CN101698904A - 有色金属硫化矿物的浸出方法及其浸出滤渣中的硫磺回收方法 - Google Patents

Abstract

一种有色金属硫化矿物的浸出方法，尤其适用于黄铜矿和/或闪锌矿，将黄铜矿或闪锌矿破碎并粗磨，再继续细磨或湿磨；在浸取剂硫酸中添加表面活性剂；将二氧化锰矿粉和黄铜矿或闪锌矿石之细磨湿磨物以质量比为1.6∶1～3.0∶1的比例混合打浆，然后在所得浆料中注入添加了表面活性剂的硫酸；整个浸出过程反应温度控制在83～95℃，反应时间为5～10小时。矿石的浸出液过滤得到含铜滤液或含锌滤液及其滤渣，含铜滤液被净化除杂后进行铜锰分离，得到电积铜和硫酸锰；含锌滤液精制除杂后同槽电解得到电解锌和二氧化锰。本发明浸出方法有益效果在于黄铜矿、闪锌矿中铜或锌的浸出率高；且浸出渣中硫磺回收成本低、回收率高；整个工艺方法节约资源、环保。

Description

有色金属硫化矿物的浸出方法及其浸出滤渣中的硫磺回收方法

技术领域  本发明涉及通过用湿法从矿石或精矿中提取有色金属化合物，特别是涉及黄铜矿、闪锌矿的浸出方法及其浸出滤渣中的硫磺回收方法。

背景技术  铜和锌是两种用途非常广泛的重金属，在国民经济中占有重要地位，同时，铜还是关系国家安全与稳定的战略资源之一。铜在地壳中的丰度为0.068％，自然界中含铜矿物至少有360种，除少见的自然铜外，所述含铜矿物通常包括硫化铜矿和氧化铜矿。与铜资源类似，冶炼锌的矿石也有硫化矿和氧化矿石两类。

在铜矿资源的类型上，国内矿产同国外相似，以硫化矿为主。世界原生铜产量的90％来自硫化矿，而黄铜矿作为一种很重要的硫化矿，在铜矿中具有举足轻重的地位，大有“得黄铜矿者得天下”之势，因此国内外许多科研工作者都侧重于从黄铜矿中提取铜的工艺研究上。无独有偶，锌冶炼的原料中，最多的也是硫化矿，并以闪锌矿为主。由于Fe²⁺和Zn²⁺具有相近的离子半径，闪锌矿中一般含有铁，含量在5％～14％；当铁含量在6％以上时，称为铁闪锌矿，铁含量在12％以上时为高铁闪锌矿。在众多厂矿企业及科研单位，闪锌矿的研究重点在于提高锌的浸出率、减少铁的浸出，从而实现铁和锌的分离。

从黄铜矿、闪锌矿等硫化矿中提取有价值金属的传统方法是采用火法工艺，随着整个社会环保意识的加强，传统火法因为能耗高、环境不友好等缺点，有逐渐被半湿法、全湿法等新工艺取代的趋势。

随着萃取技术、黄钾铁矾法、针铁矿法及赤铁矿法等除铁新工艺的成功应用，给铜冶炼、锌冶炼的分离和除杂带来了革命性的变化，极大地促进了铜与锌湿法冶金工业的发展。另外，一些有针对性新工艺的研究与应用，也为黄铜矿及闪锌矿的湿法浸出打下了坚实的基础。

根据浸出过程压力大小，黄铜矿及闪锌矿的湿法浸出方法又可分为常压浸出和加压浸出。

在常压浸出中，根据采用的浸取剂不同，还有铁盐浸出法、铜盐浸出法、过氧化氢浸出法、氨浸出法、过硫酸铵浸出法、细菌浸出法及二氧化锰浸出法。在此基础之上，还可运用机械活化法、微波辐射法以及添加辅助氧化剂如Ag⁺等浸出手段来强化提高浸出率。

铁盐、过氧化氢、过硫酸铵和二氧化锰浸出法，是指在酸性体系下，分别利用三价铁盐、过氧化氢、过硫酸铵及二氧化锰为氧化剂，直接浸出黄铜矿、闪锌矿，改变铜矿和锌矿中硫的状态，使铜转入溶液中。由于各种氧化剂氧化能力的差异，矿物中硫的最终状态也不同，如在采用三价铁盐和二氧化锰为氧化剂的体系中，硫大多以单质硫为主，但铁盐浸出法中浸出液硫酸亚铁溶液再生困难，不仅铁盐用量大、成本高，而且铁离子的大量引入，也给后续除杂和浸出工序带来了困难，使整个过程很不经济。过氧化氢和过硫酸铵的氧化还原电位很强，硫的主要产物为硫酸盐。

为了强化浸出，在一些文献报导中，提到了加入微量银盐催化浸出黄铜矿，由于过程中产生的Ag₂S微粒均匀地夹杂在产物硫层中，从而改善了元素硫层的导电性能，因此加快了反应的速率，提高了浸出率。过氧化氢或过硫酸铵在氧化浸出硫化矿的过程中，由于将硫氧化成高价硫，因而用量特别大，另外自身受热易分解，进一步加大了其消耗量，不适用于工业化。

氨浸出法又称Arhietr法，是由Anaconda公司开发的，其主要特点是浸出过程在一定压力并有氧存在和强烈搅拌的条件下进行。氨浸出法优点是可以在非腐蚀条件下操作，且在浸出过程中顺便除铁，但氨浸出法需要高压，对浸出设备提出更高的要求，虽加碘有利于黄铜矿的浸出，但碘价格昂贵，增加了浸出的成本。

生物氧化浸出技术对于低、贫、杂铜矿石提取有着非常大的竞争优势，但存在浸出周期长、浸出效率低、很难处理高品位黄铜矿及闪锌矿等硫化矿这些不足之处；虽然经过广大科研工作者不懈努力，成功培育出了高温菌，令原生黄铜矿的生物氧化浸出率达到了很高的水平，但直接处理高品位铜精矿也有相当难度。

加压浸出根据温度和压力不同可分为高温高压氧化酸浸出、中温氧化压力浸出和低温氧化酸浸出，浸取剂为稀硫酸，氧(或者空气)为氧化剂。采用高温高压硫酸浸出黄铜矿、闪锌矿时，硫被氧化成硫酸根，其浸出速度快、浸出率高是主要优点，但是，由于浸出过程中会产生大量的硫酸，因此，对设备的耐腐蚀性也提出了很高的要求，只有当其中的游离酸得到有效利用时，工艺过程才经济合理。不过，当黄铜矿、闪锌矿中含有贵金属元素时，高温高压可以使贵金属得以富集，实现贵金属的有效回收。中温中压氧化酸浸出时，控制合适的温度，有效减少硫及硫化物的包覆和团聚，可以克服高温高压的缺点，既能回收生成的硫，又可以降低对材质的耐腐蚀要求。

黄铜矿、闪锌矿浸出后，对生成的单质硫的回收是湿法冶金的优势所在。湿法冶金采用湿法过程使矿物中的硫与其他物料分离，这样避免了过程中二氧化硫的污染问题，一般情况下硫进入渣中。根据回收硫工艺的不同，可分为物理方法和化学方法。

物理方法主要利用单质硫的物相变化实现硫的分离与提纯，如高压倾析法、浮选法、热过滤法、制粒筛分法以及常压蒸馏和减压蒸馏法。其中制粒筛分法较难掌握，得到的硫产品质量不高；高压倾析法也由于夹带金属的硫化物，只能作为硫的富集；浮选法得到的硫磺品位低；热过滤法和蒸馏方法都可以制备合格的硫磺产品，但蒸馏法对设备的要求很高。

化学方法是利用能溶解硫磺的溶剂，从含元素硫的物料中溶解分离后得到硫产品，根据溶剂的种类不同，分为有机溶剂法和无机溶剂法，有机溶剂如二甲苯、三氯乙烯、四氯乙烯、四氯化碳、液体石蜡及煤油，无机溶剂如硫化铵等。其中以二甲苯和煤油的溶解效果最好，产品纯度高，但它们都有一定的毒性，易燃易挥发，对处理大规模的物料不合适；硫化铵的优点是系统简单、易控制，缺点是味道臭、操作条件差，如果物料中含有贵金属，会造成贵金属的损失。

发明内容  本发明要解决的技术问题在于避免上述现有技术的不足之处，而对现有技术做进一步的改进，提出一种能够工业化且浸出率高的适用于黄铜矿和/或闪锌矿的有色金属硫化矿物浸出方法，以及一种提高黄铜矿和/或闪锌矿浸出滤渣中硫磺回收率的方法。

本发明为解决所述技术问题而提出的技术方案是，提出一种黄铜矿、闪锌矿的浸出方法，将黄铜矿或闪锌矿在浸取剂中利用氧化剂直接浸出铜或锌，改变黄铜矿或闪锌矿中硫的状态，使铜或锌转入溶液中；将黄铜矿或闪锌矿的浸出液过滤后得到含铜滤液或含锌滤液；

尤其是，包括如下步骤：

A.将黄铜矿或闪锌矿石破碎并粗磨，再继续细磨或湿磨；

B.在浸取剂硫酸中添加表面活性剂；

C.将实施步骤A所获黄铜矿或闪锌矿石之细磨或湿磨物，加入氧化剂二氧化锰矿粉混合打浆，二氧化锰矿粉和黄铜矿粉或闪锌矿粉质量比为1.6∶1～3.0∶1，然后在所得浆料中注入实施步骤B所获添加了表面活性剂的浸取剂硫酸；

D.保持步骤C的浸出过程反应温度控制在80～95℃，浸出时间为5～10小时；

E.将步骤D所获浸出液过滤得到含铜滤液或含锌滤液及其滤渣，含铜滤液被净化除杂后进行铜锰分离，得到电积铜和硫酸锰；含锌滤液精制除杂后同槽电解得到电解锌和二氧化锰。

所述步骤A中黄铜矿细磨后过筛的粒度规格为-300目以上。

所述步骤A中闪锌矿细磨后过筛的粒度规格为-100目以上。

所述步骤B中表面活性剂为煤粉、木质素磺酸钠或液体石蜡。

所述表面活性剂的添加量为1.5％～7.5％。

本发明技术方案对于适用于黄铜矿和/或闪锌矿的有色金属硫化矿物的浸出滤渣中硫磺的回收还提出了一种回收方法，尤其是，包括滤渣中硫磺的浮选富集和分离提纯过程；

硫磺的浮选富集过程中采用黄药作为浮选剂，滤渣在浮选机中浮选10～60分钟，浮选完毕后即可进入硫磺的分离提纯过程；

硫磺的分离提纯采用有机溶剂来完成，具体步骤如下：滤渣浮选后的溢流渣用有机溶剂热熔，再热过滤后，滤液冷却结晶即得硫磺。

所述黄药为乙基黄药、甲基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、异戊基黄药或丁胺黄药。

所述有机溶剂为二甲苯、三氯乙烯或四氯乙烯。

所述浮选时间为10～15分钟；所述浮选机转速控制在1500r/min～2502r/min。

所述黄铜矿浸出滤渣浮选时浆料PH值控制在1.0～2.0；所述闪锌矿浸出滤渣浮选时浆料PH值控制在1.5～2.0或7.0～8.0。

与现有技术相比较，本发明具有以下有益效果：

1、黄铜矿、闪锌矿的浸出效率高、成本低；现有技术中，过氧化氢和过硫酸铵法由于氧化剂的高成本，不适于工业化；生物氧化浸出技术对于低、贫、杂矿石有优势，处理硫化铜及硫化锌精矿不仅周期长，而且效率低，近期工业化很难有大的突破；铁盐浸出法由于铁盐无法再生及铁对后续除杂和净化的影响，工业化很不经济；而采用二氧化锰氧化法工艺比较简单且原料便宜，反应条件温和，在解决了铜锰分离的工艺后，其对于黄铜矿、闪锌矿的浸出效率高，成本也比较低。

2、硫磺回收成本低、设备简单，回收率高；如前所述的硫磺回收现有技术中，物理方法中，有的方法工艺复杂且得到的硫产品质量不高，有的只能作为硫的富集；有的得到的硫磺品位低；有的对设备的要求很高；化学方法中有的效果好但是不环保，有的尽管简单但是处理过程中操作条件差；本发明采用了综合的方法来完成硫磺的回收，其成本低、设备简单，回收率高。

3、节约资源、环保且能提高经济效益；从黄铜矿、闪锌矿浸出后渣中回收硫磺，不仅符合资源利用最大化的原则，有利于提高本项目的经济效益，而且能极大减少有毒气体的排放，有利于环境保护。

附图说明

图1是本发明黄铜矿湿法浸出冶金工艺及其浸出滤渣中硫磺的回收流程图；

图2是本发明闪锌矿湿法浸出冶金工艺及其浸出滤渣中硫磺的回收流程图。

具体实施方式  以下结合附图所示之优选实施例作进一步详述。

为了保证黄铜矿、闪锌矿中铜或锌的浸出率及其浸出滤渣中硫磺的回收率达到本发明的有益效果，下面通过对该两种硫化矿的浸出及硫磺回收的工艺方法的系列试验数据来确定其浸出工艺步骤和工艺参数的设置。

硫化铜矿是半导体，与具有不同浓度休止电位的矿物紧密接触，发生氧化还原反应时，产生元电池作用，黄铜矿最为稳定，在与其他硫化矿接触组成原电池时，它总是处于阴极不被氧化，处于阳极的矿物则失去电子而被氧化，可以说，黄铜矿比闪锌矿更难浸出。所以试验中主要以黄铜矿的浸出为主，在找到黄铜矿浸出的最优条件下，以此条件验证闪锌矿的浸出。

试验中，黄铜矿、闪锌矿均采用选矿富集后的精矿，表1和表2分别为黄铜矿和闪锌矿的主要成分表，其中黄铜矿粒度规格分为-100目、-200目、-300目或-300目以上。

表1黄铜矿主要成分表

表2闪锌矿主要成分表

试验主要研究二氧化锰氧化浸出法。为确定最优浸出条件，二氧化锰采用化学试剂和工业级。因各地的地质条件及开采条件有差异，二氧化锰矿粉的组成和性质各不相同，在模拟工业试验中，分别尝试了不同产地、不同品位的氧化锰矿的浸出效果，具体数据参见表3二氧化锰及氧化锰矿主要成分表。

表3二氧化锰及氧化锰矿主要成分表

在试验原料的准备阶段，预先将铜矿和锌矿破碎、磨细、过筛。黄铜矿分三个级别：-100目、-200目和-300目(湿过)，闪锌矿直接磨细过-300目。

下面从具体试验出发来分析黄铜矿中铜浸出率的影响因素：矿物的微观粒径、表面活性剂的作用及反应温度等，并以此来说明这些因素对黄铜矿或闪锌矿浸出生产过程中的影响。

1、矿物的微观粒径影响；首先来看不同粒径对浸出效果的影响，试验数据见表4：

表4不同粒径黄铜矿的浸出效果

表4的试验中以渣中铜的存留量确定铜的浸出回收率，采用试剂级二氧化锰为氧化剂，温度控制在90～95℃，分别对比了不同粒度的黄铜矿：-100目，-200目，-300目以及球磨8.0小时和球磨18.0小时，浸出5.0小时的浸出效果。

其中铜矿铜含量为19.86％，表4的试验数据表明，矿物粒度越小，铜的浸出率越高。在相同条件下100％过-200目和100％过-300目铜矿的浸出率分别为64.44％和81.82％，当继续湿磨-300目的黄铜矿浸出后，铜的浸出率可达到98％以上。

从上述试验可见，把固体矿化物磨细可以破坏高分子，分散物料的次生致密结构，可以充分暴露颗粒之间的结合键，形成不饱和的化学游离键，增大比表面积，缩短了内扩散路程，因而提高了反应速率，也就改善了一定时间内铜的浸出效果。

2、表面活性剂的作用；近年采用电化学、表面分析等研究确认，在氧化浸出黄铜矿时，部分Fe²⁺先被溶出，Fe、Cu的溶出比是4∶1，导致生成了GuS₂，继而生成多硫化铜的中间产物，且覆盖在黄铜矿粒子的表面；在其后的过程中，多硫化铜被氧化成单质硫和铜离子，而单质硫由于表面张力的作用，会吸附和包覆在多硫化物表面，形成钝化膜，极大的降低了起氧化作用的离子与多硫化物及黄铜矿粒子碰撞反应的机会，从而延缓了浸出反应的进程。

而在实际工业生产中，常使用添加表面活性剂的方法来克服或缓解硫的包夹，常用的表面活性剂有十二烷基磺酸钠、木质素磺酸钠及煤粉等。本试验中，重点考虑三种不同作用的添加剂对黄铜矿的影响：木质素磺酸钠，煤粉和液体石蜡。木质素磺酸钠是降低浸出液的表面张力，增加浸出液对粒子的浸润；煤粉主要是吸附硫磺，使生成的硫磺少或不要包覆在多硫化物的表面；而液体石蜡则是一种能溶解硫磺的溶剂。上述三种添加剂影响铜的浸出率试验数据见表5。

表5表面活性剂的影响对照表

在表5的试验中，煤粉、木质素磺酸钠的加入量为固含量的7.45％，液体石蜡的加入量为2.0g/L～5.0g/L。结果显示加入煤粉能提高铜浸出回收率达10％以上。

上述试验表明，对黄铜矿的二氧化锰氧化浸出体系，煤粉相对于其他表面活性剂：木质素磺酸钠、液体石蜡效果明显，它可使铜的浸出率达10％～20％，甚至更高。当然，煤粉的用量也很重要，表6试验数据显示了煤粉用量与铜浸出率的对应关系，其中黄铜矿用量皆为50.0g。

表6不同煤粉用量对应的铜浸出率对照表

从表6试验数据可以看出，提高煤粉用量有利于提高铜的浸出回收率，同时还与黄铜矿的矿物粒径及锰矿的性质有关，在过-300目以上的粒径范围下的煤粉用量为1.5％～7.5％。

在实际工业生产中，锰矿一般为工业级的锰矿粉，可能来自全国各地的采矿场，其成分各异，为了验证本项目工艺的通用性，试验以上述表3中湖北某地锰矿、湖南甲地锰矿、湖南乙地锰矿三地的3种锰矿的浸出试验，黄铜矿的用量为50g，铜的浸出率生产试验数据如表7：

表7不同锰矿浸出对照表

从表7的试验数据可以看出，对不同产地、不同品位、含不同杂质的锰矿，只要保证黄铜矿粒度够小，使用适量的锰矿，铜的浸出率都可以达到98％以上，因而，只要锰矿中锰的含量不太低，本工艺对各种锰矿都具有通用性。

闪锌矿的浸出较黄铜矿容易，下面以上述黄铜矿的二氧化锰浸出方法对闪锌矿的浸出进行了试验，其中闪锌矿的用量也为50g，试验数据见表8：

表8闪锌矿二氧化锰矿浸出对照表

在表8的试验数据中，闪锌矿的锌含量为44.38％，其投入量都为50.0g，试验1采用试剂二氧化锰浸出，试验2～4采用了二氧化锰矿浸出，从试验结果看，只要选择合适的二氧化锰用量，锌的浸出回收率都在97％以上，完全达到浸出反应的要求，同时也说明采用黄铜矿二氧化锰最优浸出条件浸取闪锌矿是可行的。

从黄铜矿、闪锌矿浸出后的浸出渣中回收硫磺可采用浮选法和溶剂法相结合的方法。浮选富集的过程中影响浮选效果的因素包括：浮选剂的采用、浮选机的转速和浮选中浆料PH值的控制。

首先分析硫磺的浮选富集。由于煤和硫磺颗粒表面疏于水，具有天然的可浮选性，采用浮选法回收硫化矿中的硫磺具有得天独厚的优势，特别是黄铜矿和闪锌矿中的硫磺内附在煤粉表面，富集硫磺的同时也起到了回收煤粉的目的，而且由于煤粉颜色黑，视觉上更好判断浮选的进程。

考虑到浸出渣中还有少量未反应完全的黄铜矿或闪锌矿，浮选过程采用对硫化矿选择性很强的黄药作为浮选剂，黄药包括乙基黄药、甲基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、异戊基黄药或丁胺黄药。

浮选机是XFD-III0.5L的单槽浮选机，浮选时间一般控制在1.0小时左右，但10～15分钟已经基本浮选完毕。一般浮选过程中，加强搅拌力度相当于增大液体的剪切力，有利于团聚离子的分散，从而降低渣中二氧化硅、钙、铁对煤粉的吸附，可有利于硫磺的浮选。表9是浮选机转速对浮选率的影响对照表，显示了浮选机转速从1500r/min到2502r/min之间时硫磺浮选率的变化，可以看出，随着浮选机转速的增大，硫磺的浮选率也显著增加。

表9浮选机转速对浮选率的影响对照表

另外，在浮选过程中，浆料的PH对浮选回收率也有一定的影响，如黄铜矿浸出后渣在弱酸下，其浮选率较中性、碱性条件下高4％～5％，而闪锌矿则在碱性条件下的浮选回收率略高，具体试验数据见表10。

表10浮选PH对浮选率的影响

通过以上硫磺的浮选富集后，然后就是硫磺的分离提纯过程。由于浸出过程中硫磺和煤粉的相互吸附，在前述浮选过程中，硫磺与煤粉同时被选出，因此，硫磺与煤粉的分离不仅是硫磺除杂提纯步骤的关键，也是整个硫磺回收的核心。浮选法富硫渣中一般含有30～50％单质硫，50％左右的煤粉，以及少量未反应完全的硫化物，因此，必须进一步分离或提高硫磺的品位，分离提纯过程中采用有机溶剂：二甲苯、四氯乙烯或三氯乙烯来完成。

温度不同，硫磺在二甲苯、四氯乙烯或三氯乙烯中溶解度也不同，随着温度的升高，硫磺在其中的溶解度也越大，当负载硫磺的有机溶剂降温到一定程度时，硫磺就会结晶出来，有机溶剂法就是利用此原理分离和提纯硫磺的。

至此，可以从以上黄铜矿、闪锌矿浸出工艺的浸出条件及硫磺回收的工艺方法的系列试验数据来确定浸出工艺步骤和工艺参数的设置，其整个浸出过程及硫磺回收方法的最优工艺步骤和工艺参数设置如下。

试验证明采用本发明方法及工艺条件下黄铜矿和闪锌矿的浸出率都很高。

本实施例采用锰含量为23.77％的湖南乙地锰矿为氧化剂，整个浸出工艺过程和浸出渣中硫磺的回收步骤如下：

黄铜矿的处理过程：在原料准备阶段，需要预先将黄铜矿破碎，磨细，过筛。黄铜矿过筛后粒度规格为-300目，二氧化锰矿与磨细后的黄铜矿进行混合打浆，二氧化锰矿与黄铜矿的质量比为1.6∶1～3.0∶1，其混合浆料添加5％～7％的煤粉后送入保存在浸出釜中的硫酸浸取，浸取温度控制在80℃～90℃，浸出10小时后过滤，得到含铜滤液和滤渣，含铜滤液净化除杂后进行铜锰分离，得到电积铜和硫酸锰。上述黄铜矿浸取后的滤渣风干后送入浮选槽来完成硫磺的浮选富集，浮选采用丁基黄药作为浮选剂，浮选机转速设定为2502r/min，浮选时间为10～15分钟，浮选时浆料的PH值控制为1.5～2.0，浮选出来的溢流渣用二甲苯热熔，热过滤后，滤液冷却结晶得产品硫磺。整个处理过程如图1所示。

闪锌矿的处理过程：闪锌矿破碎、磨细，过筛后粒度规格为-300目，二氧化锰矿与磨细后的闪锌矿进行混合打浆，二氧化锰矿与闪锌矿的质量比为1.6∶1～3.0∶1，其混合浆料添加5％～7％的煤粉后送入保存在浸出釜中的硫酸浸取，浸取温度控制为80℃～90℃，浸出7小时后过滤，得到含锌滤液和滤渣，含锌滤液净化除杂后同槽电解，得到电解锌和二氧化锰。闪锌矿浸取后的滤渣风干后送入浮选槽来完成硫磺的浮选富集，浮选采用丁基黄药作为浮选剂，浮选机转速设定为2502r/min，浮选时间为10～15分钟，浮选时浆料的PH值控制在7.0～8.0，浮选出来的溢流渣用二甲苯热熔，热过滤后，滤液冷却结晶得产品硫磺。整个处理过程如图2所示。

以上黄铜矿、闪锌矿物的浸取方法实施的数据见表11，所得硫磺的主要技术测试指标数据见表12。

表11铜、锌浸出率及硫磺回收率对照表

表11中数据显示，在采用了上述实施例的工艺步骤和工艺条件情况下，黄铜矿的铜的浸出率达到了98.9％，硫磺回收率达到53.1％，闪锌矿的锌的浸出率达到了96.2％，硫磺回收率达到了70.6％。而回收的硫磺达到了GB/T 2449-2006合格品的标准，其主要技术指标见表12。可见，采用本实施例浸取工艺方法，并在本实施例工艺参数和工艺条件下，黄铜矿、闪锌矿的铜或锌的浸出率都非常高，分别在98％或96％以上。

表12硫磺的主要成分数据

Claims (10)

1.一种有色金属硫化矿物的浸出方法，尤其适用于黄铜矿和/或闪锌矿，包括如下步骤：

A.将黄铜矿或闪锌矿石破碎并粗磨，再继续细磨或湿磨；

B.在浸取剂硫酸中添加表面活性剂；

C.将实施步骤A所获黄铜矿或闪锌矿石之细磨或湿磨物，加入氧化剂二氧化锰矿粉混合打浆，二氧化锰矿粉和黄铜矿粉或闪锌矿粉质量比为1.6∶1～3.0∶1，然后在所得浆料中注入实施步骤B所获添加了表面活性剂的浸取剂硫酸；

D.保持步骤C的浸出过程反应温度控制在80～95℃，浸出时间为5～10小时；

E.将步骤D所获浸出液过滤得到含铜滤液或含锌滤液及其滤渣，含铜滤液被净化除杂后进行铜锰分离，得到电积铜和硫酸锰；含锌滤液精制除杂后同槽电解得到电解锌和二氧化锰。

2.根据权利要求1所述的有色金属硫化矿物的浸出方法，其特征在于：所述步骤A中黄铜矿细磨后过筛的粒度规格为-300目以上；

3.根据权利要求1所述的有色金属硫化矿物的浸出方法，其特征在于：所述步骤A中闪锌矿细磨后过筛的粒度规格为-100目以上。

4.根据权利要求1所述的有色金属硫化矿物的浸出方法，其特征在于：所述步骤B中表面活性剂为煤粉、木质素磺酸钠或液体石蜡。

5.根据权利要求1或4所述的有色金属硫化矿物的浸出方法，其特征在于：所述表面活性剂的添加量为1.5％～7.5％。

6.一种有色金属硫化矿物的浸出滤渣中硫磺的回收方法，其特征在于：包括滤渣中硫磺的浮选富集和分离提纯两个过程；

硫磺的浮选富集过程中采用黄药作为浮选剂，滤渣在浮选机中浮选10～60分钟，浮选完毕后即可进入硫磺的分离提纯过程；

硫磺的分离提纯采用有机溶剂来完成，具体步骤如下：滤渣浮选后的溢流渣用有机溶剂热熔，再热过滤后，滤液冷却结晶即得硫磺。

7.根据权利要求6所述的有色金属硫化矿物的浸出滤渣中硫磺的回收方法，其特征在于：所述黄药为乙基黄药、甲基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、异戊基黄药或丁胺黄药。

8.根据权利要求6所述的有色金属硫化矿物的浸出滤渣中硫磺的回收方法，其特征在于：所述有机溶剂为二甲苯、三氯乙烯或四氯乙烯。

9.根据权利要求6所述的有色金属硫化矿物的浸出滤渣中硫磺的回收方法，其特征在于：所述浮选时间为10～15分钟；所述浮选机转速控制在1500r/min～2502r/min。

10.根据权利要求6所述的有色金属硫化矿物的浸出滤渣中硫磺的回收方法，其特征在于：所述黄铜矿浸出滤渣浮选时浆料PH值控制在1.0～2.0；所述闪锌矿浸出滤渣浮选时浆料PH值控制在1.5～2.0或7.0～8.0。

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