权利要求
1.一种分银炉渣浸出
铜的方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)将分银炉渣和水混合浆化,然后加入浓硫酸进行浸出反应,控制最终pH为1-4.5,浸出反应时通入双氧水,得到浸出液和浸出渣;
(2)将步骤(1)所得的浸出渣和浓硫酸进行混合,熟化反应,然后浸出、过滤,得到熟化液和熟化渣;所述熟化液逆流循环回步骤(1)中代替水和浓硫酸。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(1)中,所述分银炉渣为
铅阳极泥依次经贵铅炉和分银炉火法冶金熔炼得到;
和/或,所述分银炉渣的成分包括铜10-50wt%、铅5-20wt%、铋10-40wt%、锑1-10wt%、银1-15wt%;
和/或,所述分银炉渣中,粒度小于等于70μm的质量占比为大于等于90%。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(1)中,所述水和分银炉渣的液固比为(1.8-6.5):1;
和/或,所述浓硫酸的质量分数为≥98%;
和/或,所述双氧水与所述分银炉渣中铜的理论反应质量比为(1.8-8.5):1。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(1)中,所述浸出反应的温度为35-95℃;和/或,所述浸出反应的保温时间为0.5-5.5h。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(1)中,所述浸出液中,铋、锑、铜的含量分别为0.01-0.05g/L、0.003-0.007g/L、50-60g/L;
和/或,所述浸出渣的成分包括铜2-5wt%、铋30-50wt%、锑2-12wt%。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(1)中,还包括通过还原铁粉置换工艺或传统
湿法冶金电解工艺,回收所述浸出液中的铜。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(2)中,所述浓硫酸的质量分数为≥98%;
和/或,所述熟化反应为自然熟化;和/或,所述熟化反应的时间为9-65min;
和/或,采用水进行所述浸出,所述水和所述浸出渣的液固比为(3-5):1;
和/或,所述浸出的温度为18-95℃;和/或,所述浸出的保温时间为18-110min。
8.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(2)中,所述浓硫酸与步骤(1)中浓硫酸的摩尔比为(1.1-2.2):1;
和/或,所述熟化液中,铋和锑的含量分别为0.6-3g/L和0.08-0.2g/L;
和/或,所述熟化液的酸度需达到步骤(1)中浸出反应时浓硫酸的用量要求;
和/或,所述熟化液逆流循环回步骤(1)中浸出分银炉渣,再通过所述步骤(2)得到熟化液,即完成一次循环。
9.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(2)中,所述熟化渣中,铜的质量分数小于0.1%;和/或,所述熟化渣经火法冶炼还原后,采用真空炉进行铅、铋、锑和银金属的回收。
10.权利要求1-9任一项所述的方法在
有色金属回收中的应用。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于
有色冶炼技术领域,特别涉及一种分银炉渣浸出铜的方法和应用。
背景技术
[0002]铅阳极泥中含有铜、铅、锑、铋、
