CN114990341A - 一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法 - Google Patents

一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN114990341A
CN114990341A CN202210667814.5A CN202210667814A CN114990341A CN 114990341 A CN114990341 A CN 114990341A CN 202210667814 A CN202210667814 A CN 202210667814A CN 114990341 A CN114990341 A CN 114990341A
Authority
CN
China
Prior art keywords
leaching
copper
acid
iron
arsenic
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Granted
Application number
CN202210667814.5A
Other languages
English (en)
Other versions
CN114990341B (zh
Inventor
谭荣和
王恒辉
刘自亮
谢冰
骆建伟
蒋叶
包洪光
龙佳驹
何醒民
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
CINF Engineering Corp Ltd
Original Assignee
CINF Engineering Corp Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by CINF Engineering Corp Ltd filed Critical CINF Engineering Corp Ltd
Priority to CN202210667814.5A priority Critical patent/CN114990341B/zh
Publication of CN114990341A publication Critical patent/CN114990341A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN114990341B publication Critical patent/CN114990341B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/006—Wet processes
    • C22B7/007—Wet processes by acid leaching
    • A—HUMAN NECESSITIES
    • A62—LIFE-SAVING; FIRE-FIGHTING
    • A62D—CHEMICAL MEANS FOR EXTINGUISHING FIRES OR FOR COMBATING OR PROTECTING AGAINST HARMFUL CHEMICAL AGENTS; CHEMICAL MATERIALS FOR USE IN BREATHING APPARATUS
    • A62D3/00—Processes for making harmful chemical substances harmless or less harmful, by effecting a chemical change in the substances
    • A62D3/30—Processes for making harmful chemical substances harmless or less harmful, by effecting a chemical change in the substances by reacting with chemical agents
    • A62D3/33—Processes for making harmful chemical substances harmless or less harmful, by effecting a chemical change in the substances by reacting with chemical agents by chemical fixing the harmful substance, e.g. by chelation or complexation
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0063—Hydrometallurgy
    • C22B15/0065—Leaching or slurrying
    • C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0063—Hydrometallurgy
    • C22B15/0084—Treating solutions
    • C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
    • C22B15/0091—Treating solutions by chemical methods by cementation
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/02—Working-up flue dust
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/16—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of zinc, cadmium or mercury
    • A—HUMAN NECESSITIES
    • A62—LIFE-SAVING; FIRE-FIGHTING
    • A62D—CHEMICAL MEANS FOR EXTINGUISHING FIRES OR FOR COMBATING OR PROTECTING AGAINST HARMFUL CHEMICAL AGENTS; CHEMICAL MATERIALS FOR USE IN BREATHING APPARATUS
    • A62D2101/00—Harmful chemical substances made harmless, or less harmful, by effecting chemical change
    • A62D2101/40—Inorganic substances
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • General Health & Medical Sciences (AREA)
  • Toxicology (AREA)
  • Health & Medical Sciences (AREA)
  • Business, Economics & Management (AREA)
  • Emergency Management (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明属于湿法冶金技术领域，具体涉及一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法，包括以下步骤：（1）将氧化锌、铜白烟尘、废电解液混合，进行中性浸出，得到中浸液和中浸渣；（2）向中浸渣加废电解液及硫酸进行酸性浸出，得到酸浸液和酸浸渣；（3）向酸浸液加入氧化锌进行预中和，得到预中和渣和预中和后液；（4）在预中和后液中加入锌粉，进行沉铜脱氯，得到铜渣和沉铜脱氯后液；（5）将沉铜脱氯后液进行氧压沉铁除砷，得到沉铁除砷后液和砷酸铁渣。本发明采用高铁氧化锌与白烟尘混合浸出，可以减少白烟尘的砷在沉铜过程随铜渣带走，大部分砷从氧压除去，提高了铜砷分离的效果，可以处理低铜的白烟尘量高达70%。

Description

一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法
技术领域
本发明属于有色湿法冶金技术领域，具体涉及一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法。
背景技术
铜火法冶炼过程中会产生含砷较高的铜白烟尘，一般含铜5～18％，含砷9～18％，含铜小于8％可以称为低铜白烟尘，反之为高铜白烟尘。铜白烟尘中砷要求从铜冶炼系统开路外排，这样才能保证系统正常生产，目前大都采用湿法处理铜白烟尘以开路外排砷，即将铜白烟尘进行酸性浸出，铜转变为硫酸铜溶液，加入硫化砷渣沉铜形成硫化铜渣，再向含砷溶液中通入二氧化硫烟气进行砷还原，通过结晶产出白砷产品。这种方法可以实现铜与砷的分离，但在沉铜及砷还原过程中产出大量硫酸，多余的硫酸需中和处理又产出大量中和渣待处理，而且白砷产品销售市场有限，大都需建仓库长期储存。
发明内容
本发明的目的在于提供一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法，可以将铜砷分离并使砷固化渣中外排，解决了铜砷分离及固砷无害化的技术难题。
为了解决上述技术问题，本发明的技术方案如下：
一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法，包括以下步骤：
(1)将氧化锌、铜白烟尘、废电解液混合，进行中性浸出，得到中浸液和中浸渣；
(2)中浸液送后续除铁、净化、电解、熔铸生产电锌；向中浸渣加废电解液及硫酸进行酸性浸出，得到酸浸液和酸浸渣；
(3)向酸浸液加入氧化锌进行预中和，得到预中和渣和预中和后液；酸浸渣外售；
(4)预中和渣返回中性浸出；在预中和后液中加入锌粉，进行沉铜脱氯，得到铜渣和沉铜脱氯后液；
(5)铜渣返铜火法冶炼；将沉铜脱氯后液进行氧压沉铁除砷，得到沉铁除砷后液和砷酸铁渣；沉铁除砷后液返回中性浸出，砷酸铁渣送火法固化处理。
优选的，所述废电解液来自锌冶炼系统，酸度为160～180g/L H2SO4。
在锌电解过程中，溶液中的含锌量不断降低，硫酸含量逐渐增加，当溶液中的锌达45～60g/L、硫酸135～180g/L时，则视为废电解液。
对于湿法炼锌系统而言，电解系统产出的废电解液含有大量的废酸，应加以合理利用，若不利用，锌湿法系统的酸及水平衡很难实现。
优选的，所述氧化锌以质量百分比计包括以下主要成分：Zn 45～65％，Fe 5～15％，As 0.05～0.8％，Pb1～15％。
优选的，所述铜白烟尘以质量百分比计包括以下主要成分：Cu 1.5～8％，Zn 2～15％，As 4.5～20％，Fe 1～5％，Pb 5～20％。
在本发明中，高铁氧化锌+白烟尘混合浸出采用中性浸出-酸性浸出-预中和-沉铜脱氯-沉铁除砷工序，实现混合物料中锌的高效回收的同时，又解决了白烟尘中砷的固化问题。在处理低铁氧化锌时，由于铁含量较低，可用于协同处理白烟尘中的砷的铁源较少。在本发明中，高铁氧化锌与白烟尘在中性浸出时，控制pH 3～4，使得铁以沉淀进入中浸渣，此时的砷随铁沉淀进入中浸渣中。pH过低会使得铁和砷进入中浸液，pH过高会使得铁和砷沉于渣相，而此时的铁相和砷渣相在下一工序酸性浸出过程中不易进入酸浸液，会造成砷和铁的分散，不利于后续沉铁除砷过程。
优选的，控制中性浸出的始酸浓度为80～100g/L H2SO4。
在本发明中，控制中性浸出的始酸浓度为80～100g/L H2SO4，这部分硫酸量足以满足氧化锌和低铜白烟尘中的Zn、Cu浸出到中浸液中。
但如果始酸浓度过低，则浸出剂过少，使得中浸渣中的有价金属过多，再进行酸性浸出后，酸浸渣中有价金属含量会较高，即降低了金属回收率。
如果始酸浓度过高，则浸出剂过量，会使得中浸液中的酸度增高，那么进行预中和工序时会加大高铁氧化锌的消耗。
优选的，控制中性浸出终点的pH为3.0～4.0。
若pH小于3，将导致Fe、As在浸出渣和浸出液中分散，此外，中浸液的砷、铁、酸度较高也会增加后续中浸液净化的难度。
若pH大于4，会使得铁和砷沉于渣相，但此铁和砷的渣相在下一工序酸性浸出过程中不易进入酸浸液，影响后续沉铁除砷过程。
优选的，中性浸出过程中控制温度60～70℃，时间1～2h。
温度过低，时间过短，Cu、Zn浸出率低，温度过高，浸出效果也得不到更多的提升，反而耗能过多。
优选的，步骤(1)中，所述氧化锌与铜白烟尘的质量比为1:(30％-70％)。
白烟尘的配入量来讲，配入量少，则能处理的铜白烟尘的量少，中浸渣中的砷含量少，而沉于中浸渣中的铁相较多。再经过酸浸后，As和Fe均进入溶液中，再经锌粉沉铜脱氯后进行氧压沉铁除砷，砷可生成砷酸铁，但仍有大量的铁残留在沉铁除砷后液，增加了除铁负荷。若配入量过大，则进入中浸渣的砷含量多、铁含量低。经酸浸、沉铜脱氯后再经氧压沉铁除砷工序，铁可以脱除，但仍有大量的砷残留在沉铁除砷后液，增加了后续除砷压力。
此外，配入白烟尘也会降低氧化锌的锌品位，进而减少浸出液中锌浓度，因此白烟尘不宜加入过多，避免造成原锌系统中含锌浓度的降低。
优选的，步骤(2)中，酸性浸出过程中控制始酸浓度为220～240g/L H2SO4。
始酸浓度过低，则浸出剂不足以将中浸渣中绝大部分的Zn、Fe、As浸出。
始酸浓度过高，则造成酸耗加大，并且使得酸浸液的终酸浓度过高，进而预中和消耗的高铁氧化锌量会增加。
优选的，步骤(2)中，酸性浸出过程中控制终酸浓度为80～100g/L H2SO4。
优选的，步骤(2)中，酸性浸出过程中控制温度80～90℃，时间5～6h。
温度和时间都是影响酸性浸出效果的重要因素，温度过低，时间过短，浸出率不足，温度过高，时间过长，浸出率增加不大。
优选的，步骤(2)中，所述酸指废电解液或者废电解液与硫酸的混合溶液。硫酸加入量根据始酸浓度控制。
优选的，步骤(2)中，中浸渣加入废电解液及硫酸进行酸性浸出后，还包括：将产物经浓密过滤，得到酸浸液和酸浸渣。
优选的，步骤(3)中，预中和过程中，酸浸液和氧化锌液固比为8～15m3/t。
优选的，步骤(3)中，控制预中和的温度70～80℃，时间40～60min。
预中和工序为酸浸液与高铁氧化锌反应，消耗酸浸液中的残酸，以便进行沉铜脱氯工序。温度过低，反应时间会延长，温度过高，预中和效果并未改善多少，且增加能耗。
优选的，步骤(3)中，控制预中和的终酸浓度为3～5g/L。
若终酸浓度控制过高，则预中和液进行下一工序除铜脱氯用锌粉量增加。
若终酸浓度控制过低，则预中和工序的高铁氧化锌焙砂用量增大，实际带来的有益影响并不显著。
预中和渣返回中性浸出的好处是预中和渣中Zn含量较高，将其返回中浸，可提高锌的回收率。
优选的，步骤(4)中，锌粉的加入量与中浸液中Cu含量有关，加入量为Cu含量(质量)的2～4倍。
本发明中加锌粉而不是铁粉，是因为本发明中采用的是高铁氧化锌，体系中铁含量较多，不宜进一步增加铁剂来源。采用锌粉沉铜效果好，且不引出铁，符合本发明工艺技术要求。优选的，步骤(4)中，加入锌粉除铜脱氯的条件为pH 1.0～1.5，温度70～80，℃反应时间3～4h。
步骤(4)的目的是通过添加除铜剂即锌粉以深度除去浸出液中的Cu、Cl含量。
沉铜脱氯过程pH小于1则锌粉与酸反应的消耗量太大，导致锌粉的消耗量增多，沉铜脱氯过程pH大于1.5，会影响沉铜脱氯效果。
温度，时间控制的过低则脱除效果不好，过高则能耗高，脱除效果增加不明显。
优选的，步骤(5)中，在沉铜脱氯后液通入浓度为99％的氧气进行氧压沉铁除砷。
氧压沉铁除砷过程需要高的氧势，氧气浓度越高，越有利于沉铁和除砷。
优选的，步骤(5)中，氧压沉铁除砷过程中控制温度145～155，℃压力1.0～1.2Mpa，反应时间120～160min。
此特定的温度、压力、时间范围可满足砷以砷酸铁的形式沉淀。温度过高、压力过大、反应时间延长，则不满足生成砷酸铁的条件，仅能实现除铁的效果，但As含量仍然较高。温度过低、压力过小、反应时间过短则对铁的价态影响较小，Fe多以Fe2+存在，难以生成砷酸铁沉淀。
因此，需要控制合理的温度、压力、时间参数。
以下对本发明做进一步的解释：
本发明将高铁氧化锌与低铜白烟尘混合浸出，酸浸液采用高铁氧化锌预中和，锌粉置换沉铜，同时脱除溶液中砷氯，大部分砷还留在溶液中与进入溶液的铁通过高压釜形成砷酸铁沉淀，主要化学反应原理如下：
ZnO+H2SO4→ZnSO4+H2O (1)
CuSO4(S)→Cu2+(aq)+SO4 2-(aq) (2)
Cu2++Zn→Cu↓+Zn2+ (3)
2Cu2++2Cl-+nZn→Cu2Cl2↓+nZn2+ (4)
2FeSO4+H2SO4+0.5O2→Fe2(SO4)3+H2O (5)
Fe2(SO4)3+(x+3)H2O→Fe2O3·xH2O+3H2SO4 (6)
