-05 2022-09-09 昆明理工大学 一种湿法炼锌过程分离铜锗的方法
CN115029562B (zh) * 2022-01-05 2023-09-15 昆明理工大学 一种湿法炼锌过程分离铜锗的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN113088698B (zh) 2022-08-05

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP3756687B2 (ja) 砒素含有溶液からの砒素の除去および固定方法
CN110358917B (zh) 一种处理福美钠钴渣的工艺方法
CA1223126A (en) Process for recovering zinc from ferrites
CN113088698B (zh) 一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法
JPS5919976B2 (ja) 深海床の団塊に含まれる金属、特にニツケル及び銅の抽出方法
CN102517455A (zh) 一种从铜镉渣中回收镉的方法
KR20030059326A (ko) 철의 가수분해 석출방법
CN113549766A (zh) 一种铅冶炼烟尘脱砷并回收有价金属的方法
CN112410555B (zh) 一种湿法炼锌酸性浸出渣浮选银精矿的综合回收方法
CN113151689A (zh) 一种湿法炼锌锌粉锑盐净化渣中钴的富集方法
CN105274352B (zh) 一种从碳酸铜锰钴钙锌混合物中分离铜钴锰的方法
CN111455189B (zh) 一种从锡铜渣中浸出铜的方法
CN113088710A (zh) 一种铜锗置换渣中铜锗分离的方法
CN110172583B (zh) 一种减量化高效处理含砷烟灰的方法
CN110106353B (zh) 一种锌冶炼的短流程浸出方法
US4778520A (en) Process for leaching zinc from partially desulfurized zinc concentrates by sulfuric acid
CN112458277A (zh) 一种从深海多金属硫化矿中回收有价金属的方法
CN109913647B (zh) 一种回收铋中矿中铜、锌的湿法处理方法
CN113881857A (zh) 一种湿法锌冶炼镉回收工序产出的含钴溶液的处理方法
KR101543901B1 (ko) 니켈 함유 광석으로부터 고순도의 니켈을 회수하는 방법
CN115029562B (zh) 一种湿法炼锌过程分离铜锗的方法
JP3386516B2 (ja) ジャロサイトおよびアンモニウムとアルカリベースの二重塩の形成の防止方法
CN115011810A (zh) 一种提升锌焙烧矿中铜回收率的浸出工艺
CN114350972A (zh) 一种利用铂钯精矿氯化浸出液生产海绵钯的工艺
CN109796049B (zh) 一种利用湿法炼锌针铁矿法沉铁渣制备铁红的方法

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
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant