高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿协同浸出-除铜砷方法技术

本发明专利技术属于锌的湿法冶金领域，特别是涉及一种高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿协同浸出—除铜砷方法。本方法步骤为：将含高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿混合，与锌电积废液和部分浓硫酸配制的含硫酸溶液调浆进行协同浸出，协同浸出的除铜砷前液中加入反应计量的工业铁粉，并根据需要补充适量的硫酸铜，反应结束后，将反应矿浆经液固分离得到砷化亚铜沉淀物和除铜砷后液，砷化亚铜沉淀物作为提铜原料，除铜砷后液返回湿法炼锌工序进一步回收其中的有价金属。本发明专利技术的方法清洁、高效，可实现铜的高效浸出和Fe3+的高效还原，溶液处理量小，全面提高了湿法炼锌过程有价金属的综合回收率，简化了冶炼流程。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术属于锌的湿法冶金领域，特别是涉及一种高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿协同浸出—除铜砷方法。
技术介绍
在现有湿法冶金技术中，含铜酸性溶液中铜的富集方法主要为溶剂萃取法和金属置换法。溶剂萃取法主要应用于湿法炼铜过程产生高铜离子浓度溶液中铜的富集过程。在湿法炼锌过程中由于锌精矿含铜低，浸出液中铜浓度也随之较低，此时采用溶剂萃取法时生产过程溶液处理量大，过程难于控制，而锌粉、铁粉或铝粉等金属粉末作为还原剂可有效将溶液中的铜置换出来以海绵铜渣形态产出，海绵铜可作为回收铜的原料。湿法炼锌过程中锌精矿中约35%的铜进入中性浸出液，采用锌粉置换后99%以上铜富集于铜镉渣中，成为回收铜镉的原料。而进入中性浸出渣中的铜在采用传统湿法炼锌工艺时难以有效回收，造成铜资源的损失和浪费。
技术实现思路
本专利技术的目的是克服现有湿法炼锌过程有价金属铜综合回收与利用方面的不足之处，提供一种清洁、高效的高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿协同浸出—除铜砷方法，该方法可浸出和富集锌冶炼过程的铜并除去杂质砷。实现本专利技术所述目的采取的步骤是：将含锌15~35%、铁20~40%、铜0.15~2.5%、砷0.3~0.6%的高铁锌焙砂中浸渣与含锌35~46%、铁16~25%、铜0.1~1.5%、砷0.2~0.4%的高铁硫化锌精矿按质量比1:0.15~0.35混合，与锌电积废液和部分浓硫酸配制的含硫酸180~220g/L的溶液调浆，控制浸出液固比6~8mL/g，温度85℃~95℃，搅拌条件下协同浸出2~4小时，产出的浸出液即为除铜砷前液；向除铜砷前液中加入反应计量的工业铁粉和硫酸铜，并在50~90℃下搅拌反应20~40分钟；反应结束后，将反应矿浆经液固分离得到砷化亚铜沉淀物和除铜砷后液，砷化亚铜沉淀物作为提铜原料，除铜砷后液返回湿法炼锌工序进一步回收其中的有价金属。浸出所得的除铜砷前液中应含Cu2+0.5~3.5g/L、Fe20~40g/L、Fe3+1.5~6g/L、As3+0.2~0.6g/L。除铜砷前液中加入的工业铁粉量为液中Cu2+和Fe3+理论量之和的1~1.5倍，硫酸铜的用量依据是维持液中Cu2+和As3+摩尔理论量之比为3:1。所述的除铜砷前液的初始pH应调整为为0.2~0.8。除铜砷后液中应达到铜离子浓度小于3mg/L，砷离子浓度小于1mg/L。本专利技术的有益效果是：在高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿协同浸出过程中实现了铜的高效浸出和Fe3+的高效还原，采用铁粉置换可将溶液中99%以上的铜和砷富集于砷化铜沉淀中，克服了萃取低铜离子浓度溶液时溶液处理量大，过程体积难于平衡等问题，同时将溶液中的有害杂质砷进行固化除去，全面提高了湿法炼锌过程有价金属的综合回收率，简化了冶炼流程。具体实施例实施例一：1.原料化学成分及各成分重量百分比。取自某湿法炼锌企业的高铁锌焙砂中浸渣的化学成分如下：锌36%、铁37%、铜0.93%、砷0.75%；取自某湿法炼锌企业的高铁硫化锌精矿的化学成分如下：锌45.8%、铁18.9%、铜0.58%、砷0.41%；2、高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿协同浸出。（1）将高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿按质量比1: 0.25混合，用180g/L的硫酸溶液调浆，浸出液固比8mL/g；（2）过程控制：温度90℃，搅拌转速500转/分钟，反应时间4小时。锌的浸出率为98.5%，铜的浸出率为95.6%，除铜砷前液中Cu2+1.26g/ L，Fe3+浓度为2.8 g/L，As3+浓度为0.58 g/L，溶液pH值0.76。3、除铜砷前液中铜砷的沉淀富集。在除铜砷前液中加入理论量1倍的工业铁粉，加入少量硫酸铜，维持液中Cu2+和As3+摩尔理论量之比为3:1，在90℃下搅拌反应20分钟后反应矿浆经液固分离得到砷化铜沉淀和除铜后液。铜的沉淀率为99.5%，除砷率为99.8%。实施例二：1.原料化学成分及各成分重量百分比。取自某湿法炼锌企业的高铁锌焙砂中浸渣的化学成分如下：锌28%、铁31.4%、铜1.2%、砷0.35%；取自某湿法炼锌企业的高铁硫化锌精矿的化学成分如下：锌40%、铁25%、铜0.18%、砷0.23%；2、高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿协同浸出。（1）将高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿按质量比1: 0.35混合，用220g/L的硫酸溶液调浆，浸出液固比6mL/g；（2）过程控制：温度95℃，搅拌转速550转/分钟，反应时间3小时。锌的浸出率为97.9%，铜的浸出率为96.8%，溶液中Cu2+0.62g/ L ，Fe3+浓度为1.66 g/L，As3+浓度为0.25 g/L，溶液pH值0.2。3、除铜砷前液中铜砷的沉淀富集。在除铜前液中加入理论量1.5倍的工业铁粉，加入少量硫酸铜，维持液中Cu2+和As3+摩尔理论量之比为3:1，在70℃下搅拌反应30分钟后反应矿浆经液固分离得到砷化铜沉淀物和除铜砷后液。铜的沉淀率为99.9%，除砷率为99.2%。实施例三：1.原料化学成分及各成分重量百分比。取自某湿法炼锌企业的高铁锌焙砂中浸渣的化学成分如下：锌15%、铁21%、铜2.13%、砷0.65%；取自某湿法炼锌企业的高铁硫化锌精矿的化学成分如下：锌35%、铁18%、铜1.5%、砷0.42%；2、高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿协同浸出。（1）将高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿按质量比1: 0.15混合，用190g/L的硫酸溶液调浆，浸出液固比7mL/g；（2）过程控制：温度85℃，搅拌转速500转/分钟，反应时间2小时。锌的浸出率为98.5%，铜的浸出率为96.9%，除铜砷前液中Cu2+3.16g/ L，Fe3+浓度为3.98 g/L，As3+浓度为0.58 g/L，溶液pH值0.56。3、除铜砷前液中铜砷的沉淀富集。在除铜砷前液中加入理论量1.2倍的工业铁粉，在50℃下搅拌反应40分钟后反应矿浆经液固分离得到砷化铜沉淀和除铜后液。铜的沉淀率为99.7%，除砷率为99.8%。本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿协同浸出—除铜砷方法，其特征是：将含锌15~35%、铁20~40%、铜0.15~2.5%、砷0.3~0.6%的高铁锌焙砂中浸渣与含锌35~46%、铁16~25%、铜0.1~1.5%、砷0.2~0.4%的高铁硫化锌精矿按质量比1:0.15~0.35混合，与锌电积废液和部分浓硫酸配制的含硫酸180~220g/L的溶液调浆，控制浸出液固比6~8mL/g，温度85℃~95℃，搅拌条件下协同浸出2~4小时，产出的浸出液即为除铜砷前液；向除铜砷前液中加入反应计量的工业铁粉和硫酸铜，并在50~90℃下搅拌反应20~40分钟；反应结束后，将反应矿浆经液固分离得到砷化亚铜沉淀物和除铜砷后液，砷化亚铜沉淀物作为提铜原料，除铜砷后液返回湿法炼锌工序进一步回收其中的有价金属。

