CN102010995A

CN102010995A - 一种湿法炼锌过程提高铜回收率的方法

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Publication number: CN102010995A
Application number: CN2010106132754A
Authority: CN
Inventors: 刘志祥; 周正华; 袁建明; 彭小明; 孙天友; 陈阳; 陈敬阳
Original assignee: Zhuzhou Smelter Group Co Ltd
Current assignee: Zhuzhou Smelter Group Co Ltd
Priority date: 2010-12-29
Filing date: 2010-12-29
Publication date: 2011-04-13
Anticipated expiration: 2030-12-29
Also published as: CN102010995B

Abstract

本发明提供了一种湿法炼锌过程提高铜回收率的方法，包括以下步骤：a)将锌精矿在硫酸溶液中氧化浸出；b)将产生的浸出液还原，将还原液预中和，生成的沉渣返回氧化浸出；c)预中和得到的上清液进行沉铁；d)向沉铁后的上清液中加入ZnO焙砂和硫酸溶液进行中性浸出，得到的沉渣返回到预中和；e)向上清液中加入锌粉置换回收Cu。本发明的方法在炼锌的同时对铜进行回收，使锌精矿中的铜进入溶液中形成硫酸铜，浸出率达90％左右；通过控制沉铁过程pH值，使溶解的铜不随着铁一起沉淀；将预中和、中性浸出等过程产生的含铜高的沉渣返回氧化浸出工序，铜回收率可达到80％；工艺操作程序简单，不增加废渣、废气、废水排放，无环境污染。

Description

一种湿法炼锌过程提高铜回收率的方法

技术领域

本发明涉及金属冶炼领域，具体涉及一种湿法炼锌过程提高铜回收率的方法。

背景技术

上世纪70年代以来，湿法炼锌技术发展迅速，对比火法炼锌，湿法炼锌具有劳动条件好、环保、生产易于连续化、自动化、大型化、便于综合回收等优点，普遍被各新建冶炼厂所采用。湿法炼锌渣中含有大量的有回收价值的金属，随着冶炼技术的发展，循环经济、环保的要求和经济利益的驱动，各冶炼企业都将综合回收工作提到了重要的地位，加大了综合回收的力度。

在湿法炼锌的过程中可以同时对有回收价值的金属进行回收，铜是其中一种经常回收的有价金属。一般采取焙烧一浸出工艺进行湿法炼锌，焙烧时锌精矿中的铜会形成氧化铜等化合物，在后续的浸出过程中铜氧化物与硫酸反应生成硫酸铜溶入浸出液中，然后利用锌粉将浸出液中的铜置换出来进行回收，由于在浸出过程中pH控制较高，以及有还原气氛存在，铜容易沉入浸出渣中，回收率较低约40％。

发明内容

本发明解决的问题在于提供一种湿法炼锌过程提高铜回收率的方法，在炼锌过程中铜的浸出率和回收率提高。

为了解决上述技术问题，本发明的技术方案为：

一种湿法炼锌过程提高铜回收率的方法，包括以下步骤：

a)将锌精矿在硫酸溶液、氧气气氛中进行氧化浸出；

b)将氧化浸出产生的浸出液进行还原，然后将还原液进行预中和，生成的沉渣返回进行氧化浸出；

c)预中和后得到的上清液进行沉铁；

d)向沉铁后的上清液中加入ZnO焙砂和硫酸溶液进行中性浸出，将得到的沉渣返回到预中和；

e)向上步得到的上清液中加入锌粉置换回收其中的Cu。

作为优选，所述a)中锌精矿在进行氧化浸出前，先磨至颗粒度D90＜45μ。

作为优选，所述a)中锌精矿与硫酸溶液的混合液中硫酸的浓度为90g/L～110g/L，锌精矿的量为70g/L～150g/L。

作为优选，所述氧气的纯度为体积百分数大于80％。

作为优选，所述氧气的量为110Nm³/t锌精矿～130Nm³/t锌精矿。

作为优选，所述氧化浸出时的浸出温度为95℃～102℃，浸出时间为24h～30h。

作为优选，所述b)中进行还原时，浸出液中硫酸的浓度为10g/L～30g/L，浸出温度为60℃～100℃，浸出时间为2h～4h。

作为优选，所述b)中预中和时，还原液中硫酸的浓度为10g/L～30g/L，预中和时间为2h～3h。

作为优选，所述c)中沉铁时溶液的pH为3.0～4.0。

本发明提供的湿法炼锌过程提高铜回收率的方法，在炼锌的同时对铜进行回收，当在酸性及氧化条件下对锌精矿进行浸出时，锌精矿中的铜硫化物及铜铁硫化合物能够直接浸出溶解，铜进入溶液中形成硫酸铜，铜的浸出率较高，尤其是高温、高酸、强氧化气氛中铜浸出率能达90％左右；另外通过控制沉铁过程pH值，使浸出液中的铜不随着铁一起沉淀；将预中和、中性浸出等过程产生的含铜高的沉渣返回氧化浸出工序，提高铜的回收率，铜回收率可达到80％；且工艺操作程序简单，不增加废渣、废气、废水排放，无环境污染。

