一种萃铜余液综合回收与循环利用方法
技术领域
[0001] 本
发明涉及一种萃铜余液综合回收与循环利用方法，属于
冶金化工中
焙烧+酸浸萃取提铜后液综合回收锌铜、酸性废
水循环利用的生产工艺技术领域。
背景技术
[0002] 目前，一种含锌铜金精矿采用焙烧+酸浸工艺，酸浸液含锌、铜等金属，采用萃取电积法产出
阴极铜，而萃取提铜后液即萃铜余液，通常含锌为3000～8000mg/l，含铜60～160mg/l及
铁、
钙、钠等其他
金属离子。因萃铜余液显酸性，PH＝1～2，同时因含杂质较多，考虑工艺技术条件及成本因素，该萃铜余液没有得到回收与利用。目前通常是将萃取提铜后液采用石灰中和法直接进行处理，中和后液过滤后返回生产系统，中和渣压滤后堆存
尾矿库，其中有价金属锌、铜等元素没有
回收利用，不仅造成资源浪费，同时对环境产生较大影响。
发明内容
[0003] 本发明所要解决的技术问题是提供一种萃铜余液综合回收与循环利用方法，解决萃铜余液中锌铜等有价元素综合回收与
废水闭路循环利用的技术难题，不仅使萃铜余液中金、
银、铜、锌得到回收，而且使脱除杂质的酸性水得到循环利用，有效利用了含锌铜金精矿资源，变废为宝，提高资源利用率和增加企业经济效益。
[0004] 本发明解决上述技术问题的技术方案如下：一种萃铜余液综合回收与循 环利用方法，包括以下步骤：
[0005] 步骤(1)，将含锌铜金精矿焙烧后，通
过冷却滚筒输送至酸浸槽中进行酸浸，控制酸浸
温度在80～90℃，酸浸5～7小时，得酸浸矿浆；所述酸浸槽中添加浓度为25～40g/l的
硫酸；
[0006] 步骤(2)，将酸浸矿浆进行液固分离，得含锌铜酸浸液和含金银固体物料；所述含金银固体物料进常规氰化提金工艺流程；
[0007] 步骤(3)，将所述含锌铜酸浸液经过萃取装置和
电沉积装置提取阴极铜，萃铜后余液经
真空过滤装置过滤，滤液经一、二级离子交换膜分离分别得到
透析液及除杂含酸液；
[0008] 步骤(4)，所得除杂含酸液用
泵打入酸浸槽，返回步骤1，作为酸
浸出调浆补充用水，实现闭路循环利用；
[0009] 步骤(5)，所得
透析液经泵打入搅拌槽中，并向搅拌槽中添加石灰，搅拌1.0～2.0小时，产出PH值为3.5～4.5的浆料；
[0010] 步骤(6)，将步骤(5)所得的浆料送至离心机过滤，得含锌滤液和沉淀渣；
[0011] 步骤(7)，将含锌滤液输送至沉锌搅拌槽，并向搅拌槽内同时加入硫化钠溶液和
碳酸氢铵溶液搅拌反应5～7小时，使含锌液中的锌完全沉淀析出；
[0012] 步骤(8)，经过
压滤机过滤，得到的
滤饼即为含锌量在43.2～45.8％的锌渣。
[0013] 本发明的有益效果是：
[0014] 本发明的一种截留萃铜余液杂质，实现综合回收与循环利用的方法，简单易行，经济实用，采用方法步骤处理萃取提铜后液，可以获得含锌量为43.2％-45.8％的锌渣，既充分回收金银铜硫有价金属，又充分回收了有价金属锌，有效利用了含金多元素金精矿资源，变废为宝，进一步提高资源利用率和增加企业经济效益。
[0015] 在上述技术方案的
基础上，本发明还可以做如下改进。
[0016] 进一步，步骤(3)所述滤液经一、二级离子交换膜分离分别得到透析液及除杂含酸液具体操作步骤是：
[0017] 步骤(301)，滤液经打液泵自一级离子交换膜底部泵入，调整流速以0.2-1.0m3/min流量经一级离子交换柱，同时一级离子交换膜的侧管自底部以
对流形式通入纯水，控3
