CN114959262B - 铜锌混合矿联合提取金属铜、锌的方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种铜锌混合矿联合提取金属铜、锌的方法。该方法包括，对铜锌混合矿进行硫酸浸出，得到高铜萃原液和浸出底流，对高铜萃原液进行萃取电积得到阴极铜，对浸出底流进行CCD逆流洗涤，得到低铜萃原液和洗涤底流，对低铜萃原液进行萃取电积得到阴极铜，萃余液进行除铁铝和锌粉置换，得到萃锌原液进行萃取电积，得到阴极锌。本发明对铜锌混合矿进行铜锌联合提取，通过浸出—高铜萃取—低铜萃取—萃锌处理，分别设置高铜提取线和低铜提取线，得到富铜液和富锌液，然后分别通过电积的方式得到金属铜和金属锌，回收率高，质量好，生产成本低，经济效益好。

Description

铜锌混合矿联合提取金属铜、锌的方法

技术领域

本发明涉及有色金属技术领域，具体而言，涉及一种铜锌混合矿联合提取金属铜、锌的方法。

背景技术

铜、锌是两种比较常见的有色金属，它们在工业或民用领域应用广泛。单一铜、锌矿物提取铜、锌的工艺比较成熟，但是随着不断地开发利用，现阶段高品位的单一铜矿或锌矿越来越少，如何经济地开发铜锌混合矿，同时联合提取金属铜、锌成为了人们关注的热点。

专利CN 102851693 A公开了一种从冶炼烟灰中回收生产电解铜和电解锌的工艺。该发明的工艺步骤包括浸出—铜萃取电积—中和除铁—除镉—萃锌—电积锌。该发明采用两个回路完成原料中氧化锌、氧化铜和酸的交换反应，充分利用高锌烟尘碱性强的特点，避免了氧化钙中和造成的酸碱消耗量大、锌损失量大的问题。

但是，对于铜锌混合矿等碱性比较弱、无法将铜萃取余液中和至5以上的原料来说，不可避免的要向萃铜余液中加入氧化剂进行中和除杂，这时，萃铜余液中的酸无法得到有效利用，为回收浸出液中的锌，还需要大量的中和剂将铜萃余液中的残酸进行中和，酸碱消耗大。同时，由于铜萃取效率有限，浸出液中约5％的铜在中和除铁铝及除镉工序中损失，铜回收率低。该方法不适用于铜锌混合矿中铜和锌的提取，提取成本较高，铜和锌的回收率也较低。

发明内容

本发明的主要目的在于提供一种铜锌混合矿联合提取金属铜、锌的方法，以解决现有技术中从铜锌混合矿中提取铜和锌时成本高、回收率低的问题。

为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种铜锌混合矿联合提取金属铜、锌的方法，包括以下步骤：步骤S1，对铜锌混合矿进行硫酸浸出，得到高铜萃原液和浸出底流；步骤S2，对高铜萃原液依次进行第一铜萃取、第一洗涤和第一反萃，得到高铜萃余液和第一富铜液，将高铜萃余液返回浸出过程，将第一富铜液进行铜电积得到阴极铜；步骤S3，对浸出底流进行CCD逆流洗涤，得到低铜萃原液和洗涤底流，对低铜萃原液依次进行第二铜萃取、第二洗涤和第二反萃，得到低铜萃余液和第二富铜液，将行第二富铜液进铜电积得到阴极铜；步骤S4，对低铜萃余液进行除铁铝，得到除铁铝后液，对除铁铝后液进行锌粉置换，得到萃锌原液；对萃锌原液依次进行锌萃取、第三洗涤和第三反萃，得到锌萃余液和富锌液，将富锌液进行锌电积，得到阴极锌。

进一步地，浸出过程的pH为1.5～2.5，浸出时间为2～4h，浸出液固比为3～6。

进一步地，步骤S2中，第一铜萃取的萃取剂为Lix984N、OPT5510和M5640的一种或多种；优选地，第一铜萃取的级数为1～3级，第一洗涤的级数为1～3级，第一反萃的级数为1～3级。