2H3AsO3+O2→2H3AsO4 (7)
H3AsO4+Fe(OH)3→FeAsO4↓+3H2O (8)
在本发明中，由于氧化锌中含铁量较高，因此对处理工艺上有明显的影响，具体体现在：
高铁氧化锌含Cu、As量少，Fe含量较高。当作为单一原料进行中性浸出后，其工序通常控制pH在5～5.4，仅需要对中浸液进行常规的除铁、净化工序即可满足锌电积要求。但高铁氧化锌加入低铜白烟尘后，原料中Cu、As含量高，且铁含量增高，为得到满足后续净化要求的中浸液，需要将中性浸出终酸控制pH为3～4。若pH过低则铁和砷会进入中浸液，若pH过高，会使得铁和砷沉于渣相，但该条件下形成的铁和砷的渣，在下一工序酸性浸出过程中不易进入酸浸液，影响后续沉铁除砷过程。本申请为中性浸出—酸性浸出—预中和—沉铜脱氯—沉铁除砷，本申请巧妙地利用了高铁氧化锌中的铁作为铁来源，而后与进入溶液的砷反应生成的砷酸铁渣再经火法实现了无害化处置。
本发明的优点和技术效果：
(1)本发明采用高铁氧化锌与白烟尘混合浸出，可以减少白烟尘的砷在沉铜过程随铜渣带走，大部分砷从氧压除去，提高了铜砷分离的效果，可以处理低铜的白烟尘量高达70％。锌浸出率可达98％以上，铜浸出率可达95％以上，除砷效果可达99％，沉铁效果可达95％。
(2)采用锌粉置换沉铜，利用酸性浸出高铁氧化锌进入溶液中的铁离子除砷，在一个高压釜内同时完成沉铁除砷过程。
(3)将高压釜产出的砷酸铁渣送锌常规法的回转窑与锌浸出渣一起火法处理，砷随铁固化在渣中变为无害渣，达到了砷固化在渣中而不是以砷产品外排的效果，解决了砷无害化的环保问题。
附图说明
图1为本发明的流程图。
具体实施方式
下面通过实施例对本发明作进一步详细说明，但本发明保护范围不局限于所述内容。
实施例1
将高铁氧化锌6t(Zn 62％，Fe 8％，As 0.5％，Pb10％)及预中和渣1.2t(Zn28％，Fe9％，As0.4％，Pb25％)与低铜白烟尘4t(Zn 10％，Fe 2％，Cu 7％，As 15％，Pb12％)共混合料11.2t，加入沉铁除砷后液(30m3)及废电解液(40m3)进行中性浸出，控制始酸80g/L(废电解液的加入量是为了控制始酸80g/L)，终点pH 3.5，温度60℃，时间1h，产出中浸液70m3(Zn 108g/L，Fe 0.2g/L，Cu0.35g/L，As 0.8g/L，Cl 0.2g/L)，将产出的中浸渣加入废电解液及硫酸(28m3废电解液，2m3的硫酸)进行酸性浸出，控制始酸220g/L，终酸80g/L，温度80℃，时间5h，产出酸浸渣3.1t(锌浸出率98.1％，铜浸出率95.2％)。产出的酸浸液(30m3，Zn76g/L，Fe16g/L，Cu8g/L，As17g/L，Cl0.8g/L)中加入高铁氧化锌3t进行预中和，控制温度70℃，时间40min，终酸4g/L，产出预中和渣(1.2t，Zn28％，Fe9％，As0.4％，Pb25％)返回中性浸出，将产出的预中和后液(30m3，Zn127g/L，Fe20g/L，Cu8g/L，As17g/L，Cl0.8g/L)进行沉铜脱氯，加入锌粉(铜含量的2.5倍)，控制pH 1.4，温度70℃，反应时间3h，产出铜渣0.39t(Cu 61％)，产出沉铜脱氯后液(30m3，Zn 137g/L，Fe 20g/L，Cu 0.04g/L，As17g/L，Cl0.2g/L)送入高压釜进行沉铁除砷，控制温度145℃，压力1.0Mpa，反应时间120min，产出沉铁除砷后液(30m3，Zn 137g/L，Fe 1g/L，Cu 0.04g/L，As 0.04g/L，Cl 0.2g/L)返回中性浸出，产出砷酸铁渣2.1t(Fe 27％，As 24％)，除砷效率99.7％。
对比例1
将高铁氧化锌6t(Zn 62％，Fe 8％，As 0.5％，Pb10％)及预中和渣1.2t(Zn28％，Fe9％，As0.4％，Pb25％)与低铜白烟尘4t(Zn 10％，Fe 2％，Cu 7％，As 15％，Pb12％)共混合料11.2t，加入沉铁除砷后液(30m3)及废电解液(40m3)进行中性浸出，控制始酸80g/L，温度60℃，时间1h，产出中浸液70m3(终点pH 1.5，Zn 107g/L，Fe 4g/L，Cu0.34g/L，As 8.2g/L，Cl 0.2g/L)。
此对比例，中性浸出终点pH为1.5低于合理范围，使得混合原料中的Fe、As大部分进入至中浸液，导致中浸渣中铁量减少，进而影响酸浸液中的铁含量，再经酸浸—预中和—沉铜脱氯后，沉铜脱氯后液的Fe含量不足以将溶液中的砷脱出完全。此外，中浸液酸度较高也会增加后续中浸液在除铁净化时的中和用碱消耗量。
对比例2
将高铁氧化锌6t(Zn 62％，Fe 8％，As 0.5％，Pb10％)及预中和渣1.2t(Zn28％，Fe9％，As0.4％，Pb25％)与低铜白烟尘4t(Zn 10％，Fe 2％，Cu 7％，As 15％，Pb12％)共混合料11.2t，加入沉铁除砷后液(30m3)及废电解液(40m3)液进行中性浸出，控制始酸80g/L，温度60℃，时间1h，产出中浸液70m3(终点pH 5，Zn 108g/L，Fe0.02g/L，Cu0.3g/L，As 0.2g/L，Cl 0.2g/L)，将产出的中浸渣加入废电解液及硫酸(28m3废电解液，2m3的硫酸)进行酸性浸出，控制始酸220g/L，终酸80g/L，温度80℃，时间5h，产出酸浸渣3.1t(锌浸出率98.1％，铜浸出率94％)，产出酸浸液(30m3，Zn 77g/L，Fe 6g/L，Cu 8g/L，As 10g/L，Cl 0.8g/L)。
