專利名稱：一種濕法煉鋅過程提高銅回收率的方法
技術領域：
本發(fā)明涉及金屬冶煉領域，具體涉及一種濕法煉鋅過程提高銅回收率的方法。
背景技術：
上世紀70年代以來，濕法煉鋅技術發(fā)展迅速，對比火法煉鋅，濕法煉鋅具有 勞動條件好、環(huán)保、生產易于連續(xù)化、自動化、大型化、便于綜合回收等優(yōu)點，普遍被 各新建冶煉廠所采用。濕法煉鋅渣中含有大量的有回收價值的金屬，隨著冶煉技術的發(fā) 展，循環(huán)經濟、環(huán)保的要求和經濟利益的驅動，各冶煉企業(yè)都將綜合回收工作提到了重 要的地位，加大了綜合回收的力度。在濕法煉鋅的過程中可以同時對有回收價值的金屬進行回收，銅是其中一種經 ?；厥盏挠袃r金屬。一般采取焙燒一浸出工藝進行濕法煉鋅，焙燒時鋅精礦中的銅會 形成氧化銅等化合物，在后續(xù)的浸出過程中銅氧化物與硫酸反應生成硫酸銅溶入浸出液 中，然后利用鋅粉將浸出液中的銅置換出來進行回收，由于在浸出過程中pH控制較高， 以及有還原氣氛存在，銅容易沉入浸出渣中，回收率較低約40%。

發(fā)明內容
本發(fā)明解決的問題在于提供一種濕法煉鋅過程提高銅回收率的方法，在煉鋅過 程中銅的浸出率和回收率提高。為了解決上述技術問題，本發(fā)明的技術方案為一種濕法煉鋅過程提高銅回收率的方法，包括以下步驟a)將鋅精礦在硫酸溶液、氧氣氣氛中進行氧化浸出；b)將氧化浸出產生的浸出液進行還原，然后將還原液進行預中和，生成的沉渣 返回進行氧化浸出；c)預中和后得到的上清液進行沉鐵；d)向沉鐵后的上清液中加入ZnO焙砂和硫酸溶液進行中性浸出，將得到的沉渣 返回到預中和；e)向上步得到的上清液中加入鋅粉置換回收其中的Cu。作為優(yōu)選，所述a)中鋅精礦在進行氧化浸出前，先磨至顆粒度D90 < 45 μ。作為優(yōu)選，所述a)中鋅精礦與硫酸溶液的混合液中硫酸的濃度為90g/L IlOg/ L，鋅精礦的量為70g/L 150g/L。作為優(yōu)選，所述氧氣的純度為體積百分數(shù)大于80%。作為優(yōu)選，所述氧氣的量為110Nm3/t鋅精礦 130Nm3/t鋅精礦。作為優(yōu)選，所述氧化浸出時的浸出溫度為95 °C 102°C，浸出時間為24h 30h。作為優(yōu)選，所述b)中進行還原時，浸出液中硫酸的濃度為10g/L 30g/L，浸 出溫度為60°C 100°C，浸出時間為2h 4h。
作為優(yōu)選，所述b)中預中和時，還原液中硫酸的濃度為10g/L 30g/L，預中 和時間為2h 3h。作為優(yōu)選，所述c)中沉鐵時溶液的pH為3.0 4.0。本發(fā)明提供的濕法煉鋅過程提高銅回收率的方法，在煉鋅的同時對銅進行回 收，當在酸性及氧化條件下對鋅精礦進行浸出時，鋅精礦中的銅硫化物及銅鐵硫化合物 能夠直接浸出溶解，銅進入溶液中形成硫酸銅，銅的浸出率較高，尤其是高溫、高酸、 強氧化氣氛中銅浸出率能達90%左右；另外通過控制沉鐵過程pH值，使浸出液中的銅不 隨著鐵一起沉淀；將預中和、中性浸出等過程產生的含銅高的沉渣返回氧化浸出工序， 提高銅的回收率，銅回收率可達到80%;且工藝操作程序簡單，不增加廢渣、廢氣、廢 水排放，無環(huán)境污染。


圖1為本發(fā)明一種具體實施方式
所提供的濕法煉鋅工藝的流程圖。
具體實施例方式為了進一步了解本發(fā)明，下面結合實施例對本發(fā)明優(yōu)選實施方案進行描述，但 是應當理解，這些描述只是為進一步說明本發(fā)明的特征和優(yōu)點，而不是對本發(fā)明權利要 求的限制。請參考圖1，圖1為本發(fā)明一種具體實施方式