进一步地，步骤S3中，CCD逆流洗涤的洗水比为1.5～4。

进一步地，步骤S3中，得到洗涤底流后，还包括对洗涤底流进行加碱中和，至洗涤底流的pH为8～10的步骤；优选地，碱为石灰石和/或石灰乳。

进一步地，步骤S3中，第二铜萃取的萃取剂为Lix984N、OPT5510和M5640的一种或多种；优选地，第二铜萃取的级数为1～3级，第二洗涤的级数为1～3级，第二反萃的级数为1～3级。

进一步地，步骤S4中，除铁铝过程的除铁铝试剂为石灰石和/或石灰乳；优选地，除铁铝过程的终点为除铁铝后液的pH为5～6。

进一步地，步骤S4中，锌萃取的萃取剂为P204、P507和C272的一种或多种；优选地，锌萃取过程的萃取级数为3～5级，第三洗涤的级数为3～5级，第三反萃的级数为1～3级。

进一步地，步骤S4中，还包括对锌萃余液依次进行除油、中和后，得到中和后液，返回CCD逆流洗涤的步骤；优选地，使用石灰石进行中和过程，终点为中和后液的pH为1.5～2.5。

进一步地，铜锌混合矿中，铜和锌的重量比为(0.5～20):1；优选地，铜锌混合矿中，铜和锌的重量比为(2～20):1。

应用本发明的技术方案，对铜锌混合矿进行铜锌联合提取，通过浸出—高铜萃取—低铜萃取—萃锌处理，分别设置高铜提取线和低铜提取线，得到富铜液和富锌液，然后分别通过电积的方式得到金属铜和金属锌。其中，高铜提取线只提取铜、不提取锌，大部分的铜在此回收，高铜萃余液返回浸出过程，可以充分利用其中的残酸。低铜提取线既提取铜、也提取锌，通过低铜萃取工序可以最大化地回收铜，减少铜在后续除铁铝及锌粉置换过程中的损失，不仅增加了铜和锌的回收率，同时减少了中和剂及锌粉的消耗。本发明通过萃取电积的方式，分别得到了金属铜和金属锌，回收率高，质量好，生产成本低，经济效益好。

附图说明

构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：

图1示出了根据本发明实施例1的提取工艺流程图。

具体实施方式

需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。

术语解释：

液固比：浸出过程中，浸出液与铜锌混合矿的质量比。

CCD逆流洗涤：连续逆流洗涤，是多个浓密机组成的多段洗涤系统，洗涤水(浓密机溢流)与浓密机底流(矿浆)逆流运动。

洗水比：CCD逆流洗涤的洗涤水和底流中固体的质量比。

正如本发明背景技术中所述，现有技术中存在从铜锌混合矿中提取铜和锌时成本高、回收率低的问题，为了解决上述问题，在本发明一种典型的实施例中，提供了一种铜锌混合矿联合提取金属铜、锌的方法，包括以下步骤：步骤S1，对铜锌混合矿进行硫酸浸出，得到高铜萃原液和浸出底流；步骤S2，对高铜萃原液依次进行第一铜萃取、第一洗涤和第一反萃，得到高铜萃余液和第一富铜液，将高铜萃余液返回浸出过程，将第一富铜液进行铜电积得到阴极铜；步骤S3，对浸出底流进行CCD逆流洗涤，得到低铜萃原液和洗涤底流，对低铜萃原液依次进行第二铜萃取、第二洗涤和第二反萃，得到低铜萃余液和第二富铜液，将第二富铜液进行铜电积得到阴极铜；步骤S4，对低铜萃余液进行除铁铝，得到除铁铝后液，对除铁铝后液进行锌粉置换，得到萃锌原液，对萃锌原液依次进行锌萃取、第三洗涤和第三反萃，得到锌萃余液和富锌液，将富锌液进行锌电积，得到阴极锌。

铜锌矿中主要包含铜1.5～8wt.％、锌0.1～4wt.％、氧20～45wt.％、铁、铝、钙、镁、硅、铅等杂质20～45wt.％，发明人在实际生产中意外地发现，对于这些铜锌混合矿等碱性比较弱、无法将铜萃余液中和至中性的原料来说，铜锌提取过程将不可避免地要向铜萃余液中加入石灰石等进行中和除杂，这时，铜萃余液中的酸无法得到有效利用，而且为了回收浸出液中的锌，需要使用大量的中和剂将铜萃余液中的残酸进行中和，酸碱消耗大，生产成本高。同时，由于铜萃取步骤效率有限，浸出液中约5％的铜将在中和除铁铝及除杂工序中损失，铜回收率低。针对上述问题，发明人特别提供了以下技术方案，先对铜锌混合矿进行硫酸浸出，得到高铜萃原液和浸出底流，随后对其分别进行下列操作：对高铜萃原液依次进行第一铜萃取、第一洗涤和第一反萃，得到高铜萃余液和第一富铜液，将高铜萃余液返回浸出过程，可以充分利用萃余液中的残酸，减少了工艺过程中的酸碱消耗，将第一富铜液进行铜电积得到阴极铜和铜电积废液，大部分的铜在此高铜提取线得到回收。

