CN103993170A - 从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法。本发明采用锌电解废液作为氧压酸浸的浸出剂，所述电解液中的氯离子使得进入溶液中的银离子形成氯化银沉淀进入渣中降低了浸出液中银的残留，从而提高银的回收率，同时也保证了含铜、锌和砷的酸浸液的酸平衡，有利于铜、锌和铅、锑、金、银的充分分离，进而提高了铜、锌、锑、铅、金和银的回收率及其中间产物的纯度，继而极大提高处理这种复杂混合精矿的经济效益。

Description

从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法

技术领域

本发明涉及有色金属矿冶金技术领域，尤其涉及从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法。

背景技术

铜铅锌砷锑混合精矿是一种通过浮选富集得到的含有多种有价金属的混合精矿，主要成份以质量百分含量计，为Cu10～20％、Pb10～20％、Zn10～20％、Sb2～10％、As1～3％、Au1～10g/t、Ag1000～4000g/t；其中，物料中铜主要物相成份为黝铜矿和砷黝铜矿，在实际生产中，用选矿方法无法将铅、铜、锌、锑进一步有效分离。

目前，冶炼行业处理铜铅锌砷锑混合精矿的方法主要是直接进铜冶炼系统进行火法炼铜，在炼铜过程中铅、锌、锑、砷分散进入烟尘、炉渣和铜锍中，其中，烟尘中除含铅、锌外，还含有较高砷和锑，杂质砷和锑的存在导致这种烟尘综合回收的价值大幅度降低，炉渣中的锌所占比例高达45％，这部分锌也无法回收；铜锍中锑的比例高达37％，且这部分锑更难被回收，综上所述，火法处理铜铅锌砷锑混合精矿回收铜的同时使混合矿中的铅、锌、锑资源严重浪费，进而影响综合回收的经济效益，因此，有效分离铜、铅、锌和锑，并提高他们的回收率和中间产物的纯度是目前需要解决的问题。

发明内容

有鉴于此，本发明所要解决的问题在于提供一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法，该方法不仅提高了各金属中间产物的纯度，而且提高了各金属的回收率。

本发明提供了一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法，包括：

1)将铜铅锌砷锑混合精矿用锌电解废液调浆，得到调浆的混合精矿浆；

2)将调浆的混合精矿浆进行氧压酸浸，得到含铜、锌和砷的酸浸液与含铅、金、银和锑的酸浸渣；

3)从所述含铜、锌和砷的酸浸液中回收铜和锌。

优选的，所述锌电解废液与所述铜铅锌砷锑混合精矿的质量比为3～7:1。

优选的，所述氧压酸浸的氧分压为所述氧压酸浸的系统总压的50％～75％。

优选的，所述氧压酸浸的温度为100～300℃。

优选的，所述氧压酸浸的时间为1～5小时。

优选的，所述锌电解废液中的氯离子含量为200～800mg/L。

优选的，所述步骤2)之后还包括：将所述含铅、金、银和锑的酸浸渣送入冶铅系统回收铅、金、银和锑。

优选的，所述步骤3)具体为：

3-1)将含铜、锌和砷的酸浸液中和，得到含铜和锌的中和液与含砷和锌的中和渣；

3-2)将含铜和锌的中和液置换，得到海绵铜和含锌的置换液；

3-3)将含锌的置换液送锌系统回收锌，将海绵铜送入冶铜系统回收铜。

优选的，所述步骤3-1)中的中和为将酸浸液中和至pH为2.0～4.5。

优选的，所述中和用中和剂与所述铜铅锌砷锑混合精矿的质量比为0.3～0.6:1。

与现有技术相比，本发明提供了一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法，本发明采用锌电解废液作为氧压酸浸的浸出剂，所述电解液中的氯离子使得进入溶液中的银离子形成氯化银沉淀进入渣中降低了浸出液中银的残留，从而提高银的回收率，同时也保证了含铜、锌和砷的酸浸液的酸平衡，有利于铜、锌和铅、锑、金、银的充分分离，进而提高了中间产物的纯度及其铜、锌、锑、铅、金和银的回收率。实验结果表明，通过本发明提供的方法回收的各金属中，Cu总回收率高达93.00％，Pb总回收率高达100.00％，Zn总回收率高达90.90％，Sb总回收率高达93.24％，Ag总回收率高达99.56％，金总回收率高达99.28％，且中和后得到的含铜和锌的中和液中砷的含量低至0.10g/L。