此对比例，中性浸出终点pH为5高于合理范围，会使得铁和砷沉于渣相，但此铁和砷的渣相在下一工序酸性浸出过程中不易进入酸浸液，影响后续沉铁除砷过程。因此，造成Fe和As分散在酸浸渣和砷酸铁渣中，未能实现初始物料中绝大多数铁与砷有效结合再经火法固化无害化的处理效果。
对比例3
将高铁氧化锌10t(Zn 62％，Fe 8％，As 0.5％，Pb10％)及预中和渣1.2t(Zn28％，Fe9％，As0.4％，Pb25％)共混合料11.2t，加入沉铁除砷后液(30m3)及废电解液(40m3)进行中性浸出，控制始酸80g/L，温度60℃，时间1h，产出中浸液70m3(终点pH3.5，Zn 135g/L，Fe2g/L，As 0.2g/L，Cl 0.2g/L)。
此对比例，锌浸出率与实施例1的相差不大。但由于没有白烟尘的加入，Cu含量低，砷含量少，此中浸液可直接送除铁深度净化后电积。但由于高铁氧化锌中铁含量高，经中性浸出、高酸浸出后，除铁负荷较高，因此存在大量的后续工序和成本的增加。
对比例4
将高铁氧化锌6t(Zn 62％，Fe 8％，As 0.5％，Pb10％)及预中和渣1.2t(Zn28％，Fe9％，As0.4％，Pb25％)与低铜白烟尘4t(Zn 10％，Fe 2％，Cu 7％，As 15％，Pb12％)共混合料11.2t，加入沉铁除砷后液(30m3)及废电解液(40m3)进行中性浸出，控制始酸80g/L，终点pH 3.5，温度60℃，时间1h，产出中浸液70m3(Zn 108g/L，Fe 0.2g/L，Cu0.35g/L，As0.8g/L，Cl 0.2g/L)，将产出的中浸渣加入废电解液及硫酸(28m3废电解液，2m3的硫酸)进行酸性浸出，控制始酸220g/L，终酸80g/L，温度80℃，时间5h，产出酸浸渣3.1t(锌浸出率98.1％，铜浸出率95.2％)。产出的酸浸液(30m3，Zn76g/L，Fe16g/L，Cu8g/L，As17g/L，Cl0.8g/L)中加入高铁氧化锌3t进行预中和，控制温度70℃，时间40min，终酸4g/L，产出预中和渣(1.2t，Zn28％，Fe9％，As0.4％，Pb25％)返回中性浸出，将产出的预中和后液(30m3，Zn127g/L，Fe20g/L，Cu8g/L，As17g/L，Cl0.8g/L)进行沉铜脱氯，加入锌粉(加入量为Cu含量的2.5倍)，控制pH 1.4，温度70℃，反应时间3h，产出铜渣0.39t(Cu 61％)，产出沉铜脱氯后液(30m3，Zn 137g/L，Fe 20g/L，Cu 0.04g/L，As17g/L，Cl 0.2g/L)送入高压釜进行沉铁除砷，控制温度125℃，压力0.4Mpa，反应时间120min，产出沉铁除砷后液(30m3，Zn 137g/L，Fe19g/L，Cu 0.04g/L，As 16g/L，Cl 0.2g/L)返回中性浸出，产出砷酸铁渣0.1t(Fe 27％，As 24％)，除砷效率5.9％。
此对比例，较之实施例1在沉铁除砷工序的温度较低，基本无沉铁除砷效果。主要原因是沉铜脱氯后液于氧压沉铁除砷工序的Fe仍为二价铁(Fe2+)，难以与As结合形成砷酸铁，因而除砷效果不明显。
对比例5
将高铁氧化锌6t(Zn 62％，Fe 8％，As 0.5％，Pb10％)及预中和渣1.2t(Zn28％，Fe9％，As0.4％，Pb25％)与低铜白烟尘4t(Zn 10％，Fe 2％，Cu 7％，As 15％，Pb12％)共混合料11.2t，加入沉铁除砷后液(30m3)及废电解液(40m3)进行中性浸出，控制始酸80g/L，终点pH 3.5，温度60℃，时间1h，产出中浸液70m3(Zn 108g/L，Fe 0.2g/L，Cu0.35g/L，As0.8g/L，Cl 0.2g/L)，将产出的中浸渣加入废电解液及硫酸(28m3废电解液，2m3的硫酸)进行酸性浸出，控制始酸220g/L，终酸80g/L，温度80℃，时间5h，产出酸浸渣3.1t(锌浸出率98.1％，铜浸出率95.2％)。产出的酸浸液(30m3，Zn76g/L，Fe16g/L，Cu8g/L，As17g/L，Cl0.8g/L)中加入高铁氧化锌3t进行预中和，控制温度70℃，时间40min，终酸4g/L，产出预中和渣(1.2t，Zn28％，Fe9％，As0.4％，Pb25％)返回中性浸出，将产出的预中和后液(30m3，Zn127g/L，Fe20g/L，Cu8g/L，As17g/L，Cl0.8g/L)进行沉铜脱氯，加入锌粉(加入量为Cu含量的2.5倍)，控制pH 1.4，温度70℃，反应时间3h，产出铜渣0.39t(Cu 61％)，产出沉铜脱氯后液(30m3，Zn 137g/L，Fe 20g/L，Cu 0.04g/L，As17g/L，Cl 0.2g/L)送入高压釜进行沉铁除砷，控制温度170℃，压力1.54Mpa，反应时间120min，产出沉铁除砷后液(30m3，Zn 137g/L，Fe2g/L，Cu 0.04g/L，As 16g/L，Cl 0.2g/L)返回中性浸出，产出砷酸铁渣0.95t(Fe 54％，As 5％)，除砷效率5.9％。
此对比例，较之实施例1在沉铁除砷工序的温度和压力过高，有沉铁效果但无除砷效果。主要原因是沉铜脱氯后液于氧压沉铁除砷过程中主要原因是此条件下溶出的Fe会形成Fe2O3进入渣相，即以赤铁矿形式除铁，这部分Fe无法再与As结合形成砷酸铁沉淀，因而除砷效果不好。
对比例6
