专利名称：湿法炼锌流程提取铜工艺的制作方法
技术领域：
本发明涉及有色金属冶炼技术领域，尤其是涉及一种从湿法炼锌流程回收铜的工艺。
背景技术：
目前，处理氧化锌精矿的湿法流程由酸性浸出、中和除铁、净化、电解等工艺构成；
处理硫化锌精矿的湿法流程由二段氧压浸出、中和除铁、净化、电解工艺构成。 一般情况下， 上述两种工艺流程中的铜绝大部份在浸出过程中进入浸出溶液，而在中和除铁过程中又大
部份水解进入中和除铁后的铁钡渣中，造成铜的不可回收损失，损失率70 80%。中和除 铁后液中残存的铜离子则在净化时用锌粉置换成为金属，从溶液中析出到净化渣中，再将 含铜品位较低的净化渣进行富集化渣处理以得到品位较高并具有商品价值的铜渣原料和 海绵镉。
发明内容
本发明的目的在于提供一种湿法炼锌流程提取铜工艺，它在处理氧化锌精矿或硫 化锌精矿的湿法流程中，处理氧化锌精矿的湿法流程包括酸性浸出、中和除铁、净化和电解 等步骤；处理硫化锌精矿的湿法流程包括二段氧压浸出、中和除铁、净化、电解等步骤，在中 和除铁步骤前增设预中和及提取铜两个步骤，控制预中和的技术条件，使铜离子保留在预 中和液中，再通过锌粉置换法将80%的铜离子沉降到铜精矿中；通过现有的中和除铁、净 化和电解步骤提取铜后液中的20%铜离子，进一步富集回收。 本发明提出的提取铜工艺，在常规的净化及中和除铁步骤前就将浸出液中80%的 铜离子提取出来；经过两段回收，铜的回收率可达80%以上。 本发明可用于处理原料含铜品位^ 0. 5%或浸出液含铜> 500mg/L的湿法炼锌企 业，该工艺可强化湿法炼锌企业综合回收能力，提高副产品铜回收的经济效益。
本发明各工艺步骤主要原理及技术条件如下 (1) 二段氧压浸出该步骤在加压、通氧和加温条件下，直接对硫化锌精矿进行选 择性浸出，硫化锌与氧、废电解液和硫酸反应生成硫酸盐，元素硫和水，硫化铜亦同样被浸 出。反应式如下 ZnS+H2S04+l/202 — ZnS04+H20+S
CuS+H2S04+l/202 — CuS04+H20+S铁以nZnS.mFeS形态存在，在氧压浸出过程中被选择性浸出，反应式如下 FeS+H2S04+l/202 — FeS04+H20+S 2FeS04+H2S04+l/202 — Fe2 (S04) 3+H20 ZnS+Fe2 (S04) 3 — ZnS04+2FeS04+S 当浸出酸度降致3g/L时，铁生成铁矾进入渣中。 氧压浸出技术条件
液固比5 7 : l，时间60 90min，温度140 150°C，
氧分压0. 7 1. 5Mpa，氧气纯度99. 6%，
二段浸出液含酸 30g/L，含铁8 10g/L ; —段浸出液含酸3 5g/L，含铁2 3g/L，含锌120 160g/L，含铜500 2000mg/L。 (2)酸性浸出 氧化锌精矿中的ZnO、 CuO、 FeO与废电解液和硫酸进行化学反应，生成含锌、铜、铁 等物的硫酸盐水溶液。反应式如下
ZnO+H2S04 — ZnS04+H20
CuO+H2S04 — CuS04+H20
FeO+H2S04 — FeS04+H20 Fe203在高酸时部份溶解Fe203+3H2S04 — Fe2 (S04) 3+3H20
技术条件 温度70 80。C，液固比5 7 : l，始酸120 150g/L，
终酸0. 5 5. Og/L，时间40 60min/罐。
(3)预中和 在浸出液中加入中和剂石灰乳(Ca(OH)2)提高溶液的pH值，并精确的控制在 pH4. 0 4. 5 ;依据各种金属盐类水解pH值，当三价铁浓度为2. Og/L时，开始水解pH为 1. 7，此时三价铁离子水解生成氢氧化铁沉淀，铜离子浓度为0. 5g/L时，开始水解的pH为 5. 0 ;因而90%或更高的铜离子保留在溶液中进入下一步的提取铜工艺。反应式如下
H2S04+Ca (OH) 2 — CaS04 I +2H20
Fe2 (S04) 3+6H20 — Fe (OH) 3 I +3H2S04
技术条件始酸0. 5 7. Og/L，终酸pH4. 0 4. 5，时间:15 30min/罐，温度60 70°C， 压滤液固含量《1. Omg/L，后液含三价铁《100mg/L，后液含铜500 2000mg/L
(4)提取铜 预中和液经过滤使液渣分离，确保过滤液清亮，并分析和计算溶液含铜量。此过
滤液用锌粉置换法提取铜，锌粉加入量按质量计为提铜前液铜金属量的80%。置换反应能
够进行的原理是基于各种金属的标准电极电位不同，即标准电极电位较低的金属能从溶
液中置换出标准电极电位较高的金属。温度25t:时，锌、镉、铜，的标准电极电位为-0. 762
伏、-0. 407伏、+0. 345伏。鉴于此原理，锌可置换镉、铜。
