CN104451156A - 一种铅冰铜的综合回收方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种铅冰铜的综合回收方法,属于有色金属湿法冶金领域。将铅冰铜破碎研磨过筛至120目以下,送浸出槽进行浸出,浸出液先后通过铟萃取和铜萃取,铟反萃液经置换、压团、铸型和电解得到精铟,铜反萃液经硫酸铜合成得到硫酸铜产品。本发明方法对铜、锌、铟和铅等有价金属回收率高,投资小,能耗低,无污染。
Description
技术领域
本发明涉及一种铅冰铜的综合回收方法,特别涉及一种铅精矿熔炼过程中产生的铅冰铜的资源化利用,属于有色金属湿法冶金领域和固体废物的“资源化”再利用领域,符合国家清洁生产和循环经济的要求。
背景技术
铅精矿在熔炼工序和粗铅在火法精炼工序过程中会产出冰铜,其中的铅含量远高于传统的冰铜,被称之为铅冰铜,其化学成分用质量百分比含量表示大致为:Cu 10~20%,In 0.03~0.250%,Fe 2.5~15%,S 8~20%,Pb 35~50%,Sb 0.2~6%,Ag 0.35~0.75%,Zn 3~8%,As 0.1~6%。铅冰铜的传统处理是作为铜冶炼的原料,当其中含铜较高时,直接进入转炉进行吹炼,铅和硫氧化挥发进入气相,铅以烟尘的形式回收,硫以SO2的形式进入制酸系统,产出粗铜,再进行火法精炼和电解精炼。此工艺流程长,金属回收率低,成本高和环境污染等缺点;并且该方法难以小型化,一般铅冶炼企业的铅冰铜量不大,无法用上述方法处理,只好作铜原料出售给铜冶炼厂,这在一定程度上造成了企业的经济损失。当含铜较低时,通常先进行氧化焙烧脱硫,将硫化铜或硫化亚铜转化为氧化铜或硫酸铜,再用硫酸浸出法将铜、铅分离,此工艺焙烧过程容易烧结,硫化铜的氧化不彻底,导致铜回收率低,过程产生低浓度二氧化硫,污染环境。
随着冶炼技术进步,有人提出加压氧浸湿法工艺处理铅冰铜,如2008年7月23日,中国发明专利公开号CN 101225476A公开了一种“从铅冰铜中回收铜的工艺”,是将铅冰铜块料磨至粒度小于40目以下;研磨后的铅冰铜用废电积液或稀酸溶液调浆后送入高压釜,液固比10:1,并通入氧气,在氧分压0. 2〜1. 0MPa,总压0. 5〜1. 5MPa,浸出温度100〜150°C,硫酸浓度50〜150g / L,浸出时间2〜6h的浸出条件下氧化浸出铜,而铅则以硫酸铅的形式留在渣中;含铜的浸出液采用电沉积方法回收溶液中的铜,获得符合国标的阴极铜产品;浸出渣返回火法炼铅系统回收利用铅、银、单质硫有价元素。该工艺实现了金属的选择性浸出,金属回收率高,但该工艺条件需要高温高压,对设备材质要求高,增加了生产成本,同时给操作带来十分的不便。
又如2011年1月5日,中国发明专利申请公布号CN 101935761A公开了一种铅铜锍中分离铜和硒碲的方法,该方法是首先对铅冰铜进行氧压碱浸脱硫,硒被氧化进入碱性浸出液,铜、铅和碲被氧化进入碱性浸出渣,碱性浸出渣再用稀硫酸溶液选择性浸出铜和碲,铅富集在酸性浸出渣中。该方法存在的主要问题是氧气消耗量大,产出大量的硫酸钠废液,而原料中的硅也被浸出,造成液固分离困难,增加了生产成本。
综上所述,现有技术不能适应从铅冰铜中综合回收铜、硫、锌、铅和银等有价元素,如何寻找一条技术上可行、经济上合理的适合于处理铅冰铜的方法,不仅可解决固体废物的“资源化”再利用,并符合国家清洁生产和循环经济的要求,还可取得较大的经济效益和社会效益,是有待进一步探索的难题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种铅冰铜的综合回收方法,该方法可解决铅冰铜综合回收现有技术和生产应用中存在的不足,并提供的生产工艺过程简单,无特需设备要求,对原料适应性广,铜、锌、铟和铅等有价金属回收率高,投资小,能耗低,无污染,无三废产生,是一种经济、高效的铅冰铜的综合回收方法,可以实现铅、锌、铜循环经济冶炼的要求,达到铅锌冶炼废渣和废水的零排放,应用前景广泛。
本发明的技术方案是:
一种铅冰铜的综合回收方法,包括铅冰铜的预处理、硫酸浸出、铜萃取和硫酸铜的合成等步骤,其特征在于:
铅冰铜预处理步骤,将铅冰铜块料破碎,再经球磨机球磨至在85%以上的铅冰铜通过粒度为120目过滤筛(即120目相当于物料的粒度为0.125mm);
硫酸浸出步骤,将铅冰铜加入到高温的稀硫酸溶液中进行浸出,在高温、高酸、氧化气氛和有活化剂存在的条件下,使铅冰铜中的铜、锌等硫化物或氧化物高效浸出,并转入到硫酸浸出液中,同时硫酸浸出作用使铅转为硫酸铅,并富集铅、金、银和硫等有价元素。
铟萃取步骤,将硫酸浸出液转入到铟萃取箱中进行铟萃取,负载有机相经盐酸反萃成反萃液,并使铟富集和除杂,同时铟萃余液进入下一步的铜萃取,贫有相经再生后返铟萃取。
铜萃取步骤,将铟萃余液转入到铜萃取箱中进行铜萃取,负载有机相经硫酸反萃成反萃液,并使铜富集和除杂,同时铜萃余液返硫酸浸出,贫有相经再生后返铜萃取。
硫酸铜合成步骤,将反萃液升温,使硫酸铜溶液浓缩,冷却结晶,过滤得五水合硫酸铜,经干燥包装成硫酸铜产品。
作为本发明的进一步改进,所述的硫酸浸出步骤中,所述的铅冰铜的浸出是在硫酸体系中进行,浸出终酸为30~50g/L。
作为本发明的进一步改进,所述的硫酸浸出步骤中,所述的硫酸浸出是在85~120℃的条件下进行,并控制在氧化气氛条件下进行。
优选情况下,所述的硫酸浸出温度控制为90~100℃。
作为本发明的进一步改进,所述的硫酸浸出步骤中,所述的硫酸浸出反应时间为不小于8小时,稀硫酸与铅冰铜的液固比按质量百分比加入为4:1~20:1。
作为本发明的进一步改进,所述的硫酸浸出步骤中,所述的硫酸浸出过程,加入活化剂硫酸铁或硫酸亚铁,浸出终点,浸出液中Fe3+>3g/L。
优选情况下,所述的浸出终点,浸出液中Fe3+在5~15g/L之间。
作为本发明的进一步改进,所述的硫酸浸出液的铟萃取步骤中,将硫酸浸出液用P204(二(2-乙基己基磷酸))和磺化煤油组成的混合有机相进行萃取与反萃,并分别得到铟萃余液和铟反萃液,铟反萃液经常规方法处理得到精铟。
作为本发明的进一步改进,所述的铟萃余液的铜萃取步骤中,所述的将铟萃余液用P5100(2-羟基-5-壬基苯甲醛又称为5-壬基水杨醛肟)选择性萃取铜,萃取条件为:有机相的组成按体积比P5100/璜化煤油=1:2~6;相比O/A=1:2~10,萃取温度为0~60℃,混合时间4~8min,澄清时间为4~8min,萃取级数为2~5级;反萃采用稀硫酸反萃,浓度为180~240g/L,可得到反萃液即硫酸铜净化后的富集液,反萃条件为:相比O/A=2~8:1,反萃温度为0~60℃,级数1~3级;再生剂为草酸和盐酸的混合液,混合液中草酸的质量百分比含量为2~5%,盐酸浓度为150~210g/L。
优选情况下,所述的萃取和反萃温度为15~50℃。
作为本发明的进一步改进,所述的硫酸铜合成步骤中,所述的将硫酸铜富集液蒸发浓缩、冷却、过滤得到五水合硫酸铜晶体,经干燥、包装得硫酸铜产品。
作为本发明的进一步改进,所述的硫酸浸出步骤中,所述的硫酸浸出的氧化气氛是在铅冰铜的浸出过程中加入二氧化锰、双氧水、富氧或空气等的条件下取得的。
本发明的主要反应原理及其化学方程式为:
Fe2(SO4)3+MeS=2FeSO4+MeSO4+S0↓…………………………(1)
(Me=Zn,In, Fe,
Cu, Pb,等)
2FeSO4+H2SO4+0.5O2=Fe2(SO4)3+H2O…………………………(2)
ZnFe2O4+4H2SO4=ZnSO4+Fe2(SO4)3+4
H2O………………………(3)
发明效果:
本发明由于采用上述工艺方法,同现有技术相比,具有以下突出优点:采用全湿法工艺流程,浸出液使用硫酸+Fe3++氧化剂的浸出体系,实现了铜、锌、铟等有价金属的选择性浸出,而铅、金、银和硫等有价元素富集于浸出渣,有利于后续工序的回收,同时也可避免碱性体系中硅的大量浸出,造成液固分离困难;本发明首先加入活化剂Fe3+,再根据生产需要加入氧化剂如双氧水、二氧化锰、空气或富氧等,可提高铜、锌、铟等有价金属的浸出率,并可节约生产成本。
本发明通过硫酸浸出,初步使铜、锌、铟等有价金属与铅、金、银和硫分离,硫酸浸出液通过铟萃取等铟的常规回收工序得到精铟,铟的回收率超过85%;铟萃余液通过铜萃取和硫酸铜的合成,实现了铜的进一步分离,产出的硫酸铜产品符合工业硫酸铜的要求,铜的回收率达96%;铜萃余液通过开路,返锌系统回收锌镉,锌的浸出率超过97%;铅冰铜经过硫酸浸出,铅、金、银和硫等有价元素富集在20%左右。本工艺流程简短,有价金属回收率高,萃余液可循环使用或开路返锌系统回收锌镉等有价金属,无三废产生,环境友好,属于清洁冶金技术和符合铅、锌、铜循环经济冶炼的要求;且对设备材质要求低,运行安全可靠。
附图说明
图1为本发明的一种铅冰铜的综合回收方法的工艺流程图。
具体实施方式
为了使本发明所解决的技术问题、技术方案及有益效果更加清楚明白,以下结合实施例,对本发明作进一步详细说明。应当理解,此处所描述的具体实施例仅仅用于解释本发明,并不用于限定本发明,本发明包含其技术思想范围内的其它实施方式和及其变形。
根据本发明所提供的铅冰铜的综合回收方法,为了提高铟和铜的萃取和反萃效率,可以使用通常所知的公知的添加材料,且添加剂的加入以不降低铟和铜的纯度为前提。铅冰铜在硫酸浸出时,活化剂可使用通常公知的单质铁、氧化铁、硫酸铁或硫酸亚铁等,氧化剂可使用通常公知的双氧水、二氧化锰、空气或富氧等为氧化剂,氧化剂的加入以降低生产成本和提高铜、铟、锌等有价金属的浸出率为前提。
本发明的综合回收方法中,有时铅冰铜中还增加了少量的副成份,或缺少某种元素,但只要基本上以铜、铅、硫为基本成份,则本发明也能够应用。
下面通过具体实施例对本发明进行进一步说明。
实施例1