制流速0.3～0.5m/min，利用离子交换膜两侧形成的浓度差，滤液侧的游离酸向水侧扩散移动，而分子较大、拥有多价阳离子的金属盐则无法透过阴离子交换膜而残留在透析液一侧；
[0018] 步骤(302)，经一级离子交换膜的透析液经二级离子交换膜底部泵入，调整流速以0.2～1.0m3/min流量经二级离子交换柱，同时二级离子交换膜的侧管自底部以对流形式通入纯水，控制流速0.3～0.5m3/min，得到透析液及除杂含酸液。
[0019] 进一步，步骤(7)加入所述硫化钠溶液的浓度为15～20％，所述碳酸氢铵溶液的浓度为15～20％，所述硫化钠溶液与所述碳酸氢铵溶液按
质量比为3:1比例加入，且保证硫化钠溶液与所述碳酸氢铵溶液的混合溶液与含锌滤液中的锌按质量比1：0.7～1.2充分反应。
[0020] 进一步，步骤(7)反应过程中通过添加浓度为25～35％的氢
氧化钠溶液控制含锌滤液的PH为6.0～6.5。
[0021] 采用上述进一步方案的有益效果是：由于将该含锌滤液的PH控制在6.0-6.5范围内能够保证含锌滤液中的金属离子沉淀完全。
具体实施方式
[0022] 以下结合
实施例对本发明的原理和特征进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。
[0023] 本发明一种萃铜余液综合回收与循环利用方法，具体的方法包括以下步骤：
[0024] 步骤1、将含锌铜金精矿焙烧后所得的热焙砂通过冷却滚筒输送至酸浸 槽中进行酸浸，控制酸浸温度在80～90℃，酸浸5～7小时，得酸浸矿浆；
[0025] 所述酸浸槽中添加浓度为25～40g/l的硫酸；
[0026] 该过程由于采用了浓度为25～40g/l的硫酸目的是浸出铜，属萃取电积前段工艺，为后续萃取电积铜提供含铜硫酸铜溶液，同时保证金在硫酸浸出铜阶段金不溶解。在电积工艺中通常采用硫
酸溶液介质，同时硫酸为烟气制酸工艺的产品，不需要外购，就地取材，节约成本。
[0027] 步骤2、酸浸矿浆进行液固分离，得含锌铜酸浸液和含金银固体物料；含金银固体物料进氰化提金工艺；所述酸浸矿浆是经浓密机和真空过滤机进行液固分离。
[0028] 步骤3，含锌铜酸浸液经过萃取装置和电积装置提取阴极铜，萃取提铜后液经真空过滤装置过滤油污、细颗粒矿尘等悬浮物，滤液经打液泵自一级离子交换膜底部泵入，调整流速以0.2-1.0m3/min流量经一级离子交换柱，同时一级离子交换膜的侧管自底部以对流形式通入纯水，控制流速0.3-0.5m3/min，利用离子交换膜两侧形成的浓度差，滤液侧的游离酸向水侧(回收酸侧)扩散移动，而分子较大、拥有多价阳离子的金属盐则无法透过阴离子交换膜而残留在透析液一侧。
[0029] 步骤4，经一级离子交换膜的透析液经二级离子交换膜底部泵入，调整流速以0.2-1.0m3/min流量经二级离子交换柱，同时二级离子交换膜的侧管自底部以对流形式通入纯水，控制流速0.3-0.5m3/min，经一、二级离子交换膜分离分别得到透析液及除杂含酸液。
[0030] 步骤5，步骤4所得除杂含酸液用泵打入酸浸槽，返回步骤1，作为酸浸出调浆补充用水，实现闭路循环利用。
[0031] 步骤6，步骤4所得透析液经泵打入搅拌槽中，并向搅拌槽中添加石灰，搅拌1.0-2.0小时，产出pH值为3.5-4.5的浆料；通过加入石灰，目的是中和透析液中的硫酸铁盐等截留离子。根据反应终点的pH值范围确定石灰的加入量，通常以酸度计测定或PH值