所提供的濕法煉鋅工藝的流程圖。 本發(fā)明提供的濕法煉鋅的方法，包括以下步驟a)首先將鋅精礦在硫酸溶液、氧氣氣氛中進行氧化浸出，鋅精礦中的銅主要以 CuS或CuFeS2形態(tài)存在，利用硫酸溶液進行氧化浸出時，除了鋅溶解進入溶液中，銅也 進入溶液形成硫酸銅，后續(xù)的工序預中和、中性浸出產生的渣銅主要以氫氧化銅或氧化 亞銅的形式存在，渣銅隨底流回流至氧化浸出工藝時，氫氧化銅和氧化亞銅中的銅均會 進入硫酸溶液形成硫酸銅，具體的化學反應如下Fe2 (SO4) 3+CuS = 2FeS04+CuS04+S ICu(0H)2+H2S04 = CUS04+2H20優(yōu)選的，鋅精礦在進行氧化浸出前先球磨至顆粒度D90< 45 μ，以便提高鋅精 礦中銅的浸出率。鋅精礦與硫酸溶液的混合液中硫酸的濃度優(yōu)選為90g/L 110g/L， 可以利用電積工序產生的含酸廢液作為浸出用的硫酸溶液，既降低成本，又減少廢液的 排放，鋅精礦的量為70g/L 150g/L;優(yōu)選氧氣的純度為體積百分數(shù)大于80%，氧氣的 量為110Nm3/t鋅精礦 130Nm3/t鋅精礦；優(yōu)選浸出溫度為95°C 102°C，浸出時間為 24h 30h。在這樣的高溫高酸強氧化氣氛下，銅的浸出率更高，能達到90%左右，部分 未浸出的銅主要以黃銅礦形式存在。b)氧化浸出產生的浸出液進入后期處理，浸出液先與鋅精礦混合加入還原劑進 行還原，使溶解進入溶液，并將高價鐵離子Fe3+還原成低價鐵離子Fe2+。作為優(yōu)選，還 原工藝條件為浸出液中硫酸的濃度為10g/L 30g/L，浸出溫度為60°C 100°C，浸出 時間為2h 4h。還原后生成的還原液進行預中和，還原、預中和工序都是濕法煉鋅工藝 中必要的步驟，預中和將酸度較高的溶液進行中和，然后送入濃密機中進行濃密，產生的底流回流重新參與氧化浸出，同時注意控制氧化浸出時硫酸溶液的酸度，防止被回流 的底流沖淡，上清液則進入沉鐵工序。作為優(yōu)選，預中和的工藝條件是還原液中硫酸 的濃度為10g/L 30g/L，預中和時間為2h 3h。c)預中和后得到的上清液進行針鐵礦沉鐵，除去上清液中的鐵，由于在沉鐵過 程中銅易生成氫氧化銅沉淀沉出，這直接影響銅的回收率，因此沉鐵時優(yōu)選溶液的pH為 3.0 4.0。沉鐵后的溶液送入濃密機中進行濃密，底流含有沉鐵渣，部分作為晶種返回 重新進行沉鐵，剩余外排，上清液則進入中性浸出工序。d)向上清液中加入ZnO焙砂和硫酸溶液進行中性浸出，大部分ZnO溶解進入浸 出液中。浸出后的溶液送入濃密機進行濃密，含有中性浸出渣的底流返回重新進行預中 和，上清液中含有浸出的鋅和硫酸銅，向其中加入鋅即可將銅置換出對銅進行回收，然 后上清液進行電積即可以得到金屬鋅，熔鑄成錠。中性浸出的底流中會殘留一部分未浸 出的銅，回流進行預中和后，預中和的底流再回流至氧化浸出，因此中性浸出后殘留的 銅會和新加入的鋅精礦一起進行氧化浸出，提高了銅的浸出率，減少了廢渣的排放。實施例1 a)采用電鍍廢液對鋅精礦進行氧化浸出。鋅精礦的重量百分比含量為Zn50%，S32%, Fel0%, Cu2.8%。廢液的化學成分為H2S04210g/L，Zn2+58g/L, Mn2+6g/L,當與預中和的回流 底流混合后，H2SO4濃度控制在100g/L，鋅精礦的量為70g/L。