1、铅冰铜的硫酸浸出步骤:将质量百分比为:Cu 12.53%、Pb 43.75%、Zn 6.67%、In 0.072%、Fe 9.53%、S 9.24%、Si 3.58%、Ag 0.082%、Au 41g/T的铅冰铜块料破碎、球磨到85%的铅冰铜通过120目过滤筛,加入到温度为90℃含硫酸铁的稀硫酸混合液中,混合液与铅冰铜的液固比按质量百分比为4:1控制,在浸出8小时的过程中不断加入双氧水,得到的浸出液中含硫酸为50g/L,含Fe3+为15g/L,锌的浸出率为98.24%。
2、硫酸浸出液中铟分离并回收步骤:用P204和磺化煤油组成的混合有机相对硫酸浸出液进行萃取,负载有机相用盐酸反萃,并分别得到铟萃余液和铟反萃液,铟反萃液经常规方法处理得到99.996%的精铟,铟的回收率为86.14%。
3、铟萃余液中铜分离并回收步骤:将铟萃余液用P5100/璜化煤油的体积比为1:2,相比O/A=1:2,萃取温度15℃,混合时间4min,澄清时间为4min,萃取级数为2级进行选择性萃取铜;负载有机相用浓度为180g/L稀硫酸进行反萃,反萃相比O/A=2:1,反萃温度为15℃,级数为1级,得到铜反萃液;用质量百分比含量为2%的草酸,盐酸浓度为150g/L混合液对贫有机相进行再生;对铜反萃液进行浓缩结晶,干燥、包装得符合工业级要求的硫酸铜产品,铜的回收率为97.05%。
硫酸浸出渣中的铅、金、银和硫等有价元素富集为22%,更有利于后续工序的回收。
实施例2
1、铅冰铜的硫酸浸出步骤:将质量百分比为:Cu 15.27%、Pb 40.15%、Zn 7.04%、In 0.153%、Fe 6.28%、S 10.64%、Si 4.13%、Ag 0.069%、Au 34g/T的铅冰铜块料破碎、球磨到88%的铅冰铜通过120目过滤筛,加入到温度为94℃且加入铁粉的稀硫酸混合液中,混合液与铅冰铜的液固比按质量百分比为8:1控制,在浸出12小时的过程中不断鼓入氧气,得到的浸出液中含硫酸为43g/L,含Fe3+为10g/L,锌的浸出率为98.43%。
2、硫酸浸出液中铟分离并回收步骤:用P204和磺化煤油组成的混合有机相对硫酸浸出液进行萃取,负载有机相用盐酸反萃,并分别得到铟萃余液和铟反萃液,铟反萃液经常规方法处理得到99.997%的精铟,铟的回收率为88.21%。
3、铟萃余液中铜分离并回收步骤:将铟萃余液用P5100/璜化煤油的体积比为1:3,相比O/A=1:6,萃取温度25℃,混合时间6min,澄清时间为6min,萃取级数为3级进行选择性萃取铜;负载有机相用浓度为200g/L稀硫酸进行反萃,反萃相比O/A=4:1,反萃温度为25℃,级数为2级,得到铜反萃液;用质量百分比含量为3%的草酸,盐酸浓度为180g/L混合液对贫有机相进行再生;对铜反萃液进行浓缩结晶,干燥、包装得符合工业级要求的硫酸铜产品,铜的回收率为97.74%。
硫酸浸出渣中的铅、金、银和硫等有价元素富集为21%,更有利于后续工序的回收。
实施例3
1、铅冰铜的硫酸浸出步骤:将质量百分比为:Cu 15.81%、Pb 40.77%、Zn 8.24%、In 0.225%、Fe 6.51%、S 10.53%、Si 4.08%、Ag 0.069%、Au 53g/T的铅冰铜块料破碎、球磨到89%的铅冰铜通过120目过滤筛,加入到温度为98℃含硫酸亚铁的稀硫酸混合液中,混合液与铅冰铜的液固比按质量百分比为15:1控制,在浸出16小时的过程中不断鼓入空气,得到的浸出液中含硫酸为40g/L,含Fe3+为8g/L,锌的浸出率为98.83%。