锡、银、砷、金等元素,还有少量硒、碲。铅阳极泥经贵铅炉还原熔炼后得到贵铅,贵铅再经分银炉熔炼后得到含量较高的粗银和分银炉渣。分银炉渣中富集了铜、铋、锑等有价金属,以及少量的银。目前许多
铜冶炼厂每年产出大量的分银炉渣,由于没有完善的回收工艺,有价金属没有得到有效回收,分银炉渣以原料形式计价外售,给企业造成了一定的经济损失,因此,研究从分银渣中回收银、铜、锑、铋等有价金属对提高资源利用率具有很大的意义。
[0003]目前分银炉渣中铜的处理方式主要有以下几种:一是返回冶炼铜冶炼系统处理,这会增加铜冶炼工艺冶炼负荷以及能耗,主要会对铜冶炼中主金属铜的品质有影响;二是直接采用火法还原熔炼成贵
铅合金返回流程中回收有价金属,存在金属回收率低,高能耗的问题;三是采用湿法预处理回收铜,大多数企业采用硫酸除铜,但受分银炉渣中铜的存在形式和复杂结构的影响,铜浸出率低,需结合传统火法加硫除铜等方法进行提纯去除。
[0004]鉴于现有技术中从分银炉渣中回收铜的方法存在上述众多问题,迫切需要提供一种工艺简单、流程短、投入成本低、铜选择性浸出强,铜浸出率高的方法。
发明内容
[0005]本发明旨在解决上述现有技术中存在的一个或多个技术问题,至少提供一种有益的选择。具体而言,本发明提供一种分银炉渣浸出铜的方法,其通过两段浸出逆流循环浸出铜,铜回收率高,且工艺流程短、工艺简单、回收成本低、易于工业化应用。
[0006]本发明的发明构思:本发明分银炉渣浸出铜的方法为:(1)将分银炉渣和水混合浆化,然后加入浓硫酸进行浸出反应,控制最终pH为1-4.5,期间通入双氧水,得到浸出液和浸出渣;(2)将步骤(1)所得的浸出渣和浓硫酸进行混合,熟化反应,然后浸出、过滤,得到熟化液和熟化渣;所述熟化液逆流循环回步骤(1)中代替水和浓硫酸。
[0007]本发明通过第一段浓硫酸氧化浸出,将大部分铜从分银炉渣中浸出,实现铜与铅、铋、锑、银等金属的分离;同时引入第二段熟化反应,浓硫酸破坏浸出渣中的结构,使复杂结构中铜及其氧化物释放出来,可避免后续传统火法需要加硫除铜工序,且熟化渣中含铜量<0.1%,实现了分银炉渣中铜的深度提取回收。同时,熟化液可以逆流循环回浓硫酸氧化浸出阶段,循环过程中铜、铅、铋、锑、银等金属没有形成闭路循环富集,无需继续添加其他工序进行开路处理,后续铅、铋、锑、银在熟化渣中结合火法冶金经还原熔炼后,通过真空炉分布回收。该方法工艺简单、流程短、原料适应性好、操作简便、投入成本低、铜浸出率达到99%以上,易于工业化应用。
[0008]因此,本发明的第一方面提供一种分银炉渣浸出铜的方法。
[0009]具体的,所述分银炉渣浸出铜的方法,包括以下步骤:
[0010](1)将分银炉渣和水混合浆化,然后加入浓硫酸进行浸出反应,控制最终pH为1-4.5,浸出反应时通入双氧水,得到浸出液和浸出渣;
[0011](2)将步骤(1)所得的浸出渣和浓硫酸进行混合,熟化反应,然后浸出、过滤,得到熟化液和熟化渣;所述熟化液逆流循环回步骤(1)中代替水和浓硫酸。
[0012]具体的,分银炉渣中的主要物相为Cu2O、CuO、Bi2O3、Sb2O3、PbO、Ag等,其中氧化铜与浓硫酸反应生成硫酸铜;氧化亚铜与浓硫酸发生歧化反应生成铜和硫酸铜;氧化铋、氧化铅和氧化锑分别与浓硫酸反应生成不溶于水的硫酸铋、硫酸铅和硫酸锑;银不与浓硫酸反应。
[0013]上述化学原理的反应方程式为:
[0014](1)Cu2O+H2SO4=CuSO4+Cu+H2O;
[0015](2)CuO+H2SO4=CuSO4+H2O;
[0016](3)Cu2O+2H2SO4+H2O2=2CuSO4+3H2O;
[0017](4)Cu+H2SO4+H2O2=CuSO4+2H2O;