附图说明

图1为本发明提供的一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法的工艺流程图。

具体实施方式

本发明提供了一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法，包括：

1)将铜铅锌砷锑混合精矿用锌电解废液调浆，得到调浆的混合精矿浆；

2)将调浆的混合精矿浆进行氧压酸浸，得到含铜、锌和砷的酸浸液与含铅、金、银和锑的酸浸渣；

3)从所述含铜、锌和砷的酸浸液中回收铜和锌。

按照本发明，将铜铅锌砷锑混合精矿磨矿5～20分钟，加锌电解废液调浆，所述混合精矿与所述锌电解废液的质量比为1：(3～7)，更优选为1：(3.5～4.5)；所述铜铅锌砷锑混合精矿的主要成份以质量百分含量计，优选为Cu10～20％、Pb10～20％、Zn10～20％、Sb2～10％、As1～3％、Au1～10g/t、Ag1000～4000g/t；所述锌电解废液中，锌的含量优选为10～80g/L，更优选为20～60g/L，最优选为30～50g/L，Cl-的含量优选为200～800mg/L，更有为300～450mg/L，F-的含量优选为0.1～0.5g/L，硫酸的含量优选为100～400g/L，更优选为150～250g/L；将所述精矿调浆后，得到调浆的混合精矿；所述调浆的混合精矿的浆液中，Cu的含量优选为5～40g/L，更优选为10～20g/L；Pb的含量优选为10～40g/L，更优选为13～25g/L；Zn的含量优选为40～70g/L，更优选为50～60g/L；硫的含量优选为10～60g/L，更优选为15～35g/L；Fe的含量优选为3～20g/L，更优选为4～10g/L；所述Sb的含量优选为3～12g/L，更优选为3～10g/L；所述As的含量优选为0.5～5g/L，更优选为1～3g/L；Ag的含量优选为2000～5000g/吨，更优选为2500～3500g/吨。

为了使混合精矿分散均匀，本发明优选还向混合精矿中加入分散剂调浆，本发明对分散剂的要求没有特殊要求，常用于氧压酸浸的分散剂即可，所述分散剂与所述混合精矿的质量比为(1～5)：100。

将调浆的混合精矿进行氧压酸浸，得到含铜、锌和砷的酸浸液和含铅、金、银和锑的酸浸渣；所述氧压酸浸的氧分压优选为所述氧压酸浸的系统总压的50％～75％，更优选为55％～65％，最优选为58％～70％；所述氧压酸浸的时间优选为1～5小时，更优选为2～3小时；所述氧压酸浸的温度优选为100～300℃，更优选为调至130～170℃。

本发明还将得到的含铅、金、银和锑的酸浸渣优选送入冶铅系统还原回收铅、金、银和锑，所述还原回收铅、金、银和锑的方法优选为采用高铅渣熔体直接还原、底吹炉还原、充焦电热还原或氧气煤气侧吹炉还原，更优选为选用底吹炉还原，所述还原用还原剂优选为天然气、焦煤和粉煤中的一种或两种，更优选为天然气和粉煤的混合物；所述还原的温度优选为800～1500℃，更优选为900～1100℃。

按照本发明从含铜、锌和砷的酸浸液中回收铜和锌，具体的，本发明优选按照以下方法从含铜、锌和砷的酸浸液中回收铜和锌；

本发明将含铜、锌和砷的酸浸液中和，得到含铜和锌的中和液与含砷和锌的中和渣；所述中和为将酸浸液中和至pH为2.0～4.5，更优选为3.0～3.5；所述中和所用中和剂优选为次氧化锌和锌焙砂中的一种或两种，所述中和剂与所述铜铅锌砷锑混合精矿的质量比优选为0.3～0.6:1，更优选为0.35～0.45:1；所述中和的温度优选为60～90℃，更优选为70～80℃；所述中和的时间优选为0.5～3小时，更优选为1～2小时。

本发明还将含砷和锌的中和渣优选送入冶锌系统回收锌，更优选为送入冶锌系统的回转窑回收锌，同时中和渣中的砷大部分进入窑渣，窑渣中的砷以玻璃体状态稳定存在，进而降低了砷对环境的污染；具体的，本发明中和渣与燃料混合，进入回转窑处理，得到次氧化锌；所述中和渣与所述燃料的质量比优选为1：(0.35～0.55)，所述燃料优选为焦粉、煤或无烟煤，所述回转窑内温度优选为1000～1500℃，更优选为1100～1300℃。

