CN108130424B - 一种硫铁矿烧渣生物脱硫提质协同回收有价金属的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种硫铁矿烧渣生物脱硫提质协同回收有价金属的方法，包括高效浸矿菌的驯化、选择性生物浸出、浸出液除铁，回收金属铜和锌的过程。该方法利用微生物方法脱除硫铁矿烧渣中硫含量提高铁精矿品位，并协同回收烧渣中铜、锌等有价金属的方法。通过对硫铁矿烧渣进行微生物浸出处理，在大量削减废固的同时铜、锌等多种金属得到富集回收。本发明实现了降低消耗、增产增效以及减少废固堆放与防止环境污染的目的，为硫铁矿烧渣附加值综合利用提供技术支撑。

Description

一种硫铁矿烧渣生物脱硫提质协同回收有价金属的方法
技术领域
本发明涉及硫铁矿烧渣的资源化处理与高附加值利用领域，具体涉及从硫铁矿烧渣中回收有价组分的方法。
背景技术
硫铁矿烧渣是由黄铁矿制硫酸焙烧所产生的渣，我国硫铁矿烧渣资源利用率低，每年产生的数量在千万吨以上。硫铁矿烧渣多以磁铁矿、赤铁矿为主，铁品位仅为30％-50％，且硫的残余量较高，高达1％-3％，难以满足作为炼钢炼铁的铁精矿原料的要求(铁含量高于60％、硫含量低于0.5％)。其中，烧渣中富含少量的铜、金、银、锌等有价值的元素，是极为宝贵的二次资源。因此，既能保证硫铁矿烧渣得以利用，又能回收有价金属获得一定的经济效益成为研究的热点。目前，烧渣部分用作建筑材料、铁系颜料和净水剂等，但是这些工艺多存在投资高、污染大、对铁的利用率低等缺点；大部分被填埋处理，这样处理不仅浪费了资源，提高了处理成本，而且对环境有很大的污染。因此，寻求更为合理有效以及清洁的资源利用途径迫在眉睫。
我国的硫铁矿烧渣数量巨大，其中铁含量低、硫含量过高，硫铁矿烧渣脱硫不仅可以回收高品位铁精矿减少废固堆放的问题，而且可以回收烧渣中有价金属，发展循环经济。传统的脱硫方法是重选、磁选、焙烧、浮选、化学浸出等，但这些方法多存在成本高、处理效果不好、易污染环境等问题，难以大规模推广应用。近年来生物法脱硫因其能耗低、流程短、反应温和且对环境友好受到了广泛的关注；有关硫化铜矿的生物浸出及难处理金矿的生物预处理与煤的生物脱硫报道已经很多，但鲜见硫铁矿烧渣生物脱硫的研究。
因此，利用微生物作用硫铁矿烧渣中含硫矿物，不仅降低了硫铁矿烧渣中硫元素含量，提高了铁精矿品位，同时回收了其中有价金属，具有一定的前瞻性和创新性。
发明内容
本发明的目的是提供一种硫铁矿烧渣生物脱硫提质处理获得高品位铁精矿协同富集回收有价金属铜、锌的方法。
为了实现上述目的，本发明提供如下技术方案：
本发明提供一种硫铁矿烧渣生物脱硫提质协同回收有价金属的方法，包括如下步骤：
1)高效浸矿菌驯化：利用9K培养基驯化高效浸矿菌，采用摇瓶培养，利用浓度为50％(V/V)的H2SO4调节9K培养基的初始pH值至1.0～1.2，接种高效浸矿菌，在40℃～45℃条件下置于150～160r·min-1的空气浴恒温振荡器培养8～10天，得到高效浸矿菌；
2)高效浸矿菌选择性生物浸出：利用浓度50％(V/V)的H2SO4调节矿浆的初始pH值为1.0～1.2，接种步骤1)驯化后的所述高效浸矿菌，与硫铁矿烧渣在40℃～45℃条件下置于150～160r·min-1的空气浴恒温振荡器反应8～10天，将反应后混合液在3000～4000r/min条件下离心5～10min，得到微生物作用后的微生物浸出渣和浸出液；
3)步骤2)得到的微生物浸出渣经硫酸超声波清洗，收集洗涤液与沉淀物，沉淀物为可满足炼铁炼钢的合格物料(铁精矿)；
4)合并步骤2)中浸出液和3)中洗涤液为溶液I，富集其中的金属铜，回收铜后的余液为溶液II，去除溶液II中的铁，获得的余液为溶液III，然后富集溶液III中的锌。
其中，步骤1)所述高效浸矿菌为Sulfobacillus thermosulfidooxidans 6Y-1、Leptospirillum ferriphilum MJ-CL、Acidithiobacillus caldus OY按1:1:1的混合培养物，其中，Sulfobacillus thermosulfidooxidans 6Y-1的保藏编号为：CCTCCNo.M2010297，保藏单位：中国典型培养物保藏中心，地址为：中国武汉武汉大学，保藏日期：2010年11月10日；Leptospirillum ferriphilum MJ-CL的保藏编号为：CCTCCNo.M2011019，保藏单位：中国典型培养物保藏中心，地址为：中国武汉武汉大学，保藏日期：2011年1月13日；Acidithiobacillus caldus OY的保藏编号为：CCTCC No.M2010356，保藏单位：中国典型培养物保藏中心，地址为：中国武汉武汉大学，保藏日期：2010年12月17日。
此混合菌培养物为硫化矿专属高效浸矿菌，对含铜锌的硫化物矿物浸出效果较好。
其中，步骤1)中所述的采用9K培养基，其主要组成包括(NH4)2SO4，3g·L-1；K2HPO4，0.5g·L-1；KCl，0.1g·L-1；MgSO4·7H2O，0.5g·L-1；Ca(NO3)2，0.01g·L-1；FeSO4·7H2O，44.7g·L-1。
其中，步骤1)中所述高效浸矿菌接种体积为9K培养基体积的9％～11％，初始供接种的菌液细菌浓度为7.8×107～8.3×107个/mL。
培养过程中，定期加入培养基以补充反应过程中溶液的挥发。接种后9K培养基中细菌浓度为8.4×107～9.8×107个/mL，Fe2+氧化率可达99.2％～99.9％。
其中，步骤2)中高效浸矿菌接种体积比为矿浆体积的9％～11％，矿浆浓度为20～25g/L。
浸出体系中细菌浓度为8.5×107～10.2×107个/mL，反应过程中，定期加入水以补充反应过程中溶液的挥发。Cu2+浸出率可达80.6％～87.8％，Zn2+浸出率可达99.6％～100％。微生物的参与加速硫化物矿物的溶解，不仅加速了硫化矿中硫元素的脱除同时促进了有价金属的浸出。
其中，步骤3)中硫酸的浓度为1mol/L。
洗涤液中含有少量吸附于矿物表面的铜、锌离子，将洗涤液与沉淀物分离。洗涤液与生物浸出液混合回收其中金属离子，沉淀物即为可满足炼钢炼铁原料的铁精矿(铁含量高于60％、硫含量低于0.5％)。
其中，步骤4)中溶液I中的铜和溶液III中的锌的富集方法为萃取法，溶液II中的铁采用黄钾铁矾沉淀法。
进一步地，步骤4)中采用萃取法回收溶液I中金属铜的步骤为：调整溶液I的pH值为1.6～1.8，加入含有Lix984N萃取剂的有机相，其中萃取相比O/A(加入萃取剂的有机相：溶液I)＝1:1～2:1，有机相利用MextralDT100稀释剂稀释Lix984N萃取剂，Lix984N浓度为10％～12％(Lix984N在有机相中占比)，搅拌转速1000～1200rpm，萃取时间8～10min，分相时间为3～5min，其中铜被萃取进入有机相，无铜的溶液I(无机相)为溶液II；然后有机相加入185～200g/L的H2SO4反萃，反萃O/A比为1:1～2:1(有机相：H2SO4溶液)，萃取时间15～20min，分相时间为3～5min，通过H2SO4反萃，铜以硫酸铜的形式反萃进入水相。