浸出溫度為95°C 102°C，通入120Nm3/t鋅精礦、體積百分數(shù)為98%的氧氣， 浸出時間為30h。得到的浸出液的成分為Zn2+133g/L，H2S0424g/L,Cu2+1.8g/L, Fe3+10.3g/ L, Fe2+4.2g/L。b)對浸出液進行還原處理，浸出溫度為80°C，浸出時間為4h。預中和時溶 液中含H2S0424g/L，時間2.5h，終點pH值2.3。預中和后得到的溶液的化學成分為 Zn2+148g/L，Cu2+1.8g/L，F(xiàn)e3+0.68g/L，F(xiàn)e2+13.5g/L，pH2.3。c)對預中和后的上清液進行沉鐵，pH控制為3.0 4.0。沉鐵后溶液的化學成 分為 Zn2+137g/L，Cu2+1.6g/L, Fe3+0.2g/L, Fe2+0.34g/L, pH3.2。沉鐵渣的重量百分比 含量為Fe32%，Pb2.3%, Znll%, CuO.9%, F0.06%。d)進行中性浸出，加入的ZnO焙砂的重量百分比含量為Zn55%，F(xiàn)e2.4%, Pbll% ；加入的電鍍廢液的化學成分為H2S04210g/L，Zn2+58g/L, Mn2+6g/L,當與沉 鐵后的上清液混合后，混合液中硫酸的濃度控制為100g/L。中性浸出后溶液的化學成分 為Zn2+156g/L，Cu2+1.57g/L，F(xiàn)e0.02g/L, pH4.7。溶液經濃密后，上清液進行銅的回 收，然后進行電積即可以得到鋅，底流回流至預中和，底流中的中性浸出渣的重量百分 比含量為Zn22%，F(xiàn)el9%, CuO.6%, S6.5%。在整個工藝過程中銅的浸出率大于90%，回收率在80%左右。實施例2:a)采用電鍍廢液對鋅精礦進行氧化浸出。鋅精礦的重量百分比含量為Zn41%，S32%, Fe8%, Cul.2%。廢液的化學成分為H2S04210g/L，Zn2+58g/L, Mn2+6g/L,當與預中和的回流底流混合后，H2SO4濃度控制在90g/L，鋅精礦的量為120g/L。浸出溫度為95°C 102°C，通入110Nm3/t鋅精礦、體積百分數(shù)為98%的氧氣， 浸出時間為28h。得到的浸出液的成分為Zn2+130g/L，H2S0418g/L,Cu2+1.3g/L, Fe3+Ilg/L, Fe2+5.1g/L。b)對浸出液進行還原處理，浸出溫度為90°C，浸出時間為3.5h。預中和時溶 液中含H2S0418g/L，時間3h，終點pH值2.5。預中和后得到的溶液的化學成分為 Zn+142g/L, Cu2+1.3g/L，F(xiàn)e3+0.8g/L, Fe2+15g/L, pH2.5。c)對預中和后的上清液進行沉鐵，pH控制為3.0 4.0。沉鐵后溶液的化學成 分為 Zn2+135g/L，Cu+1.2g/L, Fe3+0.4g/L, Fe2+0.32g/L, pH3.5。沉鐵渣的重量百分比 含量為Fe37%，Pbl.9%, Znl3%, CuO.8%, F0.08%。d)進行中性浸出，加入的ZnO焙砂的重量百分比含量為Zn52%，F(xiàn)el.9%, Pb9%；加入的電鍍廢液的化學成分為H2S04210g/L，Zn2+58g/L, Mn2+6g/L,當與沉鐵 后的上清液混合后，混合液中硫酸的濃度控制為90g/L。中性浸出后溶液的化學成分為 Zn2+146g/L，Cu2+1.14g/L，F(xiàn)e0.02g/L, pH5.0。