[0018](5)Bi2O3+3H2SO4=Bi2(SO4)3↓+3H2O;
[0019](6)Sb2O3+3H2SO4=Sb2(SO4)3↓+3H2O;
[0020](7)PbO+H2SO4=PbSO4↓+H2O。
[0021]优选地,步骤(1)中,所述分银炉渣为铅阳极泥依次经贵铅炉和分银炉火法冶金熔炼得到。
[0022]优选地,步骤(1)中,所述分银炉渣的成分包括铜10-50wt%、铅5-20wt%、铋10-40wt%、锑1-10wt%、银1-15wt%。
[0023]优选地,步骤(1)中,所述分银炉渣中,粒度小于等于70μm的质量占比为大于等于90%。
[0024]具体的,分银炉渣按上述粒度要求通过球磨来完成。
[0025]优选地,步骤(1)中,所述水和分银炉渣的液固比为(1.8-6.5):1;进一步优选地,所述水和分银炉渣的液固比为(2-6):1。
[0026]优选地,步骤(1)中,所述浓硫酸的质量分数为≥98%。
[0027]优选地,步骤(1)中,所述双氧水与所述分银炉渣中铜的理论反应质量比为(1.8-8.5):1;进一步优选地,所述双氧水与所述分银炉渣中铜的理论反应质量比为(2-8):1。
[0028]具体的,分银炉渣中的铜主要存在形式是氧化铜和氧化亚铜,氧化亚铜与硫酸发生歧化反应生成单质铜,需要双氧水进行氧化。
[0029]优选地,步骤(1)中,所述浓硫酸的用量以所述浸出反应完成后体系pH为1-4为添加终点,即控制最终pH为1-4。
[0030]具体的,分银炉渣中的铜通过氧化酸浸后,浸出率良好,此时铋和锑基本上以沉淀的形式进入浸出渣中,同时考虑到后续步骤(1)浸出液中,主要是硫酸铜溶液,硫酸铜溶液中的铜采用还原铁粉置换的方式提取,需要一定的酸度以加快置换的速度,确保完全置换。
[0031]优选地,步骤(1)中,所述浸出反应的温度为35-95℃;进一步优选地,所述浸出反应的温度为40-90℃。
[0032]优选地,步骤(1)中,所述浸出反应的保温时间为0.5-5.5h;进一步优选地,所述浸出反应的保温时间为0.5-5h。
[0033]优选地,步骤(1)中,所述浸出反应的过程中进行搅拌,所述搅拌的速率为180-650r/min;进一步优选地,所述搅拌的速率为200-600r/min。
[0034]优选地,步骤(1)中,所述浸出液中,铋、锑、铜的含量分别为0.01-0.05g/L、0.003-0.007g/L、50-60g/L。
[0035]优选地,步骤(1)中,所述浸出渣的成分包括铜2-5wt%、铋30-50wt%、锑2-12wt%。
[0036]具体的,氧化亚铜会与铅锑等氧化物形成连生体,部分氧化亚铜会被铅锑等氧化物包裹,这部分的结构复杂难以被破环,需要进行熟化才能破坏结构。
[0037]优选地,步骤(1)中,通过还原铁粉置换工艺或传统湿法冶金电解工艺,回收所述浸出液中的铜。
[0038]具体的,可采用常规的还原铁粉置换工艺,回收所述浸出液中的铜,得到海绵铜。
[0039]优选地,步骤(2)中,所述浓硫酸与步骤(1)中浓硫酸的摩尔比为(1.1-2.2):1;进一步优选地,步骤(2)中,所述浓硫酸与步骤(1)中浓硫酸的摩尔比为(1.2-2):1。
[0040]具体的,浓硫酸可破坏浸出渣中的结构,使复杂结构中铜及其氧化物释放出来。
[0041]优选地,步骤(2)中,所述熟化反应为自然熟化。
[0042]具体的,利用自然产生的潜热进行熟化反应,加入浓硫酸初期温度能达到150℃左右,之后温度随着时间缓慢下降。如果采用加热熟化工艺,但在熟化过程持续加热时浸出渣会出现板结情况,难以搅拌,会对后续工业化产生不利影响。
[0043]优选地,步骤(2)中,所述熟化反应的时间为9-65min;进一步优选地,所述熟化反应的时间为10-60min。