进一步地，步骤4)中黄钾铁矾沉淀法去除铁的步骤为：首先根据浸出液中Fe2+含量计算氧化剂用量，在浸出液中加入氧化剂，室温下慢速搅拌30～60min，至溶液完全变为红色，再向混合均匀的溶液中缓慢加入5～10mL的1mol/L硫酸钾溶液，在97℃～102℃条件下反应3～4小时，生成铁的固体沉淀物黄钾铁矾，稍加静置，将混合液在3000～4000r/min条件下离心5～10min，固液分离得到去除铁离子后的溶液III。
其中氧化剂为双氧水，使用双氧水时为5～8mL 30％的优级纯双氧水。
进一步地，步骤4)中，步骤4)中利用萃取法回收溶液III中的锌的步骤为，调整溶液III的pH为3～4，加入含有P204萃取剂的有机相，O/A＝1:1～2:1(加入萃取剂的有机相：溶液III)，有机相中利用MextralDT100稀释剂稀释P204萃取剂，P204浓度为15％～18％(P204在有机相中占比)，搅拌转速1000～1200rpm，萃取时间8～10min，分相时间为3～5min，其中锌被萃取进入有机相，锌萃取率可达99.2％～100％；然后有机相利用硫酸反萃，加入H2SO4浓度为185～200g/L，反萃O/A比为1:1～2:1(有机相：H2SO4溶液)，萃取时间15～20min，分相时间为3～5min，锌以硫酸锌的形式反萃进入水相，锌回收率可达99.5％～100％。
采用上述方法得到的铁精矿中，铁含量为66.7％～68.3％，硫含量低于0.4％，生物浸出液中，Cu2+、Zn2+浓度可达8.7～9.2g/L与16.8～17.4g/L。
硫铁矿烧渣中铁的含量为55.2％～60.6％，硫含量为2.0％～2.5％，不满足炼铁炼钢铁精矿原料中硫的要求(硫含量<0.5％)。硫铁矿烧渣中铜、锌的含量分别为0.5％～0.7％和0.7％～0.9％，应对其加以利用。铁主要赋存于赤铁矿(～90.2％)和磁铁矿(～5.8％)中，少量存在于硫化物矿物如黄铁矿(～4.0％)中。铜元素主要赋存于黄铜矿中，其含量可达58.5％～60.6％；其次为氧化物矿物，其中铜含量可高达28.5％～29.6％，说明焙烧过程中铜元素发生了不同程度的氧化；赋存于次生硫化铜中的铜元素含量仅为9.5％～9.8％，同时少量的铜以类质同象形式存在于硅酸盐矿物中。锌元素主要赋存于硫酸盐矿物中，其含量可达80.5％～85.7％；其次为硫化物矿物如闪锌矿和黄铁矿，含量可高达7.5％～10.8％，同时少量的铜以类质同象形式存在于硅酸盐矿物中。利用微生物的作用可氧化含硫矿物，实现脱硫提质的目的。硫铁矿烧渣中硫化物矿物如黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿等大多被溶解，结构中的阳离子以离子形式存在于微生物浸出液中。赋存于其中的铜、锌也随之被溶解，以离子状态存在于浸出液中。
获得的工艺参数
1)高效浸矿菌培养条件为pH值为1.0～1.2，在40℃～45℃条件下培养8～10天，浸出过程中补充培养基；
2)微生物浸出反应温度为40℃～45℃，反应时间为8～10天，浸出过程中补充酸性水；
3)微生物浸出过程中，pH值为1.0～1.2，对数期菌液接种体积比为9％～11％(L：L)，矿浆浓度为20～25g/L。
4)铜萃取验条件为O/A＝1:1～2:1，Lix984N浓度为10％～12％，搅拌转速1000～1200rpm，萃取时间8～10min，分相时间为3～5min。
5)铜反萃条件为：硫酸浓度为185～200g/L，反萃O/A比为1:1～2:1.，萃取时间15～20min，分相时间为3～5min。
6)锌萃取反应条件为pH为3～4，O/A＝1:1～2:1，P204浓度15％～18％，搅拌转速1000～1200rpm，萃取时间8～10min，分相时间为3～5min。