溶液經濃密后，上清液進行銅的回收， 然后進行電積即可以得到鋅，底流回流至預中和，底流中的中性浸出渣的重量百分比含 量為Zn24%，F(xiàn)e20%, CuO.5%, S7%。在整個工藝過程中銅的浸出率大于90%，回收率在80%左右。以上對本發(fā)明所提供的濕法煉鋅過程提高銅回收率的方法進行了詳細介紹。本 文中應用了具體個例對本發(fā)明的原理及實施方式進行了闡述，以上實施例的說明只是用 于幫助理解本發(fā)明的方法及其核心思想。應當指出，對于本技術領域的普通技術人員來 說，在不脫離本發(fā)明原理的前提下，還可以對本發(fā)明進行若干改進和修飾，這些改進和 修飾也落入本發(fā)明權利要求的保護范圍內。
權利要求
1.一種濕法煉鋅過程提高銅回收率的方法，其特征在于，包括以下步驟a)將鋅精礦在硫酸溶液、氧氣氣氛中進行氧化浸出；b)將氧化浸出產生的浸出液進行還原，然后將還原液進行預中和，生成的沉渣返回 進行氧化浸出；c)預中和后得到的上清液進行沉鐵；d)向沉鐵后的上清液中加入ZnO焙砂和硫酸溶液進行中性浸出，將得到的沉渣返回 到預中和；e)向上步得到的上清液中加入鋅粉置換回收其中的Cu。
2.根據(jù)權利要求1所述的方法，其特征在于，所述a)中鋅精礦在進行氧化浸出前， 先磨至顆粒度D90 < 45 μ。
3.根據(jù)權利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述a)中鋅精礦與硫酸溶液的混 合液中硫酸的濃度為90g/L 110g/L，鋅精礦的量為70g/L 150g/L。
4.根據(jù)權利要求3所述的方法，其特征在于，所述氧氣的純度為體積百分數(shù)大于 80%。
5.根據(jù)權利要求4所述的方法，其特征在于，所述氧氣的量為110Nm3/t鋅精礦 130Nm3/t鋅精礦。
6.根據(jù)權利要求4所述的方法，其特征在于，所述氧化浸出時的浸出溫度為95°C 102°C,浸出時間為24h 30h。
7.根據(jù)權利要求1所述的方法，其特征在于，所述b)中進行還原時，浸出液中硫酸 的濃度為10g/L 30g/L，浸出溫度為60V 100°C，浸出時間為2h 4h。
8.根據(jù)權利要求1所述的方法，其特征在于，所述b)中預中和時，還原液中硫酸的 濃度為10g/L 30g/L，預中和時間為2h 3h。
9.根據(jù)權利要求1所述的方法，其特征在于，所述C)中沉鐵時溶液的pH為3.0 4.0。
全文摘要
本發(fā)明提供了一種濕法煉鋅過程提高銅回收率的方法，包括以下步驟a)將鋅精礦在硫酸溶液中氧化浸出；b)將產生的浸出液還原，將還原液預中和，生成的沉渣返回氧化浸出；c)預中和得到的上清液進行沉鐵；d)向沉鐵后的上清液中加入ZnO焙砂和硫酸溶液進行中性浸出，得到的沉渣返回到預中和；e)向上清液中加入鋅粉置換回收Cu。本發(fā)明的方法在煉鋅的同時對銅進行回收，使鋅精礦中的銅進入溶液中形成硫酸銅，浸出率達90％左右；通過控制沉鐵過程pH值，使溶解的銅不隨著鐵一起沉淀；將預中和、中性浸出等過程產生的含銅高的沉渣返回氧化浸出工序，銅回收率可達到80％；工藝操作程序簡單，不增加廢渣、廢氣、廢水排放，無環(huán)境污染。
文檔編號C22B15/00GK102010995SQ20101061327
公開日2011年4月13日 申請日期2010年12月29日 優(yōu)先權日2010年12月29日
發(fā)明者劉志祥, 周正華, 孫天友, 彭小明, 袁建明, 陳敬陽, 陳陽 申請人:株洲冶煉集團股份有限公司