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(19)中华人民共和国国家知识产权局(12)发明专利申请(10)申请公布号CN113174493A(43)申请公布日2021.07.27(21)申请号202110471817.7C22B15/00(2006.01)(22)申请日2021.04.29C22B23/00(2006.01)C25C1/08(2006.01)(71)申请人大冶有色金属有限责任公司C25C1/12(2006.01)地址435005湖北省黄石市下陆大道18号技术创新部(72)发明人彭明姜志雄乐安胜马登峰王亚东李亚新(74)专利代理机构黄石市三益专利商标事务所42109代理人滕金叶(51)Int.Cl.C22B7/04(2006.01)C22B3/38(2006.01)C22B3/08(2006.01)C22B3/14(2006.01)权利要求书1页说明书6页附图1页(54)发明名称一种蒸硒渣和碱性钴渣联合处理回收铜钴的方法(57)摘要本发明公开了一种蒸硒渣和碱性钴渣联合处理回收铜钴的方法,是先将蒸硒渣采用硫酸加热浸泡,过滤,得到蒸硒渣分铜液后,再加入碱性钴渣进行浸泡,得到含铜钴溶液,再利用萃取剂P204萃取含铜钴溶液中的铜钴,煤油反萃得到的萃取剂返回用于萃取含铜钴溶液,含铜钴萃后溶液电积回收其中金属铜,除去金属铜的含钴溶液再用P507进行萃取其中的钴,煤油反萃得到的萃取剂返回用于含钴溶液的萃取,含钴萃后溶液电积回收金属钴,电积过程中产生的硫酸溶液返回用于浸泡蒸硒渣,整个过程没有废液外排;本发明方法实现了废物综合处理,科学环保,且没有废液外排,金属回收率高,得到的产品纯度高,经济效益显著。CN113174493ACN113174493A权利要求书1/1页1.一种蒸硒渣和碱性钴渣联合处理回收铜钴的方法,其特征在于包括下述步骤:(1)将质量浓度为15~20g/L的硫酸溶液加热至40~60℃,加入硫酸溶液质量30~50%的蒸硒渣,1~3R/S的搅拌速度下搅拌反应70~100h,对浸出液进行过滤,得蒸硒渣分铜液,蒸硒渣分铜液中铜的质量浓度为5~10g/L,硫酸的质量浓度为20~60g/L;(2)在蒸硒渣分铜液中加入溶液质量20~50%的碱性钴渣,1~3R/S的搅拌速度下搅拌反应20~50h,碱性钴渣溶解完全后,得铜钴萃前溶液,铜钴萃前溶液中含钴1~5g/L;(3)用氨水调节铜钴萃前溶液的pH为9~10,调节好后加入萃取剂A,在常温、相比O/A为1∶1~1∶5的条件下进行2级萃取,萃取铜钴萃前溶液中的铜、钴,每级萃取时的混合时间3~15min,澄清时间3~15min,萃取结束得含铜钴有机相和萃铜钴后液;所述萃取剂A是采用质量分数为70~90%的皂化剂将P204萃取剂进行皂化至皂化率为65~75%,皂化后的p204采用磺化煤油稀释至体积分数为20~30%,所述皂化剂为氢氧化钠、氨水、氢氧化钙中的任意一种;(4)将含铜钴有机相采用煤油反萃,煤油萃取得到的有机相为萃取剂A,返回步骤(3)循环用于萃取铜钴萃前溶液,得到的水相为含铜钴萃后溶液,电积回收铜,电流密度为150~200A/m2,含铜钴萃后溶液经电积回收铜后,剩余为含钴溶液;(5)用硫酸调节含钴溶液的pH为8~9,调节好后加入萃取剂B,在常温、相比O/A为1∶1~1∶5的条件下进行2级萃取,萃取含钴溶液中的钴,每级萃取时的混合时间3~15min,澄清时间3~15min,萃取结束得含钴有机相和萃钴后液;所述萃取剂B是采用质量分数为70~90%的皂化剂将P507萃取剂进行皂化至皂化率为60~70%,皂化后的p507采用磺化煤油稀释至体积分数为20~30%,所述皂化剂为氢氧化钠、氨水、氢氧化钙中的任意一种;(6)将含钴有机相采用煤油反萃,煤油萃取得到的有机相为萃取剂B,返回步骤(5)循环用于萃取含钴溶液,得到的水相为含钴萃后溶液,电积回收钴,电流密度为120~180A/m2,电积过程产生的硫酸用于浸泡蒸硒渣。2.根据权利要求1所述的一种蒸硒渣和碱性钴渣联合处理回收铜钴的方法,其特征在于:步骤(4)中将含铜钴有机相采用煤油反萃时,相比O/A为1∶1~1∶6,进行2级反萃,每级萃取时的混合时间10~20min,澄清时间10~20min。3.根据权利要求1所述的一种蒸硒渣和碱性钴渣联合处理回收铜钴的方法,其特征在于:步骤(6)中将含钴有机相采用煤油反萃时,相比O/A为1∶1~1∶6,进行2级反萃,每级萃取时的混合时间10~20min,澄清时间10~20min。4.根据权利要求1所述的一种蒸硒渣和碱性钴渣联合处理回收铜钴的方法,其特征在于:步骤(3)中的萃铜钴后液返回步骤(1)循环用于浸泡蒸硒渣。5.根据权利要求1所述的一种蒸硒渣和碱性钴渣联合处理回收铜钴的方法,其特征在于:步骤(5)中的萃钴后液返回步骤(1)循环用于浸泡蒸硒渣。2