7)锌反萃条件为硫酸浓度为185～200g/L，反萃O/A比为1:1～2:1.，萃取时间15～20min，分相时间为3～5min。
本发明针对硫铁矿烧渣具有多金属共生，硫元素含量过高，铁精矿难以回收利用等问题，为了大量削减废固污染物，同时获得明显的增产效益，创新性的提出了一种硫铁矿烧渣脱硫提质协同回收有价金属的工艺，具体通过高效浸矿菌驯化、高效浸矿菌选择性生物浸出以及有价金属回收等系统研究，获得高品质铁精矿并回收铜、锌等金属。
本发明公开了一种利用微生物方法提取硫铁矿烧渣铁精矿，并协同回收硫铁矿烧渣中铜、锌等有价金属的方法。对硫铁矿烧渣进行微生物浸出处理，在大总量削减废固的同时铜、锌等多种金属离子得到富集回收。本发明实现了降低消耗、增产增效以及减少废固堆放与防止环境污染的目的，为硫铁矿烧渣附加值综合利用提供技术支撑。
附图说明
图1为本发明对硫铁矿烧渣综合治理的流程图。
图2为本发明提供的硫铁矿烧渣生物脱硫提质协同回收有价金属的方法处理后的铁精矿XRD图谱。
具体实施方式
以下结合实施例详细地说明本发明。实施方案便于更好的理解本发明，并非对本发明的限制，任何等同替换或公知改变均属于本发明保护范围。
本发明所用高效浸矿菌为Sulfobacillus thermosulfidooxidans 6Y-1、Leptospirillum ferriphilum MJ-CL、Acidithiobacillus caldus OY按1:1:1的混合培养物，其中，Sulfobacillus thermosulfidooxidans 6Y-1的保藏编号为：CCTCCNo.M2010297，保藏单位：中国典型培养物保藏中心，地址为：中国武汉武汉大学，保藏日期：2010年11月10日；Leptospirillum ferriphilum MJ-CL的保藏编号为：CCTCCNo.M2011019，保藏单位：中国典型培养物保藏中心，地址为：中国武汉武汉大学，保藏日期：2011年1月13日；Acidithiobacillus caldus OY的保藏编号为：CCTCC No.M2010356，保藏单位：中国典型培养物保藏中心，地址为：中国武汉武汉大学，保藏日期：2010年12月17日。
实施例1
1.硫铁矿烧渣矿物学特征
硫铁矿烧渣(青海德尔尼硫精矿焙烧后烧渣)中主要矿物为赤铁矿，磁铁矿，同时存在一些金属硫化物矿物和硫酸盐矿物。经过XRD半定量分析，赤铁矿占75％～77％，磁铁矿占7％～10％，石膏占13％～18％。硫铁矿烧渣中没有检测到金属硫化物矿物的峰，说明硫化物矿物含量较低(少于5％)。硫铁矿烧渣化学组成以SiO2、TFe2O3、MgO为主，三者总量可达88.4％，分析结果如表1所示。
表1硫酸渣多元素定性分析结果
注：LOI为烧失量；氧化物含量单位为％(质量百分含量)，元素含量单位为ppm。
2硫铁矿烧渣微生物脱硫提质协同提取有价金属工艺，工艺流程如图1所示：
1)高效浸矿菌驯化
高效浸矿菌驯化所需确定的实验条件包括：pH值、温度(℃)、对数期微生物接种体积比(V/V)与培养时间(天)。四个培养条件采用单因素方法确定，以细菌浓度和Fe2+氧化率为衡量指标，最终确定高效浸矿菌的培养条件：pH值为1.0～1.2，微生物接种体积比(对数期菌液∶9K培养基溶液)为9％-11％，初始供接种的菌液细菌浓度为7.8×107～8.3×107个/mL，反应温度控制在40℃～45℃，在恒温条件下培养8～10天。体系中细菌浓度为8.4×107～9.8×107个/mL，Fe2+氧化率为99.2％～99.9％。在本实施例中pH值为1.1，微生物接种体积比(对数期菌液∶培养基溶液)为10％，初始供接种的菌液细菌浓度为8.0×107个/mL，反应温度控制在42℃，在恒温条件下培养10天。体系中细菌浓度为8.5×107个/mL，Fe2+氧化率为99.5％。