试纸测定评判。
[0032] 步骤7，将步骤6所得的浆料送至离心机过滤，得含锌滤液和沉淀渣；
[0033] 步骤8，将含锌滤液输送至沉锌搅拌槽，并向搅拌槽内同时加入浓度为15-20％的硫化钠溶液和15-20％的碳酸氢铵混合沉淀剂溶液，按质量比为3:1比例加入，保证(硫化钠+碳酸氢铵)混合沉淀剂溶液与含锌滤液中的锌按质量比1：(0.7-1.2)充分反应，过程中通过添加浓度为25-35％的氢氧化钠溶液来控制含锌滤液的PH为6.0-6.5，搅拌反应5-7小时，通过添加(硫化钠+碳酸氢铵)混合沉淀剂溶液，以便使含锌液中的锌完全沉淀析出。由于将该含锌滤液的PH控制在6.0-6.5范围内能够保证含锌滤液中的金属离子沉淀完全。
[0034] 步骤9，经过压滤机过滤，得到的滤饼即为含锌量在43.2-45.8％的锌渣。
[0035] 本发明一级膜型号可以为：MUNC-620AII(旭
化成化学株式会社产品)，二级膜型号可以为：UHS-620A(旭化成化学株式会社产品)；使用膜的级别视截留的效果而定，本发明采用一二级即可达到技术要求。
[0036] 本发明一、二级离子交换膜之间插入隔板，形成多组组合。
[0037] 实施例1
[0038] 将含锌铜金精矿焙烧后所得的热焙砂通过冷却滚筒输送至酸浸槽中进行酸浸，控制酸浸温度在80℃，酸浸5小时，得酸浸矿浆；所述酸浸槽中添加浓度为25g/l的硫酸；酸浸矿浆经浓密机和真空过滤机进行液固分离，得含锌铜酸浸液和含金银固体物料；含金银固体物料进氰化提金工艺；含锌铜酸浸液经过萃取装置和电积装置提取阴极铜，萃取提铜后液经真空过滤装置过滤油污、细颗粒矿尘等悬浮物，滤液经打液泵自一级离子交换膜底部泵入，调整流速以0.2m3/min流量经一级离子交换柱，同时一级离子交换膜的侧管自底部以对流形式通入纯水，控制流速0.3m3/min，利用离子交换膜两侧形成的浓度差，废酸侧的游离酸向水侧(回收酸侧)扩散移动，而分子较大、拥有多价阳离子的金属盐则无法透过阴离子交换膜而残留在透析液一侧。
[0039] 经一级离子交换膜的透析液经二级离子交换膜底部泵入，调整流速以 0.2m3/min流量经二级离子交换柱，同时二级离子交换膜的侧管自底部以对流形式通入纯水，控制流速0.3m3/min，经一、二级离子交换膜分离分别得到透析液及除杂含酸液。所得除杂含酸液用泵打入酸浸槽，返回步骤1，作为酸浸出调浆补充用水，实现闭路循环利用；上述所得透析液经泵打入搅拌槽中，并向搅拌槽中添加石灰，搅拌1.0小时，产出PH值为3.5的浆料；
[0040] 将所得的浆料送至离心机过滤，得含锌滤液和沉淀渣；将含锌滤液输送至沉锌搅拌槽，并向搅拌槽内同时加入浓度为15％的硫化钠溶液和15％的碳酸氢铵混合沉淀剂溶液，按质量比为3:1比例加入，保证(硫化钠+碳酸氢铵)混合沉淀剂溶液与含锌滤液中的锌按质量比1：0.7充分反应，过程中通过添加浓度为25％的氢氧化钠溶液来控制含锌滤液的PH为6.0，搅拌反应5小时，通过添加(硫化钠+碳酸氢铵)混合沉淀剂溶液，以便使含锌液中的锌完全沉淀析出；经过压滤机过滤，得到含锌量为43.2％的锌渣。
[0041] 表1
[0042]
[0043] 实施例2