而对于浸出底流，则进行CCD逆流洗涤，得到低铜萃原液和洗涤底流，对低铜萃原液依次进行第二铜萃取、第二洗涤和第二反萃，得到低铜萃余液和第二富铜液，将第二富铜液进行铜电积得到阴极铜和铜电积废液，在此低铜萃取线铜将得到最大化回收，可以减少铜在后续中和除铁铝及锌粉置换过程的损失，提高铜回收率。最后对低铜萃余液进行除铁铝，得到除铁铝后液，铁铝杂质在此工序中除去，对除铁铝后液进行锌粉置换，得到萃锌原液，对萃锌原液依次进行锌萃取、第三洗涤和第三反萃，得到锌萃余液和富锌液，此时富锌液中影响锌电积的金属离子大部分在前序工序中被除去，将富锌液进行锌电积，即可得到高质量的阴极锌和锌电积废液。

为提高酸浸过程的浸出效率，在一种优选的实施方式中，浸出过程的pH为1.5～2.5，浸出时间为2～4h，浸出液固比为3～6，该条件下铜和锌的浸出率更高。

在一种优选的实施方式中，步骤S2中，第一铜萃取的萃取剂为Lix984N、OPT5510和M5640的一种或多种；对于铜的萃取更加充分迅速，洗涤液可以使用稀硫酸，反萃液可以使用铜电积废液。优选地，第一铜萃取的级数为1～3级，第一洗涤的级数为1～3级，第一反萃的级数为1～3级，萃铜效果更好。

为取得更好的洗涤效果，从而进一步提高铜锌提取率，在一种优选的实施方式中，步骤S3中，CCD逆流洗涤的洗水比为1.5～4。

为进一步降低生产成本，在一种优选的实施方式中，步骤S3中，得到洗涤底流后，还包括对洗涤底流进行加碱中和，至洗涤底流的pH为8～10的步骤；优选地，碱为石灰石和/或石灰乳，中和后的洗涤底流送尾矿库贮存，待进一步利用。

低铜提取线的铜萃取量少，产生的酸量也少，在中和除铁铝工序消耗的中和剂少，在一种优选的实施方式中，步骤S3中，低铜萃取的萃取剂为Lix984N、OPT5510和M5640的一种或多种；洗涤液可以使用稀硫酸，反萃液可以使用铜电积废液。优选地，第二铜萃取的级数为1～3级，第二洗涤的级数为1～3级，第二反萃的级数为1～3级，铜萃取效果更好，可以将低铜萃原液中的少量铜进一步提取出来，进一步提高铜提取率，生产成本更低。

为进一步提高低铜萃余液中的铁铝杂质离子去除效率，在一种优选的实施方式中，步骤S4中，除铁铝过程的除铁铝试剂为石灰石和/或石灰乳；优选地，除铁铝过程的终点为除铁铝后液pH为5～6。

在一种优选的实施方式中，步骤S4中，锌萃取的萃取剂为P204、P507和C272的一种或多种；洗涤液可以使用稀硫酸，反萃液可以使用锌电积废液。优选地，锌萃取过程的萃取级数为3～5级，第三洗涤级数为3～5级，第三反萃级数为1～3级，在此条件下锌的回收率更高。

为进一步降低生产成本，在一种优选的实施方式中，步骤S4中，还包括对锌萃余液依次进行除油、中和后，得到中和后液，返回CCD逆流洗涤的步骤，实现锌萃余液的重复利用。优选地，使用石灰石进行中和过程，终点中和后液pH为1.5～2.5。

在一种优选的实施方式中，铜锌混合矿中，铜和锌的重量比为(0.5～20):1；优选地，铜锌混合矿中，铜和锌的重量比为(2～20):1，上述高铜低锌的铜锌混合矿更适合使用本发明的方法进行铜和锌的提取。

以下结合具体实施例对本申请作进一步详细描述，这些实施例不能理解为限制本申请所要求保护的范围。

实施例1

铜锌混合矿中含有铜8wt.％，锌2wt.％，余量为铁、铝、钙、镁、硅等其他杂质。

步骤S1，对铜锌混合矿进行硫酸浸出，浸出过程的pH为2，浸出时间为3h，浸出液固比为5，浓密后得到高铜萃原液和浸出底流。

步骤S2，使用Lix984N对高铜萃原液进行第一铜萃取，随后进行第一洗涤和第一反萃，洗涤液为稀硫酸，反萃液为铜电积废液，萃取级数、洗涤级数和反萃级数均为2级，得到高铜萃余液和第一富铜液，高铜萃余液返回浸出过程回收利用其中的酸，第一富铜液进行铜电积得到阴极铜。

步骤S3，对浸出底流进行CCD逆流洗涤，洗水比为3，得到低铜萃原液和洗涤底流，对洗涤底流加石灰乳中和至pH为9后，送尾矿库贮存；使用Lix984N对低铜萃原液进行第二铜萃取，随后进行第二洗涤和第二反萃，洗涤液为稀硫酸，反萃液为铜电积废液，萃取级数、洗涤级数和反萃级数均为2级，得到低铜萃余液和第二富铜液，第二富铜液进行铜电积得到阴极铜。

步骤S4，使用石灰石对低铜萃余液进行除铁铝，终点pH为5.5，浓密得到除铁铝后液和除铁铝底流，除铁铝底流送CCD洗涤工序；对除铁铝后液进行锌粉置换后，得到置换后渣和萃锌原液；使用P204对萃锌原液进行锌萃取，随后进行第三洗涤和第三反萃，洗涤液为稀硫酸，反萃液为锌电积废液，萃取级数和洗涤级数均为4级，反萃级数为2级，得到锌萃余液和富锌液，富锌液除油后通过锌电积得到阴极锌；对锌萃余液进行除油后，加入石灰石进行中和，终点pH为2.0，中和后矿浆送CCD洗涤工序作为洗水。

提取工艺流程图见图1。

实施例2至3

实施例2至3与实施例1的区别在于，工艺条件不同，详见表1。

对比例1

对比例1与实施例1的区别在于，工艺条件不同，详见表1。

对比例2

铜锌混合矿中含有铜8wt.％，锌2wt.％，余量为铁、铝、钙、镁、硅等其他杂质。

对铜锌混合矿进行硫酸浸出，浸出过程的pH为2，浸出时间为3h，浸出液固比为5，浓密后得到铜萃原液和浸出渣，浸出渣制浆、中和后送尾矿库。使用Lix984N对铜萃原液进行铜萃取，随后进行洗涤和反萃，洗涤液为稀硫酸，反萃液为铜电积废液，萃取级数、洗涤级数和反萃级数均为2级，得到铜萃余液和富铜液，富铜液进行铜电积得到阴极铜。

使用石灰石对铜萃余液进行除铁铝，终点pH为5.5，浓密得到除铁铝后液和除铁铝渣，除铁铝渣经制浆、中和后送尾矿库；对除铁铝后液进行锌粉置换后，得到置换后渣和萃锌原液；使用P204对萃锌原液进行锌萃取，随后进行洗涤和反萃，洗涤液为稀硫酸，反萃液为锌电积废液，萃取级数和洗涤级数均为4级，反萃级数为2级，得到锌萃余液和富锌液，富锌液除油后通过锌电积得到阴极锌；对锌萃余液进行除油后返回浸出过程作为浸出剂。

实施例1至3、对比例1至2的铜、锌浸出率和回收率见表2。

表1

	实施例1	实施例2	实施例3	对比例1
					浸出pH	2	1.5	2.5	3
浸出时间	3	2	4	1
					液固比	5	3	6	2.5
第一铜萃取级数	2	1	3	2
					第一洗涤级数	2	1	3	1
第一反萃级数	2	1	3	1
					洗水比	3	1.5	4	2
第二铜萃取级数	2	1	3	2
					第二洗涤级数	2	1	3	1
第二反萃级数	2	1	3	1
					萃锌级数	4	3	5	2
第三洗涤级数	4	3	5	2
					第三反萃级数	2	1	3	1