[0044]优选地,步骤(2)中,采用水进行所述浸出,所述水和所述浸出渣的液固比为(3-5):1;进一步优选地,所述水和所述浸出渣的液固比为(3.5-4.5):1;更进一步优选地,所述水和所述浸出渣的液固比为4:1。
[0045]优选地,步骤(2)中,所述浸出的温度为18-95℃;进一步优选地,所述浸出的温度为20-90℃。
[0046]优选地,步骤(2)中,所述浸出的保温时间为18-110min;进一步优选地,所述浸出的保温时间为20-100min。
[0047]优选地,步骤(2)中,所述浸出过程中进行搅拌,所述搅拌的速率为180-650r/min;进一步优选地,所述搅拌的速率为200-600r/min。
[0048]优选地,步骤(2)中,所述熟化液中,铋和锑的含量分别为0.6-3g/L和0.08-0.2g/L。
[0049]优选地,步骤(2)中,所述熟化液的酸度需达到步骤(1)中浸出反应时浓硫酸的用量要求。
[0050]优选地,步骤(2)中,熟化液中浸出的铋和锑,在逆流循环回步骤(1)得到的浸出液中会水解成沉淀进入渣中。
[0051]优选地,步骤(2)中,熟化液逆流循环回步骤(1)中浸出分银炉渣,再通过步骤(2)得到熟化液,即完成一次循环。当循环次数达到3次后,铋和锑浸出率会达到饱和,说明逆流循环的可行性。
[0052]优选地,步骤(2)中,所述熟化渣中的铜的质量分数小于0.1%。
[0053]优选地,步骤(2)中,所述熟化渣经火法冶炼还原后,采用真空炉进行铅、铋、锑和银金属的回收。
[0054]具体的,本发明首先按步骤(1)加水和浓硫酸浸出,步骤(2)浓硫酸的加入量是步骤(1)浓硫酸加入量的1.1-2.2倍进行熟化,浓硫酸在步骤(2)的浸出后也是过量的,刚好可以逆流循环回步骤(1)中代替水和浓硫酸,之后步骤(1)无需加水和浓硫酸,可一直用熟化液进行逆流浸出,若浓硫酸不够才再加浓浓酸,以控制终点pH为标准。
[0055]本发明的第二方面提供一种本发明第一方面所述的分银炉渣浸出铜的方法在有色金属回收中的应用。
[0056]相对于现有技术,本发明提供的技术方案的有益效果如下:
[0057]本发明通过第一段浓硫酸氧化浸出,将大部分铜从分银炉渣中浸出,实现铜与铅、铋、锑、银等金属的分离;同时引入第二段熟化反应,浓硫酸破坏浸出渣中的结构,使复杂结构中铜及其氧化物释放出来,可避免后续传统火法需要加硫除铜工序,且熟化渣中含铜量<0.1%,实现了分银炉渣中铜的深度提取回收。同时,熟化液可以逆流循环回硫酸氧化浸出,循环过程中铜、铅、铋、锑、银等金属没有形成闭路循环富集,无需继续添加其他工序进行开路处理,后续铅、铋、锑、银在熟化渣中结合火法冶金经还原熔炼后通过真空炉分布回收。该方法工艺简单、流程短、原料适应性好、操作简便、投入成本低、铜浸出率达到99%以上,易于工业化应用,有很强的实用性和经济价值,具有很大的推广意义。
附图说明
[0058]图1为本发明实施例1分银炉渣浸出铜的方法的工艺流程图。
具体实施方式
[0059]为了让本领域技术人员更加清楚明白本发明所述技术方案,现列举以下实施例进行说明。需要指出的是,以下实施例对本发明要求的保护范围不构成限制作用。
[0060]以下实施例中所用的原料、试剂或装置如无特殊说明,均可从常规商业途径得到,或者可以通过现有已知方法得到。
[0061]本发明中,铜、铋和锑浸出率的计算方法如下:
[0062]铜浸出率=(1-(W1×M1)/(W×M2))×100%;
[0063]铋浸出率=(C1×V)/(W2×M2)×100%;
[0064]锑浸出率=(C2×V)/(W3×M2)×100%。