附图说明

图1为本发明一种具体实施方式所提供的湿法炼锌工艺的流程图。

具体实施方式

为了进一步了解本发明，下面结合实施例对本发明优选实施方案进行描述，但是应当理解，这些描述只是为进一步说明本发明的特征和优点，而不是对本发明权利要求的限制。

请参考图1，图1为本发明一种具体实施方式所提供的湿法炼锌工艺的流程图。本发明提供的湿法炼锌的方法，包括以下步骤：

a)首先将锌精矿在硫酸溶液、氧气气氛中进行氧化浸出，锌精矿中的铜主要以CuS或CuFeS₂形态存在，利用硫酸溶液进行氧化浸出时，除了锌溶解进入溶液中，铜也进入溶液形成硫酸铜，后续的工序预中和、中性浸出产生的渣铜主要以氢氧化铜或氧化亚铜的形式存在，渣铜随底流回流至氧化浸出工艺时，氢氧化铜和氧化亚铜中的铜均会进入硫酸溶液形成硫酸铜，具体的化学反应如下：

Fe₂(SO₄)₃+CuS＝2FeSO₄+CuSO₄+S↓

Cu(OH)₂+H₂SO₄＝CuSO₄+2H₂O

优选的，锌精矿在进行氧化浸出前先球磨至颗粒度D90＜45μ，以便提高锌精矿中铜的浸出率。锌精矿与硫酸溶液的混合液中硫酸的浓度优选为90g/L～110g/L，可以利用电积工序产生的含酸废液作为浸出用的硫酸溶液，既降低成本，又减少废液的排放，锌精矿的量为70g/L～150g/L；优选氧气的纯度为体积百分数大于80％，氧气的量为110Nm³/t锌精矿～130Nm³/t锌精矿；优选浸出温度为95℃～102℃，浸出时间为24h～30h。在这样的高温高酸强氧化气氛下，铜的浸出率更高，能达到90％左右，部分未浸出的铜主要以黄铜矿形式存在。

b)氧化浸出产生的浸出液进入后期处理，浸出液先与锌精矿混合加入还原剂进行还原，使溶解进入溶液，并将高价铁离子Fe3+还原成低价铁离子Fe²⁺。作为优选，还原工艺条件为：浸出液中硫酸的浓度为10g/L～30g/L，浸出温度为60℃～100℃，浸出时间为2h～4h。还原后生成的还原液进行预中和，还原、预中和工序都是湿法炼锌工艺中必要的步骤，预中和将酸度较高的溶液进行中和，然后送入浓密机中进行浓密，产生的底流回流重新参与氧化浸出，同时注意控制氧化浸出时硫酸溶液的酸度，防止被回流的底流冲淡，上清液则进入沉铁工序。作为优选，预中和的工艺条件是：还原液中硫酸的浓度为10g/L～30g/L，预中和时间为2h～3h。

c)预中和后得到的上清液进行针铁矿沉铁，除去上清液中的铁，由于在沉铁过程中铜易生成氢氧化铜沉淀沉出，这直接影响铜的回收率，因此沉铁时优选溶液的pH为3.0～4.0。沉铁后的溶液送入浓密机中进行浓密，底流含有沉铁渣，部分作为晶种返回重新进行沉铁，剩余外排，上清液则进入中性浸出工序。

d)向上清液中加入ZnO焙砂和硫酸溶液进行中性浸出，大部分ZnO溶解进入浸出液中。浸出后的溶液送入浓密机进行浓密，含有中性浸出渣的底流返回重新进行预中和，上清液中含有浸出的锌和硫酸铜，向其中加入锌即可将铜置换出对铜进行回收，然后上清液进行电积即可以得到金属锌，熔铸成锭。中性浸出的底流中会残留一部分未浸出的铜，回流进行预中和后，预中和的底流再回流至氧化浸出，因此中性浸出后残留的铜会和新加入的锌精矿一起进行氧化浸出，提高了铜的浸出率，减少了废渣的排放。

实施例1：

a)采用电镀废液对锌精矿进行氧化浸出。

锌精矿的重量百分比含量为：Zn50％，S32％，Fe10％，Cu2.8％。

废液的化学成分为：H₂SO₄210g/L，Zn²⁺58g/L，Mn²⁺6g/L，当与预中和的回流底流混合后，H₂SO₄浓度控制在100g/L，锌精矿的量为70g/L。