本发明将含铜和锌的中和液置换，得到海绵铜和含锌的置换液；所述的置换中所用的置换试剂优选为工业铁粉；所述工业铁粉的用量优选为所述含铜和锌的中和液中铜的理论含量的1.1～1.5倍，更优选为1.2～1.3倍；所述置换的温度为30～60℃，更优选为45～55℃；所述置换的时间优选为0.5～3小时，更优选为1～2小时；将置换完毕的反应液优选通过压滤机将海绵铜与含锌的置换液分离，为了进一步的降低海绵铜中锌和铁的含量，本发明还优选压滤后期打清水洗涤以提高海绵铜的品位。

本发明还将得到的海绵铜烘干，然后将烘干的海绵铜与还原剂混合，送入冶铜系统冶炼得到铜锭，所述还原剂优选为焦炭或粒煤，更优选为焦炭，为了使得到的铜锭纯度更高，本发明优选还加入其它辅剂，如玻璃；本发明还将含锌的置换液送入冶锌系统回收锌，优选通过锌电解的方式得到锌。

以下结合附图对本发明提供的一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法进行详细介绍，参见图1，图1为本发明提供的一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法的工艺流程图，其步骤为：首先，铜铅锌砷锑混合精矿调浆，并加入分散剂，得到调浆的混合精矿，将调浆的混合精矿氧压酸浸，过滤，得到酸浸液和酸浸渣；将酸浸渣送入冶铅系统底吹炉回收铅、金、银和锑；将酸浸液加入次氧化锌、锌焙砂中和，得到中和液以及中和渣；将中和渣送入冶锌系统的回转窑回收锌；向中和液中加入铁粉置换，得到海绵铜以及置换液；将海绵铜送入冶铜系统回收铜，将置换液送入冶锌系统回收锌。

本发明提供了一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法，本发明采用锌电解废液作为氧压酸浸的浸出剂，利用锌电解废液中氯离子作沉银剂，同时也保证了含铜、锌和砷的酸浸液的酸平衡，有利于铜、锌和铅、锑、金、银的充分分离，进而提高了铜、锌、锑、铅、金和银的回收率及其中间产物(如：含铜、锌和砷的酸浸液、含铅、金、银和锑的酸浸渣、铜绵和含锌的置换液等)的纯度；具体的，本发明采用锌电解废液作浸出剂作用于氧压浸出使得铜铅锌砷锑混合精矿中的90％以上的铜、锌进入酸浸液，50％以上的砷进入酸浸液中，99％以上的铅、金、银进入酸浸渣，90％以上的锑进入酸浸渣，含铜、锌和砷的酸浸液经过中和，使得砷进入中和渣，中和液用置换法沉铜，沉铜后置换液送入冶锌系统回收锌，海绵铜送入冶铜系统回收铜；含金、银、铅和锑的酸浸渣被送入冶铅系统的底吹炉进行综合回收；中和渣用回转窑处理回收锌，砷大部分进入窑渣实现了砷开路，窑渣中的砷以玻璃体状态稳定存在有利于降低砷对环境的污染，有利于环境保护。

为了进一步理解本发明，下面结合实施例对本发明提供的一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法进行详细描述。

实施例1

将200g铜铅锌砷锑混合精矿磨矿10分钟，加入915g锌电解废液，4g木质素磺酸钙，得到调浆的混合精矿；

将调浆的混合精矿置于搅拌转速700r/min，氧分压为1.1MPa的反应釜中，温度150℃，氧压酸浸2小时，得到含铜、锌和砷的酸浸液和含铅、金、银和锑的酸浸渣；

将所述含铅、金、银和锑的酸浸渣送入冶铅系统底吹炉回收铅、金、银和锑；

向含铜、锌和砷的酸浸液中加入中和剂次氧化锌47g，加热至70～80℃，中和反应1h，压滤分离，得到pH为3.0～3.5的含铜和锌的中和液以及含砷和锌的中和渣；

将所述含砷和锌的中和渣送入冶锌系统的回转窑回收锌；

向含铜和锌的中和液中加入20g铁粉(纯度99％)，加热至50℃，置换反应1h，反应完毕后，过滤，得到海绵铜以及含锌的置换液；

将海绵铜送入冶铜系统回收铜，将含锌的置换液送入冶锌系统回收锌；

本发明所述的调浆的混合精矿中各元素的含量、锌电解废液中各元素的含量以及中和剂中各元素的含量参见表1-1，表1-1为本发明实施例1提供的调浆的混合精矿、锌电解废液以及中和剂中各元素的含量；