[0065]式中,W是分银炉渣中铜的质量百分含量,W1是浸出渣或熟化渣中铜的质量百分含量,M1是浸出渣或熟化渣的质量,M2是分银炉渣的质量;C1是熟化液中铋的质量浓度,V是熟化液的体积,W2是分银炉渣中铋的质量百分含量;C2是熟化液中锑的质量浓度,W3是分银炉渣中锑的质量百分含量。
[0066]实施例1
[0067]一种分银炉渣浸出铜的方法,包括以下步骤:
[0068](1)取100g分银炉渣,加入400mL水,逐渐加入质量分数为98%的浓H2SO4,以双氧水与分银炉渣中铜理论反应质量比6:1,取质量分数30% H2O2在浸出过程中从底部缓慢加入,在浸出温度为70℃的条件下反应40min,最终控制终点pH在2,过滤得到浸出渣和浸出液(浸出液主要为硫酸铜溶液),经检测铜浸出率为92.45%;铋和锑含量分别为0.0356g/L和0.0038g/L;浸出液中的铜采用还原铁粉置换,得到海绵铜;
[0069](2)将与步骤(1)浓硫酸用量比为1.4:1的浓硫酸(质量分数为98%)倒入步骤(1)得到的浸出渣中,自然熟化15min,接着按液固比4:1加水浸出30min,水浸温度80℃,过滤得到熟化渣和熟化液(酸度:H+=1.82mol/L),经检测熟化渣中铜质量含量为0.068%,铜浸出率为99.79%;熟化渣通过火法工艺回收铅、铋、锑和银;
[0070](3)将步骤(2)所得浸出液逆流循环回下一次步骤(1)中代替水和浓硫酸,并进行步骤(2)得到熟化液,完成一次循环,后续即可按照步骤重复逆流循环。
[0071]实施例2
[0072]一种分银炉渣浸出铜的方法,包括以下步骤:
[0073](1)取100g分银炉渣,加入450mL水,逐渐加入质量分数为98%的浓H2SO4,以双氧水与分银炉渣中铜理论反应质量比4:1,取质量分数30% H2O2在浸出过程中从底部缓慢加入,在浸出温度为70℃的条件下反应40min,最终控制终点pH在1,过滤得到浸出渣和浸出液(浸出液主要为硫酸铜溶液),经检测铜浸出率为91.85%;铋和锑含量分别为0.0416g/L和0.0042g/L;浸出液中的铜采用还原铁粉置换,得到海绵铜;
[0074](2)将与步骤(1)浓硫酸用量比为1.3:1的浓硫酸(质量分数为98%)倒入步骤(1)得到的浸出渣中,自然熟化30min,按液固比5:1加水浸出30min,水浸温度60℃,过滤得到熟化渣和熟化液(酸度:H+=1.75mol/L),经检测熟化渣中铜质量含量为0.062%,铜浸出率为99.81%;熟化渣通过火法工艺回收铅、铋、锑和银;
[0075](3)将步骤(2)所得浸出液逆流循环回下一次步骤(1)中代替水和浓硫酸,并进行步骤(2)得到熟化液,完成一次循环,后续即可按照步骤重复逆流循环。
[0076]实施例3
[0077]一种分银炉渣浸出铜的方法,包括以下步骤:
[0078](1)取100g分银炉渣,加入500mL水,逐渐加入质量分数为98%的浓H2SO4,以双氧水与分银炉渣中铜理论反应质量比5.5:1,取质量分数为30% H2O2在浸出过程中从底部缓慢加入,在浸出温度为60℃的条件下反应3h,最终控制终点pH在3,过滤得到浸出渣和浸出液(浸出液主要为硫酸铜溶液),经检测铜浸出率为92.25%;铋和锑含量分别为0.0416g/L和0.0042g/L;浸出液中的铜采用还原铁粉置换,得到海绵铜;
[0079](2)将与步骤(1)浓硫酸用量比为1.2:1的浓硫酸(质量分数为98%)倒入步骤(1)得到的浸出渣中,自然熟化40min,接着按液固比6:1加水浸出30min,水浸温度60℃,过滤得到熟化渣和熟化液(酸度:H+=1.62mol/L),经检测熟化渣中铜质量含量为0.072%,铜浸出率为99.75%;熟化渣通过火法工艺回收铅、铋、锑和银;