将高铁氧化锌6t(Zn 62％，Fe 8％，As 0.5％，Pb10％)与低铜白烟尘4t(Zn 10％，Fe 2％，Cu 7％，As 15％，Pb12％)共混合料10t，加入沉铁除砷后液(30m3)及废电解液(40m3)进行中性浸出，控制始酸80g/L(废电解液的加入量是为了控制始酸80g/L)，终点pH3.5，温度60℃，时间1h，产出中浸液70m3(Zn 104g/L，Fe 0.2g/L，Cu0.35g/L，As 0.7g/L，Cl0.2g/L)，将产出的中浸渣加入废电解液及硫酸(28m3废电解液，2m3的硫酸)进行酸性浸出，控制始酸220g/L，终酸80g/L，温度80℃，时间5h，产出酸浸渣2.8t(锌浸出率98.1％，铜浸出率95.2％)。将产出的酸浸液(30m3，Zn75g/L，Fe13g/L，Cu8g/L，As16g/L，Cl0.8g/L)直接进行沉铜脱氯，需加入锌粉(铜含量的22倍)，控制pH 1.4，温度70℃，反应时间3h，产出铜渣0.43t(Cu 55％)，产出沉铜脱氯后液(30m3，Zn 135g/L，Fe 13g/L，Cu 0.04g/L，As16g/L，Cl0.2g/L)送入高压釜进行沉铁除砷，控制温度145℃，压力1.0Mpa，反应时间120min，产出沉铁除砷后液(30m3，Zn 135g/L，Fe 1g/L，Cu 0.04g/L，As 0.04g/L，Cl 0.2g/L)返回中性浸出，产出砷酸铁渣1.6t(Fe 27％，As 24％)，除砷效率99.7％。
此对比例较之实施例减少了预中和工序，即对酸浸液直接采用锌粉沉铜脱氯，由此会大幅增大了沉铜脱氯工序的锌粉耗量。主要的原因是因为酸浸液终酸还有80g/L，减少了预中和工序后，直接进行锌粉沉铜脱氯工序，锌粉会优先与酸浸液中的酸反应，待残酸消耗完方可进行锌粉置换沉铜。
实施例2
将高铁氧化锌6t(Zn 62％，Fe 8％，As 0.5％，Pb10％)及预中和渣1.1t(Zn30％，Fe10％，As0.4％，Pb27％)与低铜白烟尘4t(Zn 10％，Fe 2％，Cu 7％，As 15％，Pb12％)共混合料11.1t(Zn 40.1％，Fe 6.04％，Cu 1.8％，As 6.44％，Pb12.41％)，加入沉铁除砷后液及废电解液进行中性浸出，控制始酸90g/L，终点pH 3.0，温度70℃，时间1.5h，产出中浸液70m3(Zn 108g/L，Fe 0.2g/L，Cu 0.27g/L，As0.9g/L，Cl 0.2g/L)，将产出的中浸渣加入废电解液及硫酸进行酸性浸出，控制始酸230g/L，终酸90g/L，温度90℃，时间5.5h，产出酸浸渣3.0t(锌浸出率98.3％，铜浸出率95.4％)。产出的酸浸液(30m3，Zn77g/L，Fe16g/L，Cu6g/L，As19g/L，Cl0.8g/L)中加入高铁氧化锌3t进行预中和，控制温度80℃，时间50min，终酸3g/L,产出预中和渣(1.1t，Zn30％，Fe10％，As0.4％，Pb27％)返回中性浸出，将产出的预中和后液(30m3，Zn131g/L，Fe20g/L，Cu6g/L，As19g/L，Cl0.8g/L)进行沉铜脱氯，加入锌粉(加入量为Cu含量的3倍)，控制pH 1.2，温度80℃，反应时间3.5h，产出铜渣0.29t(Cu62％)，产出沉铜脱氯后液(30m3，Zn 141g/L，Fe 20g/L，Cu 0.04g/L，As 19g/L，Cl 0.2g/L)送入高压釜进行沉铁除砷，控制温度150℃，压力1.1Mpa，反应时间140min，产出沉铁除砷后液(30m3，Zn 141g/L，Fe 1g/L，Cu 0.04g/L，As 0.05g/L，Cl 0.2g/L)返回中性浸出，产出砷酸铁渣2.28t(Fe 25％，As 25％)，除砷效率99.7％。
以上对本发明所提供的一种铜冶炼烟尘脱砷并回收有价金属的方法进行了详细介绍。文中应用了具体的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整理本发明的方法及核心思想。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)

1.一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法，其特征在于，包括以下步骤：
（1）将氧化锌、铜白烟尘、废电解液混合，进行中性浸出，得到中浸液和中浸渣；
（2）中浸液送后续除铁、净化、电解、熔铸生产电锌；向中浸渣加废电解液及硫酸进行酸性浸出，得到酸浸液和酸浸渣；
（3）向酸浸液加入氧化锌进行预中和，得到预中和渣和预中和后液；酸浸渣外售；
（4）预中和渣返回中性浸出；在预中和后液中加入锌粉，进行沉铜脱氯，得到铜渣和沉铜脱氯后液；
（5）铜渣返铜火法冶炼；将沉铜脱氯后液进行氧压沉铁除砷，得到沉铁除砷后液和砷酸铁渣；沉铁除砷后液返回中性浸出，砷酸铁渣送火法固化处理。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述废电解液来自锌冶炼系统，酸度为160~180g/L H2SO4。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述氧化锌以质量百分比计包括以下主要成分：Zn 45~65%，Fe 5~15%，As 0.05~0.8%，Pb1~15%；优选的，所述铜白烟尘以质量百分比计包括以下主要成分：Cu 1.5~8%，Zn 2~15%，As 4.5~20%，Fe 1~5%，Pb 5~20%。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，控制中性浸出的始酸浓度为80~100g/LH2SO4；优选的，控制中性浸出终点的pH为3.0~4.0；进一步优选的，中性浸出过程中控制温度60~70℃，时间1~2h。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中，所述氧化锌与铜白烟尘的质量比为1:（30%-70%）。