2、硫酸浸出液中铟分离并回收步骤:用P204和磺化煤油组成的混合有机相对硫酸浸出液进行萃取,负载有机相用盐酸反萃,并分别得到铟萃余液和铟反萃液,铟反萃液经常规方法处理得到99.997%的精铟,铟的回收率为87.26%。
3、铟萃余液中铜分离并回收步骤:将铟萃余液用P5100/璜化煤油的体积比为1:5,相比O/A=1:8,萃取温度45℃,混合时间7min,澄清时间为7min,萃取级数为2级进行选择性萃取铜;负载有机相用浓度为220g/L稀硫酸进行反萃,反萃相比O/A=6:1,反萃温度为45℃,级数为3级,得到铜反萃液;用质量百分比含量为4%的草酸,盐酸浓度为200g/L混合液对贫有机相进行再生;对铜反萃液进行浓缩结晶,干燥、包装得符合工业级要求的硫酸铜产品,铜的回收率为98.14%。
硫酸浸出渣中的铅、金、银和硫等有价元素富集为23%,更有利于后续工序的回收。
实施例4
1、铅冰铜的硫酸浸出步骤:将质量百分比为:Cu 11.74%、Pb 49.06%、Zn 7.38%、In 0.244%、Fe 7.34%、S 11.05%、Si 4.38%、Ag 0.075%、Au 28g/T的铅冰铜块料破碎、球磨到89%的铅冰铜通过120目过滤筛,加入到温度为100℃且加入氧化铁的稀硫酸混合液中,混合液与铅冰铜的液固比按质量百分比为20:1控制,在浸出20小时的过程中不断加入二氧化锰,得到的浸出液中含硫酸为30g/L,含Fe3+为5g/L,锌的浸出率为98.11%。
2、硫酸浸出液中铟分离并回收步骤:用P204和磺化煤油组成的混合有机相对硫酸浸出液进行萃取,负载有机相用盐酸反萃,并分别得到铟萃余液和铟反萃液,铟反萃液经常规方法处理得到99.997%的精铟,铟的回收率为87.85%。
3、铟萃余液中铜分离并回收步骤:将铟萃余液用P5100/璜化煤油的体积比为1:6,相比O/A=1:10,萃取温度50℃,混合时间8min,澄清时间为8min,萃取级数为5级进行选择性萃取铜;负载有机相用浓度为240g/L稀硫酸进行反萃,反萃相比O/A=8:1,反萃温度为50℃,级数为3级,得到铜反萃液;用质量百分比含量为5%的草酸,盐酸浓度为210g/L混合液对贫有机相进行再生;对铜反萃液进行浓缩结晶,干燥、包装得符合工业级要求的硫酸铜产品,铜的回收率为97.12%。
硫酸浸出渣中的铅、金、银和硫等有价元素富集为20%,更有利于后续工序的回收。
从实施例1-4中发现,本发明对铅冰铜中的铜、铟、锌、铅、金、银和硫等有价元素进行有效分离和富集提纯,并能够简单而高效回收铟、铜的同时,使锌、铅、金、银和硫等有价元素在后续工序中更易回收,在环保和资源再利用方面,工业应用具有显著优点。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已,并不用以限制本发明,凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种铅冰铜的综合回收方法,其特征在于:它是采用以下步骤顺序实现的:
A. 铅冰铜预处理:将铅冰铜块料破碎,再经球磨机球磨;
B. 硫酸浸出:将经过A步骤预处理后的铅冰铜,加入到高温的稀硫酸溶液中进行浸出,在高温、高酸、氧化气氛和有活化剂存在的条件下,使铅冰铜中的铜、锌等硫化物或物化物高效浸出,并转入到硫酸浸出液中,同时硫酸浸出作用使铅转为硫酸铅,并富集铅、金、银和硫等有价元素;
C. 铟萃取:将硫酸浸出液转入到铟萃取箱中进行铟萃取,负载有机相经盐酸反萃成反萃液,并使铟富集和除杂,同时铟萃余液进入下一步的铜萃取,贫有相经再生后返铟萃取;
D. 铜萃取:将铟萃余液转入到铜萃取箱中进行铜萃取,负载有机相经硫酸反萃成反萃液,并使铜富集和除杂,同时铜萃余液返硫酸浸出,贫有相经再生后返铜萃取;
E. 硫酸铜合成:将反萃液升温,使硫酸铜溶液浓缩,冷却结晶,过滤得五水合硫酸铜,经干燥包装成硫酸铜产品。
2.根据权利要求1所述的一种铅冰铜的综合回收方法,其特征在于:所述步骤A中,将铅冰铜块料破碎,再经球磨机球磨至在85%以上的铅冰铜能通过粒度为120目的过滤筛。
3.根据权利要求1或2所述的一种铅冰铜的综合回收方法,其特征在于:所述步骤B中铅冰铜的浸出是在硫酸体系中进行,浸出终酸为30~50g/L。
4.根据权利要求3所述的一种铅冰铜的综合回收方法,其特征在于:所述步骤B中硫酸浸出是在85~120℃的条件下进行,并控制在氧化气氛条件下进行。
5.根据权利要求4所述的一种铅冰铜的综合回收方法,其特征在于:所述氧化气氛条件是指在铅冰铜的浸出过程中加入二氧化锰、双氧水、富氧或空气。
6.根据权利要求4任一项所述的一种铅冰铜的综合回收方法,其特征在于:所述步骤B中硫酸浸出反应时间为不小于8小时,稀硫酸与铅冰铜的液固比按质量百分比加入为4:1~20:1。
7.根据权利要求1-6任一项所述的一种铅冰铜的综合回收方法,其特征在于:所述步骤B中,硫酸浸出过程中加入活化剂硫酸铁或硫酸亚铁,浸出终点,浸出液中Fe3+>3g/L。
8.根据权利要求1所述的一种铅冰铜的综合回收方法,其特征在于:所述步骤C中,将硫酸浸出液用P204(二(2-乙基己基磷酸))和磺化煤油组成的混合有机相进行萃取与反萃,并分别得到铟萃余液和铟反萃液,铟反萃液经常规方法处理得到精铟。
9.根据权利要求1所述的一种铅冰铜的综合回收方法,其特征在于:所述步骤D中,将铟萃余液用P5100(2-羟基-5-壬基苯甲醛又称为5-壬基水杨醛肟)选择性萃取铜,萃取条件为:有机相的组成按体积比P5100/璜化煤油=1:2~6;相比O/A=1:2~10,萃取温度为0~60℃,混合时间4~8min,澄清时间为4~8min,萃取级数为2~5级;反萃采用稀硫酸反萃,浓度为180~240g/L,可得到反萃液即硫酸铜净化后的富集液,反萃条件为:相比O/A=2~8:1,反萃温度为0~60℃,级数1~3级;再生剂为草酸和盐酸的混合液,混合液中草酸的质量百分比含量为2~5%,盐酸浓度为150~210g/L。
10.根据权利要求1所述的一种铅冰铜的综合回收方法,其特征在于:所述步骤E中,将硫酸铜溶液蒸发浓缩、冷却、过滤得到五水合硫酸铜晶体,经干燥、包装得硫酸铜产品。
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2014
- 2014-11-25 CN CN201410685131.8A patent/CN104451156A/zh active Pending
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