2)高效浸矿菌选择性生物浸出
微生物高效浸矿菌与硫铁矿烧渣反应要求pH为1.0～1.2，使用浓度50％(V/V)的H2SO4调节矿浆的初始pH值，反应温度40～45℃，所需确定的实验条件包括：对数期微生物接种体积比(V/V)，矿浆浓度(g/L)以及微生物与硫铁矿烧渣反应时间(天)。三个反应条件采用单因素方法确定，以微生物浸出率最大值作为衡量指标，最终确定微生物浸出过程中反应条件为：接种体积比为9％～11％(对数期菌液：水)，矿浆浓度为20～25g/L，在恒温培养8～10天。在此条件下，浸出体系中细菌浓度为8.5×107～10.2×107个/mL，Cu2+浸出率可达80.6％～87.8％，Zn2+浸出率高达99.6％～100％，Cu2+与Zn2+浓度分别可达8.7～9.2g/L和16.8～17.4g/L。在本实施例中接种体积比为10％(对数期菌液：水)，矿浆浓度为22g/L，在恒温培养10天。在此条件下，浸出体系中细菌浓度为8.6×107个/mL，Cu2+浸出率可达82.0％，Zn2+浸出率高达99.7％，Cu2+与Zn2+浓度分别可达8.8g/L和17.1g/L。
微生物浸出后收集浸出液与浸出渣，浸出液回收其中有价金属。浸出渣经后续酸洗涤处理。
3)高效浸矿菌浸出后铁精矿的回收
取微生物浸出渣全部置于500mL烧杯中，加入1mol/L硫酸，超声波清洗3～5min，本实施例中清洗4min。洗涤液中含有少量吸附于矿物表面的铜、锌离子，将洗涤液与沉淀物分离。反复清洗3～5次，本实施例中清洗4min，洗涤液与生物浸出液混合为溶液I回收其中金属离子，沉淀物即为可满足炼钢炼铁原料的铁精矿(铁含量高于60％、硫含量低于0.5％)。
4)高效浸矿菌浸出后有价金属的回收
根据铜、锌、铁离子含量以及不同pH值不同萃取剂的萃取能力，对溶液中金属离子分步分离与回收。
首先，利用Lix984N萃取溶液I中的铜，调节溶液I的pH为1.6～1.8。铜萃取所需确定的实验条件为O/A、Lix984N浓度(％)、搅拌转速(rpm)、萃取时间(min)与分相时间(min)。反应条件采用单因素方法确定，以铜萃取率最大值作为衡量指标，最终确定铜萃取反应条件为：其中O/A＝1:1～2:1，Lix984N浓度为10％～12％，搅拌转速1000～1200rpm，萃取时间8～10min，分相时间为3～5min，其中铜被萃取进入有机相，无铜的溶液I为溶液II。有机相中铜萃取率可达99.2％～100％。有机相利用硫酸反萃，反萃实验条件包括硫酸浓度(g/L)，反萃O/A比、萃取时间(min)与分相时间(min)。反应条件采用单因素方法确定，以铜回收率最大值作为衡量指标，最终确定铜反萃条件为：硫酸浓度为185～200g/L，反萃O/A比为1:1～2:1.，萃取时间15～20min，分相时间为3～5min，铜以硫酸铜的形式反萃进入水相。本实施例中萃取阶段O/A＝2:1，Lix984N浓度为12％，搅拌转速1200rpm，萃取时间10min，分相时间为4min。铜萃取率可达99.5％，铜反萃条件为：硫酸浓度为200g/L，反萃O/A比为2:1，萃取时间18min，分相时间为4min。铜回收率为99.5％。
其次，利用黄钾铁矾沉淀法去除铜萃余液中的铁。根据浸出液中亚铁离子含量，在浸出液中加入5～8mL 30％的优级纯双氧水，室温下慢速搅拌30～60min，至溶液完全变为红色，将其中的二价铁(Fe2+)氧化为三价铁(Fe3+)，然后在搅拌下向溶液中缓慢加入5～10mL 1mol/L硫酸钾溶液，在97℃～102℃条件下反应3～4小时，生成铁的固体沉淀物黄钾铁矾，稍加静置，固液分离得到去除Fe离子的溶液III。本实施例中30％双氧水添加6mL室温下搅拌40min，再向溶液中缓慢加入8mL 1mol/L硫酸钾溶液，在100℃条件下反应4小时。