[0080](3)将步骤(2)所得浸出液逆流循环回下一次步骤(1)中代替水和浓硫酸,并进行步骤(2)得到熟化液,完成一次循环,后续即可按照步骤重复逆流循环。
[0081]实施例4
[0082]一种分银炉渣浸出铜的方法,包括以下步骤:
[0083](1)取100g分银炉渣,加入400mL水,逐渐加入质量分数为98%的浓H2SO4,以双氧水与分银炉渣中铜理论反应质量比为4.8:1,取质量分数为30% H2O2在浸出过程中从底部缓慢加入,在浸出温度为80℃条件下反应2h,最终控制终点pH在2.5,过滤得到浸出渣和浸出液(浸出液主要为硫酸铜溶液),经检测铜浸出率为91.37%;铋和锑含量分别为0.0543g/L和0.0065g/L;浸出液中的铜采用还原铁粉置换,得到海绵铜;
[0084](2)将与步骤(1)浓硫酸用量比为1.3:1的浓硫酸(质量分数为98%)倒入步骤(1)得到的浸出渣中,自然熟化40min,接着按液固比4.5:1加水浸出60min,水浸温度70℃,过滤得到熟化渣和熟化液(酸度:H+=1.86mol/L),经检测熟化渣中铜质量含量为0.071%,铜浸出率为99.78%;熟化渣通过火法工艺回收铅、铋、锑和银;
[0085](3)将步骤(2)所得浸出液逆流循环回下一次步骤(1)中代替水和浓硫酸,并进行步骤(2)得到熟化液,完成一次循环,后续即可按照步骤重复逆流循环。
[0086]实施例5
[0087]一种分银炉渣浸出铜的方法,包括以下步骤:
[0088](1)取100g分银炉渣,加入实施例4步骤(1)所得的熟化液,以双氧水与分银炉渣中铜理论反应质量比为4.8:1,取质量分数为30% H2O2在浸出过程中从底部缓慢加入,在浸出温度为80℃条件下反应2h,最终控制终点pH在2.5,过滤得到浸出渣和浸出液(浸出液主要为硫酸铜溶液),经检测铜浸出率为91.64%;铋和锑含量分别为0.053g/L和0.0057g/L;浸出液中的铜采用还原铁粉置换,得到海绵铜;利用熟化液逆流循环对分银炉渣氧化浸出效果理想,熟化液中浸出的铋和锑,在循环回一浸后会水解成沉淀进入渣中,不会在一浸液中富集,不影响铜回收;
[0089](2)将与步骤(1)浓硫酸用量比为1.3:1的浓硫酸(质量分数为98%)倒入步骤(1)得到的浸出渣中,自然熟化40min,接着按液固比4.5:1加水浸出60min,水浸温度70℃,过滤得到熟化渣和熟化液,经检测熟化渣中铜质量含量为0.068%,铜浸出率为99.79%;熟化渣通过火法工艺回收铅、铋、锑和银;
[0090](3)将步骤(2)所得浸出液逆流循环回下一次步骤(1)中代替水和硫酸,并进行步骤(2)得到熟化液,完成一次循环,后续即可按照步骤重复逆流循环,接着考察循环次数对浸出渣熟化过程中铜、铋和锑浸出率的影响,共循环4次,循环过程对铜浸出率、铋浸出率和锑浸出率的影响如表1所示。
[0091]表1:循环过程对铜浸出率、铋浸出率和锑浸出率的影响
[0092]
循环次数铜浸出率/%熟化渣中铜质量含量/%铋浸出率/%锑浸出率/%199.790.0682.3712.796299.7670.0763.1253.527399.8120.0613.2053.512499.7760.0733.0963.627
[0093]由表1可知,逆流循环后熟化液中铋和锑会有所富集,当逆流循环次数达到3次后,铋和锑浸出率会达到饱和,铋浸出率在3.1%左右,锑浸出率在3.6%左右,铋和锑不会一直进行富集,验证了逆流循环的可行性。同时,熟化渣中铜质量含量<0.1%,实现了分银炉渣中铜的深度提取回收,且利于后续采用火法真空炉回收其他有价金属。
[0094]对比例1
[0095]一种分银炉渣浸出铜的方法,包括以下步骤:
[0096](1)取100g分银炉渣,加入400mL水,逐渐加入质量分数为98%的浓H2SO4,以双氧水与分银炉渣中铜理论反应质量比为1:1,取质量分数为30% H2O2在浸出过程中从底部缓慢加入,在浸出温度为70℃下反应40min,过滤得到浸出渣和浸出液,经检测铜浸出率为65.45%。
[0097]由对比例1和实施例1的对比可以看出,因双氧水用量少时,分银炉渣中的铜单质以及歧化反应生成的铜单质无法被浸出导致铜浸出率大幅下降。
[0098]对比例2
[0099]一种分银炉渣浸出铜的方法,包括以下步骤:
[0100](1)取100g分银炉渣,加入450mL水,逐渐加入质量分数为98%的浓H2SO4,以双氧水与分银炉渣中铜理论反应质量比为4:1,取质量分数为30% H2O2在浸出过程中从底部缓慢加入,在浸出温度为70℃条件下反应40min,最终控制终点pH在1,过滤得到浸出渣和浸出液,经检测铜浸出率为91.85%;铋和锑含量分别为0.0416g/L和0.0042g/L;
[0101](2)将与步骤(1)浓硫酸用量比为1.3:1的浓硫酸(质量分数为98%)倒入步骤(1)得到的浸出渣中,采用加热熟化工艺,加热保持100℃,熟化时间20min,接着按液固比5:1加水浸出30min,水浸温度60℃,过滤得到熟化渣,经检测熟化渣中铜质量含量为0.045%。
[0102]由对比例2和实施例2的对比可以看出,当持续加热熟化温度为100℃时,虽然有很好的铜浸出率,但是在熟化过程持续加热时渣会出现板结情况,难以搅拌,对后续工业化会产生一定影响。综合考虑耗能成本等问题,熟化时选择采用自然熟化的方式。
[0103]对比例3
[0104]一种分银炉渣浸出铜的方法,包括以下步骤:
[0105](1)取100g分银炉渣,加入500mL水,逐渐加入质量分数为98%的浓H2SO4,以双氧水与分银炉渣中铜理论反应质量比为5.5:1,取质量分数为30% H2O2在浸出过程中从底部缓慢加入,在浸出温度为60℃条件下反应3h,最终控制终点pH在6,过滤得到浸出渣和浸出液,经检测铜浸出率为82.25%。
[0106]由对比例3和实施例3的对比可以看出,当硫酸用量少,不利于浸出铜。
[0107]对比例4
[0108]一种分银炉渣浸出铜的方法,包括以下步骤:
[0109](1)取100g分银炉渣,加入500mL水,逐渐加入HCl,以双氧水与分银炉渣中铜理论反应质量比为5.5:1,取质量分数为30% H2O2在浸出过程中从底部缓慢加入,在浸出温度为60℃条件下反应3h,最终控制终点pH在2左右,过滤得到浸出渣和浸出液,经检测铜浸出率为80.25%;铋浸出率为75.15%;锑浸出率为42.67%。
[0110]由对比例4和实施例3的对比可以看出,采用盐酸进行浸出不能选择性浸出铜,铋和锑会根据pH的情况浸出一部分,影响有价金属回收,而且铜浸出率不高。
[0111]综上所述,本发明通过第一段浓硫酸氧化浸出,将大部分铜从分银炉渣中浸出,实现铜与铅、铋、锑、银等金属的分离;同时引入第二段熟化反应,浓硫酸破坏浸出渣中的结构,使复杂结构中铜及其氧化物释放出来,使得熟化渣中铜质量含量<0.1%,铜浸出率可达到99%以上,实现了分银炉渣中铜的深度提取回收。
[0112]以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非对本发明保护范围的限制,尽管参照较佳实施例对本发明作了详细说明,本领域的普通技术人员应当理解,可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换,而不脱离本发明技术方案的实质和范围。
说明书附图(1)