反应式如下 CuS04+Zn — ZnS04+Cu I① CdS04+Zn — ZnS04+Cd I② CuS04+Cd — CdS04+Cu I③ 锌粉加入量仅为溶液铜金属量的80%，而锌与铜的标准电极电位差更大，因而过 程中只进行①反应式，②③反应式几乎不进行，这样镉全部留在溶液中，锌粉中的锌全部进 入溶液中，保证了置换后铜渣的品位。 提取铜过程中使用的锌粉可全部进入溶液，成为液锌，在电解时析出变成锌片，因此在效益计算中置换用锌粉成本可不予计算。
技术条件始酸pH4. 0 4. 5，终酸pH5. 2 5. 4，时间:10 20min/罐，
温度60 65t:，锌粉加入量提铜前溶液中铜金属量的80%，
铜精矿含铜30 60%，后液含铜100 200mg/L。
(5)中和除铁 经除去三价铁和大部份铜离子的提铜后液进行升温，通空气或纯氧，再次加石灰 乳进行中和除两价铁。其原理为PH5. 2 5. 4的条件下，利用空气中的氧或纯氧将溶液中 的两价铁氧化成针铁矿沉淀。反应式如下
2FeS04+l/202+3H20 — 2FeOOH I +2H2S04
H2S04+Ca (OH) 2 — CaS04 I +2H20 另有部份两价铁及亚砷酸、亚锑酸氧化成高价，三价铁水解生成荷正电的胶体，吸 附高价砷、锑、锗离解生成的络阴离子共沉淀进入渣相而被分离除去。反应式如下
氧化2FeS04+l/202+H2S04 — Fe2 (S04) 3+H20
HAs02+l/202+H20 — H3As04
Hsb02+l/202+H20 — H3Sb04
水解和离解 Fe2 (S04) 3+6H20 — 2Fe (OH) 3 I +3H2S04 Fe2 (S04) 3 — 2Fe3++3 (S04)2— H3As04 — 3H++As043— H3Sb04 — 3H++Sb043— H2Ge03 — 2H++Ge032— 吸附共沉 Fe (OH) 3吸附Fe3+ — Fe (OH) 3 Fe3+
xFe (OH) 3 yH20 ZFe3+ As043— I
xFe (OH) 3 yH20 ZFe3+ Sb043— I
xFe (OH) 3 yH20 ZFe3+ Ge032— I
技术条件 终酸pH5. 2 5. 4，温度70 80°C，时间1 4h/罐， 除铁后液含铁《10mg/L，砷《0. 2mg/L，锑《0. 2mg/L，锗《0. lmg/L。经中和除铁 后的溶液再到净化步骤除去全部的镉及残存的铜、锗、钴、镍等杂质，得到纯净的新液送去 电解以生产金属锌片。 净化步骤产出的净化渣再用传统工艺进行第二次富集得到商品价值的铜渣，同时 产出海绵镉。经此两次回收，铜的回收率便可达到80%以上。
图1是本发明的工艺流程图。
下面结合工艺流程图对本发明进一步说明
具体实施例方式
实施例1 : 云南澜沧铅矿有限公司锌冶炼厂采用二段氧压浸出流程，用本发明实施提取铜工 艺情况如下 (1) 二段氧压浸出 加压釜中温度140 15(TC，氧分压0. 8 1. 4MPa，液固比5 7 : 1，时间60 90min ; 一段浸出液成份Znl53. 84g/L， H+6. 18g/L， E Fe4. 59g/L， Fe2+3. 45g/L， Cul628. 79mg/L， Cdll24. 6mg/L， As824.47mg/L， Sb21. 09mg/L， GeO. 66mg/L， Co7. 24mg/L， Ni3.27mg/L。
(2)预中和 始酸6. 18g/L，温度60 65°C ，终酸pH4. 2 4. 4，时间20min/罐，中和剂用石灰 乳。 预中和后液Znl48. 72g/L， E Fe3. 35g/L， Fe2+3. llg/L， Cul570. 62mg/L，压滤速度 7. 5L/m2 min，压滤液固含量0. 8mg/L，铜离子保留率96. 43%。
(3)提取铜 温度60 65 °C，时间15min/罐，提铜前液Znl51. 28g/L， E Fe3. 37g/L， Fe2+3. 24g/L， Cul633. 66mg/L， CdlOlO. 64mg/L。 锌粉加入量为提铜前液铜金属量的80 % ，前液体积42m3 ，前液铜金属量 42m3 X 1633. 66g/m3 = 68. 6kg。 锌粉纯度83%，锌粉加入量(68.6 + 83% ) X80%= 66. 12kg。提铜后液Znl62. 17g/L， E Fe3. 47g/L， Cul04. 76mg/L， Cd980. 88mg/L。铜提取率(1633. 66-104. 76) /1633. 66 X 100 % = 93. 59 % ，铜精矿品位为