【技术特征摘要】
1.一种高铁锌焙砂中浸渣与高铁硫化锌精矿协同浸出—除铜砷方法，其特征是：将含锌15~35%、铁20~40%、铜0.15~2.5%、砷0.3~0.6%的高铁锌焙砂中浸渣与含锌35~46%、铁16~25%、铜0.1~1.5%、砷0.2~0.4%的高铁硫化锌精矿按质量比1:0.15~0.35混合，与锌电积废液和部分浓硫酸配制的含硫酸180~220g/L的溶液调浆，控制浸出液固比6~8mL/g，温度85℃~95℃，搅拌条件下协同浸出2~4小时，产出的浸出液即为除铜砷前液；向除铜砷前液中加入反应计量的工业铁粉和硫酸铜，并在50~90℃下搅拌反应20~40分钟；反应结束后，将反应矿浆经液固分离得到砷化亚铜沉淀物和除铜砷后液，砷化亚铜沉淀物作为提铜原料，除铜砷后液返回湿法炼锌工序进一步回收其中的有价金属。
2.根据权利要求1所述的高铁锌焙砂中浸渣与...

【专利技术属性】
技术研发人员：魏昶，朱北平，邓志敢，曹元庆，李存兄，李旻廷，李兴彬，
申请(专利权)人：昆明理工大学科技产业经营管理有限公司，云南华联锌铟股份有限公司，
类型：发明
国别省市：云南;53