最后，利用P204萃取剂萃取除铁后溶液中的锌，萃取所需确定的实验条件为pH值、O/A、P204浓度(％)、搅拌转速(rpm)、萃取时间(min)与分相时间(min)。反应条件采用单因素方法确定，以锌萃取率最大值作为衡量指标，最终确定锌萃取反应条件为：pH为3～4，O/A＝1:1～2:1，P204浓度15％～18％，搅拌转速1000～1200rpm，萃取时间8～10min，分相时间为3～5min，其中锌被萃取进入有机相。锌萃取率可达99.2～100％。有机相利用硫酸反萃，反萃实验条件包括硫酸浓度(g/L)，反萃O/A比、萃取时间(min)与分相时间(min)。反应条件采用单因素方法确定，以锌回收率最大值作为衡量指标，最终确定锌反萃条件为：硫酸浓度为185～200g/L，反萃O/A比为1:1～2:1.，萃取时间15～20min，分相时间为3～5min，锌以硫酸锌的形式反萃进入水相。锌回收了可达99.5％～100％。本实施例中锌萃取反应条件为：pH为3.5，O/A＝2:1，P204浓度18％，搅拌转速1200rpm，萃取时间10min，分相时间为4min。锌萃取率可达99.6％。锌反萃条件为：硫酸浓度为200g/L，反萃O/A比为2:1，萃取时间18min，分相时间为4min。锌回收了可达99.6％。
图2为本发明提供的硫铁矿烧渣生物脱硫提质协同回收有价金属的方法处理后的铁精矿XRD图谱，说明硫酸渣经过生物脱硫后产品均为铁的氧化物，可满足炼钢炼铁原料。
虽然，上文中已经用一般性说明及具体实施方案对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对之作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。

Claims (9)

1.一种硫铁矿烧渣生物脱硫提质协同回收有价金属的方法，其特征在于，包括以下步骤：
1)利用9K培养基驯化高效浸矿菌，采用摇瓶培养，利用浓度为50％V/V的H2SO4调节9K培养基的初始pH值至1.0～1.2，接种高效浸矿菌，在40℃～45℃条件下置于150～160r·min-1的空气浴恒温振荡器培养8～10天，得到高效浸矿菌；
2)利用浓度50％V/V的H2SO4调节矿浆的初始pH值至1.0～1.2，接种步骤1)驯化后的所述高效浸矿菌，与硫铁矿烧渣在40℃～45℃条件下置于150～160r·min-1的空气浴恒温振荡器反应8～10天，将反应后混合液在3000～4000r/min条件下离心5～10min，得到微生物作用后的微生物浸出渣和浸出液；
3)步骤2)得到的微生物浸出渣经硫酸超声波清洗，收集洗涤液与沉淀物，沉淀物为可满足炼铁炼钢的合格物料；
4)合并步骤2)中浸出液和3)中洗涤液为溶液I，富集其中的金属铜，回收铜后的余液为溶液II，去除溶液II中的铁，获得的余液为溶液III，然后富集溶液III中的锌；
其中，步骤1)所述高效浸矿菌为Sulfobacillus thermosulfidooxidans 6Y-1、Leptospirillum ferriphilum MJ-CL、Acidithiobacillus caldus OY按1:1:1的混合培养物，
其中，Sulfobacillus thermosulfidooxidans 6Y-1的保藏编号为：CCTCCNo.M2010297，保藏单位：中国典型培养物保藏中心，地址为：中国武汉武汉大学，保藏日期：2010年11月10日；