浸出温度为95℃～102℃，通入120Nm³/t锌精矿、体积百分数为98％的氧气，浸出时间为30h。

得到的浸出液的成分为：Zn²⁺133g/L，H₂SO₄24g/L，Cu²⁺1.8g/L，Fe³⁺10.3g/L，Fe²⁺4.2g/L。

b)对浸出液进行还原处理，浸出温度为80℃，浸出时间为4h。预中和时溶液中含H₂SO₄24g/L，时间2.5h，终点pH值2.3。预中和后得到的溶液的化学成分为：Zn²⁺148g/L，Cu²⁺1.8g/L，Fe³⁺0.68g/L，Fe²⁺13.5g/L，pH2.3。

c)对预中和后的上清液进行沉铁，pH控制为3.0～4.0。沉铁后溶液的化学成分为Zn²⁺137g/L，Cu²⁺1.6g/L，Fe³⁺0.2g/L，Fe²⁺0.34g/L，pH3.2。沉铁渣的重量百分比含量为：Fe32％，Pb2.3％，Zn11％，Cu0.9％，F0.06％。

d)进行中性浸出，加入的ZnO焙砂的重量百分比含量为：Zn55％，Fe2.4％，Pb11％；加入的电镀废液的化学成分为：H₂SO₄210g/L，Zn²⁺58g/L，Mn²⁺6g/L，当与沉铁后的上清液混合后，混合液中硫酸的浓度控制为100g/L。中性浸出后溶液的化学成分为：Zn²⁺156g/L，Cu²⁺1.57g/L，Fe0.02g/L，pH4.7。溶液经浓密后，上清液进行铜的回收，然后进行电积即可以得到锌，底流回流至预中和，底流中的中性浸出渣的重量百分比含量为：Zn22％，Fe19％，Cu0.6％，S6.5％。

在整个工艺过程中铜的浸出率大于90％，回收率在80％左右。

实施例2：

a)采用电镀废液对锌精矿进行氧化浸出。

锌精矿的重量百分比含量为：Zn41％，S32％，Fe8％，Cu1.2％。

废液的化学成分为：H₂SO₄210g/L，Zn²⁺58g/L，Mn²⁺6g/L，当与预中和的回流底流混合后，H₂SO₄浓度控制在90g/L，锌精矿的量为120g/L。

浸出温度为95℃～102℃，通入110Nm³/t锌精矿、体积百分数为98％的氧气，浸出时间为28h。

得到的浸出液的成分为：Zn²⁺130g/L，H₂SO₄18g/L，Cu²⁺1.3g/L，Fe³⁺11g/L，Fe²⁺5.1g/L。

b)对浸出液进行还原处理，浸出温度为90℃，浸出时间为3.5h。预中和时溶液中含H₂SO₄18g/L，时间3h，终点pH值2.5。预中和后得到的溶液的化学成分为：Zn²⁺142g/L，Cu²⁺1.3g/L，Fe³⁺0.8g/L，Fe²⁺15g/L，pH2.5。

c)对预中和后的上清液进行沉铁，pH控制为3.0～4.0。沉铁后溶液的化学成分为Zn²⁺135g/L，Cu²⁺1.2g/L，Fe³⁺0.4g/L，Fe²⁺0.32g/L，pH3.5。沉铁渣的重量百分比含量为：Fe37％，Pb1.9％，Zn13％，Cu0.8％，F0.08％。

d)进行中性浸出，加入的ZnO焙砂的重量百分比含量为：Zn52％，Fe1.9％，Pb9％；加入的电镀废液的化学成分为：H₂SO₄210g/L，Zn²⁺58g/L，Mn²⁺6g/L，当与沉铁后的上清液混合后，混合液中硫酸的浓度控制为90g/L。中性浸出后溶液的化学成分为：Zn²⁺146g/L，Cu²⁺1.14g/L，Fe0.02g/L，pH5.0。溶液经浓密后，上清液进行铜的回收，然后进行电积即可以得到锌，底流回流至预中和，底流中的中性浸出渣的重量百分比含量为：Zn24％，Fe20％，Cu0.5％，S7％。

在整个工艺过程中铜的浸出率大于90％，回收率在80％左右。

以上对本发明所提供的湿法炼锌过程提高铜回收率的方法进行了详细介绍。本文中应用了具体个例对本发明的原理及实施方式进行了阐述，以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想。应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以对本发明进行若干改进和修饰，这些改进和修饰也落入本发明权利要求的保护范围内。

Claims

1.一种湿法炼锌过程提高铜回收率的方法，其特征在于，包括以下步骤：

a)将锌精矿在硫酸溶液、氧气气氛中进行氧化浸出；

c)预中和后得到的上清液进行沉铁；

e)向上步得到的上清液中加入锌粉置换回收其中的Cu。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述a)中锌精矿在进行氧化浸出前，先磨至颗粒度D90＜45μ。

3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述a)中锌精矿与硫酸溶液的混合液中硫酸的浓度为90g/L～110g/L，锌精矿的量为70g/L～150g/L。

4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述氧气的纯度为体积百分数大于80％。

5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述氧气的量为110Nm³/t锌精矿～130Nm³/t锌精矿。

6.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述氧化浸出时的浸出温度为95℃～102℃，浸出时间为24h～30h。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述b)中进行还原时，浸出液中硫酸的浓度为10g/L～30g/L，浸出温度为60℃～100℃，浸出时间为2h～4h。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述b)中预中和时，还原液中硫酸的浓度为10g/L～30g/L，预中和时间为2h～3h。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述c)中沉铁时溶液的pH为3.0～4.0。