本发明所述氧压酸浸、所述中和以及所述置换的产物的实验结果参见表1-2，表1-2为本发明实施例1所述氧压酸浸、所述中和以及所述置换的实验结果；

本发明所述氧压酸浸中各元素的浸出率以及固渣率参见表1-3，表1-3为本发明实施例1所述氧压酸浸中各元素的浸出率以及固渣率；

本发明所述中和反应中锌和铜的损失率参见表1-4，表1-4为本发明实施例1所述的中和反应中锌和铜的损失率；

本发明所述置换反应中铜沉铜率以及锌损失率参见表1-5，表1-5为本发明实施例1提供的置换反应中铜沉铜率以及锌损失率；

表1-1本发明实施例1提供的调浆的混合精矿、锌电解废液以及中和剂中各元素的含量

表1-2本发明实施例1所述氧压酸浸、所述中和以及所述置换的实验结果

表1-3本发明实施例1所述氧压酸浸中各元素的浸出率以及固渣率

表1-4本发明实施例1所述的中和反应中锌和铜的损失率

表1-5本发明实施例1提供的置换反应中铜沉铜率以及锌损失率

通过本发明实施例1制备得到的铜、铅、锌、锑、银和金的总回收率结果如下：Cu总回收率93.00％，Pb总回收率100.00％，Zn总回收率90.90％，Sb总回收率93.24％，Ag总回收率99.56％，金回收率总100％。

实施例2

将200g铜铅锌砷锑混合精矿磨矿10分钟，加入915g锌电解废液，4g木质素磺酸钙，得到调浆的混合精矿；

将调浆的混合精矿置于搅拌转速700r/min，氧分压为1.1MPa的反应釜中，温度150℃，氧压酸浸2小时，得到含铜、锌和砷的酸浸液和含铅、金、银和锑的酸浸渣；

将所述含铅、银和锑的酸浸渣送入冶铅系统底吹炉回收铅、银和锑；

向含铜、锌和砷的酸浸液中加入中和剂次氧化锌45g，加热至70～80℃，中和反应1h，压滤分离，得到pH为3.0～3.5的含铜和锌的中和液以及含砷和锌的中和渣；

将所述含砷和锌的中和渣送入冶锌系统的回转窑回收锌；

向含铜和锌的中和液中加入24.3g铁粉(纯度99％)，加热至50℃，置换反应1h，反应完毕后，过滤，得到海绵铜以及含锌的置换液；

将海绵铜送入冶铜系统回收铜，将含锌的置换液送入冶锌系统回收锌；

本发明所述的调浆的混合精矿中各元素的含量、锌电解废液中各元素的含量以及中和剂中各元素的含量参见表2-1，表2-1为本发明实施例2提供的调浆的混合精矿、锌电解废液以及中和剂中各元素的含量；

本发明所述氧压酸浸、所述中和以及所述置换的产物的实验结果参见表2-2，表2-2为本发明实施例2所述氧压酸浸、所述中和以及所述置换的实验结果；

本发明所述氧压酸浸中各元素的浸出率以及固渣率参见表2-3，表2-3为本发明实施例2所述氧压酸浸中各元素的浸出率以及固渣率；

本发明所述中和反应中锌和铜的损失率参见表2-4，表2-4为本发明实施例2所述的中和反应中锌和铜的损失率；

本发明所述置换反应中铜沉铜率以及锌损失率参见表2-5，表2-5为本发明实施例2提供的置换反应中铜沉铜率以及锌损失率；

表2-1本发明实施例2提供的调浆的混合精矿、锌电解废液以及中和剂中各元素的含量

表2-2本发明实施例2所述氧压酸浸、所述中和以及所述置换的实验结果

表2-3本发明实施例2所述氧压酸浸中各元素的浸出率以及固渣率

表2-4本发明实施例2所述的中和反应中锌和铜的损失率

表2-5本发明实施例2提供的置换反应中铜沉铜率以及锌损失率

通过本发明实施例2制备得到的铜、铅、锌、锑、银、金的总回收率结果如下：Cu总回收率96.06％，Pb总回收率99.95％，Zn总回收率88.48％，Sb总回收率90.04％，Ag总回收率98.99％，金总回收率98.65％。

