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    從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法技術

    技術編號:15399060 閱讀:106 留言:0更新日期:2017-05-22 23:24
    本發明專利技術提供了一種從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法。本發明專利技術采用鋅電解廢液作為氧壓酸浸的浸出劑,所述電解液中的氯離子使得進入溶液中的銀離子形成氯化銀沉淀進入渣中降低了浸出液中銀的殘留,從而提高銀的回收率,同時也保證了含銅、鋅和砷的酸浸液的酸平衡,有利于銅、鋅和鉛、銻、金、銀的充分分離,進而提高了銅、鋅、銻、鉛、金和銀的回收率及其中間產物的純度,繼而極大提高處理這種復雜混合精礦的經濟效益。

    Method for recovering metals from copper, lead and zinc, arsenic and antimony mixed concentrates

    The present invention provides a method for recovering metals from copper, lead and zinc, arsenic and antimony mixed concentrates. The invention adopts zinc leaching agent electrolyte as oxygen pressure acid leaching, into the silver ion in solution form precipitated silver chloride in the slag reduces the residual leaching of silver chloride by the electrolyte in the making, so as to improve the recovery rate of silver, but also to ensure the balance of acid containing copper, zinc and arsenic acid the full immersion, conducive to the separation of copper and zinc and lead, antimony, gold, silver, and then improve the purity of the recovery rate of copper and zinc, antimony, lead, gold and silver and its intermediate products, and greatly improve the treatment of this complex mixed concentrate economic benefits.