表2

	实施例1	实施例2	实施例3	对比例1	对比例2
						铜浸出率	86.10％	85.20％	84.60％	80.30％	85.86％
锌浸出率	91.20％	90.50％	89.70％	81.50％	90.97％
						铜回收率	84.60％	83.70％	83.40％	78.50％	70.12％
锌回收率	75.60％	72.10％	74.30％	59.80％	74.06％

由上可知，与对比例相比，本发明实施例通过浸出—高铜萃取—低铜萃取—萃锌处理，分别设置高铜提取线和低铜提取线，得到富铜液和富锌液，然后分别通过电积的方式得到金属铜和金属锌。其中，高铜提取线只提取铜、不提取锌，大部分的铜在此回收，高铜萃余液返回浸出过程，可以充分利用其中的残酸。低铜提取线既提取铜、也提取锌，通过低铜萃取工序可以最大化地回收铜，减少铜在后续除铁铝及锌粉置换过程中的损失，不仅增加了铜和锌的回收率，同时减少了中和剂及锌粉的消耗。本发明通过萃取电积的方式，分别得到了金属铜和金属锌，金属铜和锌浸出率和回收率高，质量好，生产成本低。

以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (12)

1.一种铜锌混合矿联合提取金属铜、锌的方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤S1，对铜锌混合矿进行硫酸浸出，得到高铜萃原液和浸出底流；

步骤S2，对所述高铜萃原液依次进行第一铜萃取、第一洗涤和第一反萃，得到高铜萃余液和第一富铜液，将所述高铜萃余液返回所述浸出过程，将所述第一富铜液进行铜电积得到阴极铜；

步骤S3，对所述浸出底流进行CCD逆流洗涤，得到低铜萃原液和洗涤底流，对所述低铜萃原液依次进行第二铜萃取、第二洗涤和第二反萃，得到低铜萃余液和第二富铜液，将所述第二富铜液进行所述铜电积得到所述阴极铜；

步骤S4，对所述低铜萃余液进行除铁铝，得到除铁铝后液，对所述除铁铝后液进行锌粉置换，得到萃锌原液；其中，所述除铁铝过程的除铁铝试剂为石灰石和/或石灰乳，所述除铁铝过程的终点为所述除铁铝后液的pH为5~6；

对所述萃锌原液依次进行锌萃取、第三洗涤和第三反萃，得到锌萃余液和富锌液，将所述富锌液进行锌电积，得到阴极锌；对所述锌萃余液依次进行除油、中和后，得到中和后液，返回所述CCD逆流洗涤；其中，所述锌萃取的萃取剂为P204、P507和C272的一种或多种；所述中和过程的终点为所述中和后液的pH为1.5~2.5；

其中，所述铜锌混合矿中，铜1.5~8wt.%、锌0.1~4wt.%，铜和锌的重量比为（0.5~20）:1。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述浸出过程的pH为1.5~2.5，浸出时间为2~4h，浸出液固比为3~6。

3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述步骤S2中，所述第一铜萃取的萃取剂为Lix984N、OPT5510和M5640的一种或多种。

4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述步骤S2中，所述第一铜萃取的级数为1~3级，所述第一洗涤的级数为1~3级，所述第一反萃的级数为1~3级。

5.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述步骤S3中，所述CCD逆流洗涤的洗水比为1.5~4。

6.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述步骤S3中，得到所述洗涤底流后，还包括对所述洗涤底流进行加碱中和，至所述洗涤底流的pH为8~10的步骤。

7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述碱为石灰石和/或石灰乳。

8.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述步骤S3中，所述第二铜萃取的萃取剂为Lix984N、OPT5510和M5640的一种或多种。

9.根据权利要求8所述的方法，其特征在于，所述第二铜萃取的级数为1~3级，所述第二洗涤的级数为1~3级，所述第二反萃的级数为1~3级。

10.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述步骤S4中，所述锌萃取过程的萃取级数为3~5级，所述第三洗涤的级数为3~5级，所述第三反萃的级数为1~3级。

11.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述步骤S4中，使用石灰石进行所述中和过程。

12.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述铜锌混合矿中，铜和锌的重量比为（2~20）:1。