[0044] 将含锌铜金精矿焙烧后所得的热焙砂通过冷却滚筒输送至酸浸槽中进行酸浸，控制酸浸温度在85℃，酸浸6小时，得酸浸矿浆；所述酸浸槽中添加浓度为30g/l的硫酸；酸浸矿浆经浓密机和真空过滤机进行液固分离，得含锌铜酸浸液和含金银固体物料；含金银固体物料进常规氰化提金工艺；含 锌铜酸浸液经过萃取装置和电积装置提取阴极铜，萃取提铜后液经真空过滤装置过滤油污、细颗粒矿尘等悬浮物，滤液经打液泵自一级离子交换膜底部泵入，调整流速以0.5m3/min流量经一级离子交换柱，同时一级离子交换膜的侧管自底部以对流形式通入纯水，控制流速0.4m3/min，利用离子交换膜两侧形成的浓度差，废酸侧的游离酸向水侧(回收酸侧)扩散移动，而分子较大、拥有多价阳离子的金属盐则无法透过阴离子交换膜而残留在透析液一侧。
[0045] 经一级离子交换膜的透析液经二级离子交换膜底部泵入，调整流速以0.5m3/min流量经二级离子交换柱，同时二级离子交换膜的侧管自底部以对流形式通入纯水，控制流速0.4m3/min，经一、二级离子交换膜分离分别得到透析液及除杂含酸液；上述所得除杂含酸液用泵打入酸浸槽，返回步骤1，作为酸浸出调浆补充用水，实现闭路循环利用；上述所得透析液经泵打入搅拌槽中，并向搅拌槽中添加石灰，搅拌1.5小时，产出PH值为4.0的浆料；将所得的浆料送至离心机过滤，得含锌滤液和沉淀渣；将含锌滤液输送至沉锌搅拌槽，并向搅拌槽内同时加入浓度为18％的硫化钠溶液和18％的碳酸氢铵混合沉淀剂溶液，按质量比为3:1比例加入，保证(硫化钠+碳酸氢铵)混合沉淀剂溶液与含锌滤液中的锌按质量比1：1.0充分反应，过程中通过添加浓度为30％的氢氧化钠溶液来控制含锌滤液的PH为6.3，搅拌反应6小时，通过添加(硫化钠+碳酸氢铵)混合沉淀剂溶液，以便使含锌液中的锌完全沉淀析出；经过压滤机过滤，得到含锌量在44.8％的锌渣。
[0046] 表2
[0047]
[0048]
[0049] 实施例3
[0050] 将含锌铜金精矿焙烧后所得的热焙砂通过冷却滚筒输送至酸浸槽中进行酸浸，控制酸浸温度在90℃，酸浸7小时，得酸浸矿浆；所述酸浸槽中添加浓度为40g/l的硫酸；酸浸矿浆经浓密机和真空过滤机进行液固分离，得含锌铜酸浸液和含金银固体物料；含金银固体物料进氰化提金工艺；含锌铜酸浸液经过萃取装置和电积装置提取阴极铜，萃取提铜后液经真空过滤装置过滤油污、细颗粒矿尘等悬浮物，滤液经打液泵自一级离子交换膜底部泵入，调整流速以1.0m3/min流量经一级离子交换柱，同时一级离子交换膜的侧管自底部以对流形式通入纯水，控制流速0.5m3/min，利用离子交换膜两侧形成的浓度差，废酸侧的游离酸向水侧(回收酸侧)扩散移动，而分子较大、拥有多价阳离子的金属盐则无法透过阴离子交换膜而残留在透析液一侧。
[0051] 经一级离子交换膜的透析液经二级离子交换膜底部泵入，调整流速以1.0m3/min流量经二级离子交换柱，同时二级离子交换膜的侧管自底部以对流形式通入纯水，控制流速0.5m3/min，经一、二级离子交换膜分离分别得到透析液及除杂含酸液；上述所得除杂含酸液用泵打入酸浸槽，返回步骤1，作为酸浸出调浆补充用水，实现闭路循环利用；上述所得透析液经泵打入搅拌槽中，并向搅拌槽中添加石灰，搅拌2.0小时，产出PH值为4.5的浆料；将步骤6所得的浆料送至离心机过滤，得含锌滤液和沉淀渣；将含锌滤液输送至沉锌搅拌槽，并向搅拌槽内同时加入浓度为20％的硫化钠溶液和20％的碳酸氢铵混合沉淀剂溶液，按质量比为3:1比例加入，保证(硫化钠+碳酸氢铵)混合沉淀剂溶液与含锌滤液中的锌按质量比1：1.2充分反应，过程中通过添加浓度为35％的氢氧化钠溶液来控制含锌滤液的PH为6.5，搅拌反应7小时，通过添加(硫化钠+碳酸氢铵)混合沉淀剂溶液，以便使含