57. 08%。 (4)中和除铁 温度72 75"，终酸pH5. 2 5. 4，时间2. 5h/罐，中和剂用石灰乳。 除铁后液Znl58. 06g/L， E Fe6. 6m g/L， Cu88. 04mg/L， Cd966. 08mg/L， AsO. 07mg/
L， Sbl. 07mg/L， GeO. 054mg/L。 经中和除铁后的溶液再到净化和电解步骤用传统工艺生产金属锌片。
实施例2 : 同为二段氧压浸出流程，用本发明实施提取铜工艺，参数如下
浸出的条件同实施例1中的(1); 一段浸出液成份:Zn跳82g/L， H+4. 82g/L， E Fe2. 88g/L， Fe2+1. 62g/L， Cul927. 2mg/L， Cdl620. 6mg/L， As726. 24mg/L， Sbl8. 06mg/L， GeO. 81mg/L， Co5. 74mg/L， Nil.57mg/L。
(2)预中和 始酸4. 82g/L，温度60 65。C，终酸pH4. 2 4. 4，时间18min/罐，中和剂用石灰 乳。 预中和后液Znl54. 61g/L， E Fel. 8g/L， Fe2+1. 58g/L， Cul680. 48mg/L，Cdl544. 2mg/L，压滤速度8. 0L/m2 .min，压滤液固含量1. Omg/L，铜离子保留率87. 20%。
(3)提取铜 温度60 65t:，时间15min/罐，锌粉加入量为提铜前液铜金属量的80X，压滤 速度10. 4L/min，提铜前液:Znl54. 61g/L， E Fel. 80g/L， Fe2+1. 58g/L， Cul680. 48mg/L， Cdl544. 2mg/L。 前液体积42m3，前液铜金属量42m3 X 1680. 48g/m3 = 70. 58kg。锌粉纯度83%，锌粉加入量:(70. 58 + 83% ) X80%= 68. 03kg。提铜后液Znl61. 88g/L， E Fel. 8g/L， Cul62. 46mg/L， Cdl481. 2mg/L。铜提取率(1680. 48-162. 46)/1680. 48X100 % = 90. 33 %，铜精矿品位为
54. 87%。
(4)中和除铁 温度70 75°C，终酸pH5. 2 5. 4，时间1. 8h/罐，中和剂用石灰乳。 除铁后液Znl55. 66g/L， E Fe4. 2mg/L， Cu60. 4mg/L， Cdl366. 2mg/L， AsO. 045mg/L，
Sb2. 02mg/L， GeO. 062mg/L。 经中和除铁后的溶液后续处理同实施例1。
权利要求
一种湿法炼锌流程提取铜工艺，处理氧化锌精矿的湿法流程包括酸性浸出、中和除铁、净化和电解步骤；处理硫化锌精矿的湿法流程包括二段氧压浸出、中和除铁、净化、电解步骤，其特征在于在中和除铁步骤前增设预中和及提取铜两个步骤，控制预中和的技术条件，使铜离子保留在预中和液中，再通过锌粉置换法将80％的铜离子沉降到铜精矿中；通过现有的中和除铁、净化和电解步骤提取铜后液中的20％铜离子，进一步富集回收。
2. 根据权利要求1所述的提取铜工艺，其特征在于所说的预中和步骤技术条件为 始酸0. 5 7. 0g/L，终酸pH4. 0 4. 5，时间15 30min/罐，温度60 70。C，压滤液固含量《1. Omg/L，后液含三价铁《100mg/L，后液含铜500 2000mg/L。
3. 根据权利要求1所述的提取铜工艺，其特征在于所说的提取铜步骤技术条件为 始酸pH4. 0 4. 5，终酸pH5. 2 5. 4，时间10 20min/罐，温度60 65。C，锌粉加入量按质量计为提铜前液铜金属量的80%，提铜后液含铜100 200mg/L。
全文摘要
一种湿法炼锌流程提取铜工艺，它在处理氧化锌精矿或硫化锌精矿的湿法流程中，在中和除铁步骤前新增预中和及提取铜两个步骤，准确控制预中和的技术条件，使铜离子保留在预中和液中，再通过锌粉置换法将80％的铜离子沉降到铜精矿中；获得的铜精矿含铜品位30～60％，极具商业价值；置换提取铜后溶液中残存的20％铜离子经中和除铁和净化步骤后将全部进入净化渣中，再用现有方法从净化渣中进一步富集；本发明在常规的净化及中和除铁步骤前就将浸出液中80％的铜离子提取出来；经过两段回收，铜的回收率可达80％以上。
文档编号C22B3/08GK101775502SQ20101914400
公开日2010年7月14日 申请日期2010年2月4日 优先权日2010年2月4日
发明者单祖宇, 姚斯吉, 朱国邦, 朱家华, 蒋绍平, 鲁焘 申请人:云南澜沧铅矿有限公司