实施例3

将200g铜铅锌砷锑混合精矿磨矿10分钟，加入915g锌电解废液，4g木质素磺酸钙，得到调浆的混合精矿；

将调浆的混合精矿置于搅拌转速700r/min，氧分压为1.1MPa的反应釜中，温度150℃，氧压酸浸2小时，得到含铜、锌和砷的酸浸液和含铅、金、银和锑的酸浸渣；

将所述含铅、银和锑的酸浸渣送入冶铅系统底吹炉回收铅、金、银和锑；

向含铜、锌和砷的酸浸液中加入中和剂次氧化锌80g，加热至70～80℃，中和反应1h，压滤分离，得到pH为3.0～3.5的含铜和锌的中和液以及含砷和锌的中和渣；

将所述含砷和锌的中和渣送入冶锌系统的回转窑回收锌；

向含铜和锌的中和液中加入35g铁粉(纯度99％)，加热至50℃，置换反应1h，反应完毕后，过滤，得到海绵铜以及含锌的置换液；

将海绵铜送入冶铜系统回收铜，将含锌的置换液送入冶锌系统回收锌；

本发明所述的调浆的混合精矿中各元素的含量、锌电解废液中各元素的含量以及中和剂中各元素的含量参见表3-1，表3-1为本发明实施例3提供的调浆的混合精矿、锌电解废液以及中和剂中各元素的含量；

本发明所述氧压酸浸、所述中和以及所述置换的产物的实验结果参见表3-2，表3-2为本发明实施例3所述氧压酸浸、所述中和以及所述置换的实验结果；

本发明所述氧压酸浸中各元素的浸出率以及固渣率参见表3-3，表3-3为本发明实施例3所述氧压酸浸中各元素的浸出率以及固渣率；

本发明所述中和反应中锌和铜的损失率参见表3-4，表3-4为本发明实施例3所述的中和反应中锌和铜的损失率；

本发明所述置换反应中铜沉铜率以及锌损失率参见表3-5，表3-5为本发明实施例3提供的置换反应中铜沉铜率以及锌损失率；

表3-1本发明实施例3提供的调浆的混合精矿、锌电解废液以及中和剂中各元素的含量

表3-2本发明实施例3所述氧压酸浸、所述中和以及所述置换的实验结果

表3-3本发明实施例3所述氧压酸浸中各元素的浸出率以及固渣率

表3-4本发明实施例3所述的中和反应中锌和铜的损失率

表3-5本发明实施例3提供的置换反应中铜沉铜率以及锌损失率

通过本发明实施例3制备得到的铜、铅、锌、锑、银、金的总回收率结果如下：Cu总回收率95.60％，Pb总回收率100.00％，Zn总回收率91.33％，Sb总回收率94.30％，Ag总回收率99.20％，金总回收率99.20％。

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 (10)

1.一种从铜铅锌砷锑混合精矿中回收金属的方法，包括：

1)将铜铅锌砷锑混合精矿用锌电解废液调浆，得到调浆的混合精矿浆；

2)将调浆的混合精矿浆进行氧压酸浸，得到含铜、锌和砷的酸浸液与含铅、金、银和锑的酸浸渣；

3)从所述含铜、锌和砷的酸浸液中回收铜和锌。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述锌电解废液与所述铜铅锌砷锑混合精矿的质量比为3～7:1。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述氧压酸浸的氧分压为所述氧压酸浸的系统总压的50％～75％。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述氧压酸浸的温度为100～300℃。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述氧压酸浸的时间为1～5小时。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述锌电解废液中的氯离子含量为200～800mg/L。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤2)之后还包括：将所述含铅、金、银和锑的酸浸渣送入冶铅系统回收铅、金、银和锑。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤3)具体为：

3-1)将含铜、锌和砷的酸浸液中和，得到含铜和锌的中和液与含砷和锌的中和渣；

3-2)将含铜和锌的中和液置换，得到海绵铜和含锌的置换液；

3-3)将含锌的置换液送锌系统回收锌，将海绵铜送入冶铜系统回收铜。

9.根据权利要求8所述的方法，其特征在于，所述步骤3-1)中的中和为将酸浸液中和至pH为2.0～4.5。

10.根据权利要求8所述的方法，其特征在于，所述中和用中和剂与所述铜铅锌砷锑混合精矿的质量比为0.3～0.6:1。