    【技術實現步驟摘要】
    從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法
    本專利技術涉及有色金屬礦冶金
    ,尤其涉及從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法。
    技術介紹
    銅鉛鋅砷銻混合精礦是一種通過浮選富集得到的含有多種有價金屬的混合精礦,主要成份以質量百分含量計,為Cu10~20%、Pb10~20%、Zn10~20%、Sb2~10%、As1~3%、Au1~10g/t、Ag1000~4000g/t;其中,物料中銅主要物相成份為黝銅礦和砷黝銅礦,在實際生產中,用選礦方法無法將鉛、銅、鋅、銻進一步有效分離。目前,冶煉行業處理銅鉛鋅砷銻混合精礦的方法主要是直接進銅冶煉系統進行火法煉銅,在煉銅過程中鉛、鋅、銻、砷分散進入煙塵、爐渣和銅锍中,其中,煙塵中除含鉛、鋅外,還含有較高砷和銻,雜質砷和銻的存在導致這種煙塵綜合回收的價值大幅度降低,爐渣中的鋅所占比例高達45%,這部分鋅也無法回收;銅锍中銻的比例高達37%,且這部分銻更難被回收,綜上所述,火法處理銅鉛鋅砷銻混合精礦回收銅的同時使混合礦中的鉛、鋅、銻資源嚴重浪費,進而影響綜合回收的經濟效益,因此,有效分離銅、鉛、鋅和銻,并提高他們的回收率和中間產物的純度是目前需要解決的問題。
    技術實現思路
    有鑒于此,本專利技術所要解決的問題在于提供一種從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法,該方法不僅提高了各金屬中間產物的純度,而且提高了各金屬的回收率。本專利技術提供了一種從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法,包括:1)將銅鉛鋅砷銻混合精礦用鋅電解廢液調漿,得到調漿的混合精礦漿;2)將調漿的混合精礦漿進行氧壓酸浸,得到含銅、鋅和砷的酸浸液與含鉛、金、銀和銻的酸浸渣;3)從所述含銅、鋅和砷的酸浸液中回收銅和鋅。優選的,所述鋅電解廢液與所述銅鉛鋅砷銻混合精礦的質量比為3~7:1。優選的,所述氧壓酸浸的氧分壓為所述氧壓酸浸的系統總壓的50%~75%。優選的,所述氧壓酸浸的溫度為100~300℃。優選的,所述氧壓酸浸的時間為1~5小時。優選的,所述鋅電解廢液中的氯離子含量為200~800mg/L。優選的,所述步驟2)之后還包括:將所述含鉛、金、銀和銻的酸浸渣送入冶鉛系統回收鉛、金、銀和銻。優選的,所述步驟3)具體為:3-1)將含銅、鋅和砷的酸浸液中和,得到含銅和鋅的中和液與含砷和鋅的中和渣;3-2)將含銅和鋅的中和液置換,得到海綿銅和含鋅的置換液;3-3)將含鋅的置換液送鋅系統回收鋅,將海綿銅送入冶銅系統回收銅。優選的,所述步驟3-1)中的中和為將酸浸液中和至pH為2.0~4.5。優選的,所述中和用中和劑與所述銅鉛鋅砷銻混合精礦的質量比為0.3~0.6:1。與現有技術相比,本專利技術提供了一種從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法,本專利技術采用鋅電解廢液作為氧壓酸浸的浸出劑,所述電解液中的氯離子使得進入溶液中的銀離子形成氯化銀沉淀進入渣中降低了浸出液中銀的殘留,從而提高銀的回收率,同時也保證了含銅、鋅和砷的酸浸液的酸平衡,有利于銅、鋅和鉛、銻、金、銀的充分分離,進而提高了中間產物的純度及其銅、鋅、銻、鉛、金和銀的回收率。實驗結果表明,通過本專利技術提供的方法回收的各金屬中,Cu總回收率高達93.00%,Pb總回收率高達100.00%,Zn總回收率高達90.90%,Sb總回收率高達93.24%,Ag總回收率高達99.56%,金總回收率高達99.28%,且中和后得到的含銅和鋅的中和液中砷的含量低至0.10g/L。附圖說明圖1為本專利技術提供的一種從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法的工藝流程圖。具體實施方式本專利技術提供了一種從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法,包括:1)將銅鉛鋅砷銻混合精礦用鋅電解廢液調漿,得到調漿的混合精礦漿;2)將調漿的混合精礦漿進行氧壓酸浸,得到含銅、鋅和砷的酸浸液與含鉛、金、銀和銻的酸浸渣;3)從所述含銅、鋅和砷的酸浸液中回收銅和鋅。按照本專利技術,將銅鉛鋅砷銻混合精礦磨礦5~20分鐘,加鋅電解廢液調漿,所述混合精礦與所述鋅電解廢液的質量比為1:(3~7),更優選為1:(3.5~4.5);所述銅鉛鋅砷銻混合精礦的主要成份以質量百分含量計,優選為Cu10~20%、Pb10~20%、Zn10~20%、Sb2~10%、As1~3%、Au1~10g/t、Ag1000~4000g/t;所述鋅電解廢液中,鋅的含量優選為10~80g/L,更優選為20~60g/L,最優選為30~50g/L,Cl-的含量優選為200~800mg/L,更有為300~450mg/L,F-的含量優選為0.1~0.5g/L,硫酸的含量優選為100~400g/L,更優選為150~250g/L;將所述精礦調漿后,得到調漿的混合精礦;所述調漿的混合精礦的漿液中,Cu的含量優選為5~40g/L,更優選為10~20g/L;Pb的含量優選為10~40g/L,更優選為13~25g/L;Zn的含量優選為40~70g/L,更優選為50~60g/L;硫的含量優選為10~60g/L,更優選為15~35g/L;Fe的含量優選為3~20g/L,更優選為4~10g/L;所述Sb的含量優選為3~12g/L,更優選為3~10g/L;所述As的含量優選為0.5~5g/L,更優選為1~3g/L;Ag的含量優選為2000~5000g/噸,更優選為2500~3500g/噸。為了使混合精礦分散均勻,本專利技術優選還向混合精礦中加入分散劑調漿,本專利技術對分散劑的要求沒有特殊要求,常用于氧壓酸浸的分散劑即可,所述分散劑與所述混合精礦的質量比為(1~5):100。將調漿的混合精礦進行氧壓酸浸,得到含銅、鋅和砷的酸浸液和含鉛、金、銀和銻的酸浸渣;所述氧壓酸浸的氧分壓優選為所述氧壓酸浸的系統總壓的50%~75%,更優選為55%~65%,最優選為58%~70%;所述氧壓酸浸的時間優選為1~5小時,更優選為2~3小時;所述氧壓酸浸的溫度優選為100~300℃,更優選為調至130~170℃。本專利技術還將得到的含鉛、金、銀和銻的酸浸渣優選送入冶鉛系統還原回收鉛、金、銀和銻,所述還原回收鉛、金、銀和銻的方法優選為采用高鉛渣熔體直接還原、底吹爐還原、充焦電熱還原或氧氣煤氣側吹爐還原,更優選為選用底吹爐還原,所述還原用還原劑優選為天然氣、焦煤和粉煤中的一種或兩種,更優選為天然氣和粉煤的混合物;所述還原的溫度優選為800~1500℃,更優選為900~1100℃。按照本專利技術從含銅、鋅和砷的酸浸液中回收銅和鋅,具體的,本專利技術優選按照以下方法從含銅、鋅和砷的酸浸液中回收銅和鋅;本專利技術將含銅、鋅和砷的酸浸液中和,得到含銅和鋅的中和液與含砷和鋅的中和渣;所述中和為將酸浸液中和至pH為2.0~4.5,更優選為3.0~3.5;所述中和所用中和劑優選為次氧化鋅和鋅焙砂中的一種或兩種,所述中和劑與所述銅鉛鋅砷銻混合精礦的質量比優選為0.3~0.6:1,更優選為0.35~0.45:1;所述中和的溫度優選為60~90℃,更優選為70~80℃;所述中和的時間優選為0.5~3小時,更優選為1~2小時。本專利技術還將含砷和鋅的中和渣優選送入冶鋅系統回收鋅,更優選為送入冶鋅系統的回轉窯回收鋅,同時中和渣中的砷大部分進入窯渣,窯渣中的砷以玻璃體狀態穩定存在,進而降低了砷對環境的污染;具體的,本專利技術中和渣與燃料混合,進入回轉窯處理,得到次氧化鋅;所述中和渣與所述燃料的質量比本文檔來自技高網...
    從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法

    【技術保護點】
    一種從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法,由以下步驟組成:1)將銅鉛鋅砷銻混合精礦用鋅電解廢液調漿,得到調漿的混合精礦漿;所述鋅電解廢液中的氯離子含量為200~800mg/L;2)將調漿的混合精礦漿進行氧壓酸浸,得到含銅、鋅和砷的酸浸液與含鉛、金、銀和銻的酸浸渣;所述氧壓酸浸的氧分壓為所述氧壓酸浸的系統總壓的50%~75%;所述氧壓酸浸的溫度為100~300℃;所述氧壓酸浸的時間為1~5小時;3)從所述含銅、鋅和砷的酸浸液中回收銅和鋅。

    【技術特征摘要】
    1.一種從銅鉛鋅砷銻混合精礦中回收金屬的方法,由以下步驟組成:1)將銅鉛鋅砷銻混合精礦用鋅電解廢液調漿,得到調漿的混合精礦漿;所述鋅電解廢液中的氯離子含量為200~800mg/L;2)將調漿的混合精礦漿進行氧壓酸浸,得到含銅、鋅和砷的酸浸液與含鉛、金、銀和銻的酸浸渣;所述氧壓酸浸的氧分壓為所述氧壓酸浸的系統總壓的50%~75%;所述氧壓酸浸的溫度為100~300℃;所述氧壓酸浸的時間為1~5小時;3)從所述含銅、鋅和砷的酸浸液中回收銅和鋅。2.根據權利要求1所述的方法,其特征在于,所述鋅電解廢液與所述銅鉛鋅砷銻混合精礦的質量比為3~7:1。3.根據權利要求1所述的方法,...

    【專利技術屬性】
    技術研發人員:付綢琳何從行譚振華鐘雄付高明
    申請(專利權)人:湖南水口山有色金屬集團有限公司
    類型:發明
    國別省市:湖南,43

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