Leptospirillum ferriphilum MJ-CL的保藏编号为：CCTCC No.M2011019，保藏单位：中国典型培养物保藏中心，地址为：中国武汉武汉大学，保藏日期：2011年1月13日；
Acidithiobacillus caldus OY的保藏编号为：CCTCC No.M2010356，保藏单位：中国典型培养物保藏中心，地址为：中国武汉武汉大学，保藏日期：2010年12月17日。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤1)中所述高效浸矿菌接种体积为9K培养基体积的9％～11％，初始供接种的菌液细菌浓度为7.8×107～8.3×107个/mL。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤2)中高效浸矿菌接种体积比为矿浆体积的9％～11％，矿浆浓度为20～25g/L。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤3)中硫酸的浓度为1mol/L。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤4)中溶液I中的铜和溶液III中的锌的富集方法为萃取法，溶液II中的铁采用黄钾铁矾沉淀法。
6.如权利要求5所述的方法，其特征在于，步骤4)中采用萃取法回收溶液I中金属铜的步骤为：调整溶液I的pH值为1.6～1.8，加入含有Lix984N萃取剂的有机相，其中加入萃取剂的有机相：溶液I的萃取相比O/A＝1:1～2:1，有机相利用MextralDT100稀释剂稀释Lix984N萃取剂，Lix984N稀释后浓度为10％～12％，搅拌转速1000～1200rpm，萃取时间8～10min，分相时间为3～5min，其中铜被萃取进入有机相，无铜的溶液I为溶液II；然后有机相加入185～200g/L的H2SO4反萃，反萃O/A比为1:1～2:1.，萃取时间15～20min，分相时间为3～5min，铜以硫酸铜的形式反萃进入水相。
7.如权利要求5所述的方法，其特征在于，步骤4)中黄钾铁矾沉淀法去除铁的步骤为：首先根据浸出液中Fe2+含量计算氧化剂用量，在浸出液中加入氧化剂，室温下慢速搅拌30～60min，至溶液完全变为红色，再向混合均匀的溶液中缓慢加入5～10mL的1mol/L硫酸钾溶液，在97℃～102℃条件下反应3～4小时，生成铁的固体沉淀物黄钾铁矾，稍加静置，将混合液在3000～4000r/min条件下离心5～10min，固液分离得到去除铁离子后的溶液III。
8.如权利要求5所述的方法，其特征在于，步骤4)中采用萃取法回收溶液III中的锌的步骤为，调整溶液III的pH为3～4，加入含有P204萃取剂的有机相，其中加入萃取剂的有机相：溶液III的萃取相比O/A＝1:1～2:1，有机相中利用MextralDT100稀释剂稀释P204萃取剂，P204浓度稀释后浓度为15％～18％，搅拌转速1000～1200rpm，萃取时间8～10min，分相时间为3～5min，其中锌被萃取进入有机相；然后有机相利用硫酸反萃，加入H2SO4浓度为185～200g/L，反萃O/A比为1:1～2:1.，萃取时间15～20min，分相时间为3～5min，锌以硫酸锌的形式反萃进入水相。
9.如权利要求7所述的方法，其特征在于，所述氧化剂为30％的优级纯双氧水5～8mL。
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