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中，酸性浸出过程中控制始酸浓度为220~240g/L H2SO4；优选的，步骤(2)中，酸性浸出过程中控制终酸浓度为80~100g/LH2SO4；进一步优选的，步骤(2)中，酸性浸出过程中控制温度80~90℃，时间5~6h。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（3）中，预中和过程中，酸浸液和氧化锌液固比为8~15 m3/；优选的，步骤（3）中，控制预中和的温度70~80℃，时间40~60min；进一步优选的，步骤（3）中，控制预中和的终酸浓度为3~5g/L。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)中，锌粉的加入量为Cu含量的2~4倍。
9.根据权利要求8任一项所述的方法，其特征在于，步骤(4)中，加入锌粉除铜脱氯的条件为pH 1.0~1.5，温度70~80℃，反应时间3~4h。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(5)中，氧压沉铁除砷过程中控制温度145~155℃，压力1.0~1.2Mpa，反应时间120~160min。
CN202210667814.5A 2022-06-14 2022-06-14 一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法 Active CN114990341B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202210667814.5A CN114990341B (zh) 2022-06-14 2022-06-14 一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202210667814.5A CN114990341B (zh) 2022-06-14 2022-06-14 一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN114990341A true CN114990341A (zh) 2022-09-02
CN114990341B CN114990341B (zh) 2023-09-26

Family

ID=83034429

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202210667814.5A Active CN114990341B (zh) 2022-06-14 2022-06-14 一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN114990341B (zh)

Citations (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4244734A (en) * 1979-07-19 1981-01-13 Hazen Research, Inc. Process for recovering metal values from materials containing arsenic
JP2009161803A (ja) * 2007-12-28 2009-07-23 Dowa Metals & Mining Co Ltd 非鉄製錬煙灰処理方法
WO2011132729A1 (ja) * 2010-04-23 2011-10-27 Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 煙灰からの結晶性ヒ酸鉄原料液の製造方法
JP2013095985A (ja) * 2011-11-02 2013-05-20 Dowa Metals & Mining Co Ltd 非鉄製錬煙灰からのヒ素の回収方法
CN105543489A (zh) * 2015-12-29 2016-05-04 阳谷祥光铜业有限公司 一种铜冶炼烟尘的处理工艺
CN105734300A (zh) * 2014-12-08 2016-07-06 云南云铜锌业股份有限公司 一种从铜烟尘中回收铜、砷固化为臭葱石的方法
CN106544513A (zh) * 2016-11-09 2017-03-29 河南中原黄金冶炼厂有限责任公司 一种火法炼铜白烟尘有价金属回收的方法
CN113549766A (zh) * 2021-07-21 2021-10-26 东北大学 一种铅冶炼烟尘脱砷并回收有价金属的方法
CN113621818A (zh) * 2021-08-29 2021-11-09 中南大学 一种铜冶炼污酸与含砷烟尘协同处理的方法
CN113684368A (zh) * 2021-08-29 2021-11-23 中南大学 一种铜冶炼硫化砷渣与含砷烟尘协同处理的方法
CN114561547A (zh) * 2022-03-14 2022-05-31 昆明理工大学 一种综合回收高锌铜冶炼烟尘中有价金属的方法
CN114592129A (zh) * 2022-03-14 2022-06-07 昆明理工大学 一种综合回收高含铜冶炼烟尘中有价金属的方法

Patent Citations (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4244734A (en) * 1979-07-19 1981-01-13 Hazen Research, Inc. Process for recovering metal values from materials containing arsenic
JP2009161803A (ja) * 2007-12-28 2009-07-23 Dowa Metals & Mining Co Ltd 非鉄製錬煙灰処理方法
WO2011132729A1 (ja) * 2010-04-23 2011-10-27 Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 煙灰からの結晶性ヒ酸鉄原料液の製造方法
JP2013095985A (ja) * 2011-11-02 2013-05-20 Dowa Metals & Mining Co Ltd 非鉄製錬煙灰からのヒ素の回収方法
CN105734300A (zh) * 2014-12-08 2016-07-06 云南云铜锌业股份有限公司 一种从铜烟尘中回收铜、砷固化为臭葱石的方法
CN105543489A (zh) * 2015-12-29 2016-05-04 阳谷祥光铜业有限公司 一种铜冶炼烟尘的处理工艺
CN106544513A (zh) * 2016-11-09 2017-03-29 河南中原黄金冶炼厂有限责任公司 一种火法炼铜白烟尘有价金属回收的方法
CN113549766A (zh) * 2021-07-21 2021-10-26 东北大学 一种铅冶炼烟尘脱砷并回收有价金属的方法
CN113621818A (zh) * 2021-08-29 2021-11-09 中南大学 一种铜冶炼污酸与含砷烟尘协同处理的方法
CN113684368A (zh) * 2021-08-29 2021-11-23 中南大学 一种铜冶炼硫化砷渣与含砷烟尘协同处理的方法
CN114561547A (zh) * 2022-03-14 2022-05-31 昆明理工大学 一种综合回收高锌铜冶炼烟尘中有价金属的方法
CN114592129A (zh) * 2022-03-14 2022-06-07 昆明理工大学 一种综合回收高含铜冶炼烟尘中有价金属的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN114990341B (zh) 2023-09-26

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CA2632923C (en) Method for recovering rare metals in a zinc leaching process
CN115044778B (zh) 一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法
CN109706319A (zh) 从电镀污泥中低成本回收金属并生产精制硫酸镍的方法
KR100866824B1 (ko) 전해 침전 구리의 처리 방법
CN106119560B (zh) 一种锌钴分离方法
JP2007530778A (ja) 酸化金属材料からの金属の回収
US4162294A (en) Process for working up nonferrous metal hydroxide sludge waste
JP6336469B2 (ja) スカンジウム高含有のスカンジウム含有固体材料の生産方法
CN104928469A (zh) 菱锰矿硫酸浸出过程中除镁的方法
WO2016157629A1 (ja) ニッケル及びコバルトの混合硫化物の製造方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
CN112410555B (zh) 一种湿法炼锌酸性浸出渣浮选银精矿的综合回收方法
CN105274352B (zh) 一种从碳酸铜锰钴钙锌混合物中分离铜钴锰的方法
CN113088710A (zh) 一种铜锗置换渣中铜锗分离的方法
CN109971962B (zh) 一种铜冶炼铅滤饼中铜、汞、硒、铅和金银的处理工艺
CN113088698B (zh) 一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法
JP4511519B2 (ja) 向流リーチングによる亜鉛回収方法
JPS62188791A (ja) Ｎｉ，Ｃｏ，Ｚｎ，Ｃｕ，Ｍｎ及びＣｒの電解採取方法
CN111876612A (zh) 一种含锌含铁酸性溶液的处理方法
CN114990341B (zh) 一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法
WO2011120093A1 (en) Recovering metals from pickle liquor
RU2744291C1 (ru) Способ выделения оксида меди (I) Cu2O из многокомпонентных сульфатных растворов тяжелых цветных металлов
CN114990351B (zh) 一种锌精矿与铜白烟尘协同处理的方法
US1533741A (en) Metallurgical process
US1370646A (en) Treatment of leach liquor
RU2674538C1 (ru) Способ переработки сульфатных никельсодержащих растворов

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant