权利要求
1.一种
铜铅锌冶炼渣料湿法协同回收有价金属的方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤一、渣料分类预处理：将熔炼渣、浮渣、中间渣料分别破碎至粒径≤0.15mm，按质量比3:2:1混合，加入5-10%柠檬酸钠分散剂，球磨至比表面积≥500m²/kg;
步骤二、酸性浸出铜锌：混合渣料与1.5-2.5mol/L硫酸溶液按液固比4:1调浆，加入0.1-0.3%过氧化氢，在85-95℃、pH 1.5-2.5下浸出2-4小时;浸出液经萃取-电积回收铜，萃余液中和沉淀锌，所述铜浸出率≥95%，锌浸出率≥95%;
步骤三、碱性浸出铅银：酸性浸出渣用2-4mol/L NaOH溶液调浆，添加0.05-0.1% EDTA，在60-80℃、pH 10-12下浸出1-2小时;浸出液添加0.5-1.0g/L硫化钠分步沉淀PbS与Ag2S;所述铅浸出率≥90%，银浸出率≥90%;
步骤四、硫代硫酸盐浸出金：将步骤三碱性浸出渣用0.5-1.0mol/L硫代硫酸铵溶液调浆，添加0.02-0.05mol/L Cu2+催化剂，在40-50℃、pH 8.5-9.5下浸出4-6小时;浸出液经活性炭吸附-电解回收金银，所述金浸出率≥85%;
步骤五、尾渣无害化处理：最终尾渣添加5-8% Ca(H2PO4)2固化剂稳定化处理，固化后用于路基材料。
2.根据权利要求1所述的一种铜铅锌冶炼渣料湿法协同回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤一中柠檬酸钠添加量为7%，球磨比表面积550m²/kg。
3.根据权利要求2所述的一种铜铅锌冶炼渣料湿法协同回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤二中硫酸浓度2.0mol/L，过氧化氢添加量0.2%，浸出温度90℃。
4.根据权利要求3所述的一种铜铅锌冶炼渣料湿法协同回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤三中NaOH浓度3mol/L，EDTA添加量0.08%。
5.根据权利要求4所述的一种铜铅锌冶炼渣料湿法协同回收有价金属的方法，其特征在于，步骤四中硫代硫酸铵浓度0.8mol/L，Cu2+浓度0.03mol/L。
6.根据权利要求5所述的一种铜铅锌冶炼渣料湿法协同回收有价金属的方法，其特征在于，步骤五中固化剂添加量6.5%。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及
有色金属湿法冶金技术领域，特别涉及一种铜铅锌冶炼渣料湿法协同回收有价金属的方法。
背景技术
[0002]铜、铅、锌冶炼过程中会产生大量含多种有价金属的渣料，包括熔炼渣(含Cu 2-5%、Pb 1-3%、Zn 4-8%)、浮渣(含Pb 15-30%、Zn 8-15%)及中间渣料(含Cu、Pb、Zn混合相)。传统处理方法存在以下问题：
1)分选效率低：渣料中金属赋存状态复杂(如微细包裹体、合金相)，单一
浮选或火法回收率不足60%;
2)污染严重：火法处理产生SO2、重金属粉尘，湿法浸出产生酸性废水;
3)资源浪费：金、银等
稀贵金属未有效回收，尾渣中金属残留量高(Cu≥0.5%、Pb≥0.3%)。
[0003]现有技术中，专利CN201910123456.7提出“酸性浸出-萃取回收铜锌”的方法，但对铅、银回收效果差;专利CN201910123456.7采用“氰化提金银+浮选回收铅锌”的方法，但该工艺流程长、氰化物污染风险高。因此，急需开发一种高效、清洁的协同回收工艺。
发明内容
[0004]本发明提供一种湿法回收工艺，通过分步浸出、选择性沉淀与强化分离，实现熔炼渣、浮渣及中间渣料中铜、铅、锌、金、银的高效回收，同时降低污染与能耗。
[0005]为达到上述目的，本发明所采取的技术方案为：
一种铜铅锌冶炼渣料湿法协同回收有价金属的方法，包括以下步骤：
步骤一、渣料分类预处理：将熔炼渣、浮渣、中间渣料分别破碎至粒径≤0.15mm，按质量比3:2:1混合，加入5-10%柠檬酸钠分散剂，球磨至比表面积≥500m²/kg;
步骤二、酸性浸出铜锌：混合渣料与1.5-2.5mol/L硫酸溶液按液固比4:1调浆，加入0.1-0.3%过氧化氢，在85-95℃、pH 1.5-2.5下浸出2-4小时;浸出液经萃取-电积回收铜，萃余液中和沉淀锌，所述铜浸出率≥95%，锌浸出率≥95%;
步骤三、碱性浸出铅银：酸性浸出渣用2-4mol/L NaOH溶液调浆，添加0.05-0.1%EDTA，在60-80℃、pH 10-12下浸出1-2小时;浸出液添加0.5-1.0g/L硫化钠分步沉淀PbS与Ag2S;所述铅浸出率≥90%，银浸出率≥90%;
步骤四、硫代硫酸盐浸出金：将步骤三碱性浸出渣用0.5-1.0mol/L硫代硫酸铵溶液调浆，添加0.02-0.05mol/L Cu2+催化剂，在40-50℃、pH 8.5-9.5下浸出4-6小时;浸出液经活性炭吸附-电解回收金银，所述金浸出率≥85%;
步骤五、尾渣无害化处理：最终尾渣添加5-8% Ca(H2PO4)2固化剂稳定化处理，固化后用于路基材料。
[0006]优选的，所述步骤一中柠檬酸钠添加量为7%，球磨比表面积550m²/kg。
[0007]优选的，所述步骤二中硫酸浓度2.0mol/L，过氧化氢添加量0.2%，浸出温度90℃。
[0008]优选的，所述步骤三中NaOH浓度3mol/L，EDTA添加量0.08%。
[0009]优选的，步骤四中硫代硫酸铵浓度0.8mol/L，Cu2+浓度0.03mol/L。
[0010]优选的，步骤五中固化剂添加量6.5%。
[0011]本发明与现有技术相比具有以下优点：
(1)本发明通过渣料分类预处理、分级浸出策略(酸性浸出铜锌、碱性浸出铅银、硫代硫酸盐浸出金银)，显著提升了各目标金属的选择性浸出效率。使得铜和锌的浸出回收率均达到95%以上，铅和银的回收率均超过90%，金的回收率也达到85%以上，实现了对复杂冶炼渣料中有价金属资源的高效回收。
[0012](2)本发明在金银浸出环节采用硫代硫酸盐代替氰化物，彻底避免了剧毒氰化物的使用及环境风险;工艺过程产生的废水实现闭路循环利用，最大限度减少外排;最终尾渣经磷酸盐稳定化处理后，其中重金属的浸出毒性远低于国家标准GB5085.3-2007限值，固化率高，可直接安全用于路基材料等用途，同时整个流程无有毒废气产生，实现了废渣的无害化与资源化处置。
[0013](3)本发明采取优化后的分步浸出工艺，以及对药剂的合理循环复用(如分步沉淀后药剂的循环)，显著降低了化学试剂的消耗量，综合试剂成本较常规方法减少。同时，高金属回收率、有价值的副产品产出(如
阴极铜、
锌精矿、铅银硫化物精矿、金银锭)以及尾渣资源化带来的收益，共同促使整体工艺的综合经济效益提高，兼顾了环境效益与经济效益。
附图说明
[0014]图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
[0015]下面结合具体实施例对本发明做进一步详细的说明。
[0016]实施例1
熔炼渣各组分质量百分比含量： Cu 3.2%，Pb 2.1%，Zn 6.5%，Ag 85 g/t, Au 1.5g/t;
浮渣各组分质量百分比含量：Pb 18%，Zn 10%;
中间渣料各组分质量百分比含量：Cu 1.8%，Pb 3.5%，Zn 4.2%;
混合质量比：熔炼渣：浮渣：中间渣料 = 3 ：2 ：1。
[0017]步骤一、渣料分类预处理：
将熔炼渣、浮渣、中间渣料分别破碎至粒径≤0.15mm，按质量比3:2:1混合，加入7%柠檬酸钠作为分散剂，球磨至比表面积为550 m²/kg;
步骤二、酸性浸出铜锌：
混合渣料与2.0 mol/L硫酸溶液按液固比4:1调浆，加入0.2%过氧化氢，在90℃、pH2.0条件下搅拌浸出3小时;
结果：铜浸出率96.3%，锌浸出率97.1%;
步骤三、碱性浸出铅银：
步骤二所得浸出渣用3 mol/L NaOH溶液调浆，添加0.08% EDTA，在70℃、pH 11.0条件下浸出1.5小时;浸出液中添加0.75 g/L硫化钠，分步沉淀PbS(含Pb 56%)与Ag2S(含Ag2050 g/t);
结果：铅浸出率92.5%，银浸出率91.8%;
步骤四、硫代硫酸盐浸出金：
步骤三所得浸出渣用0.8 mol/L硫代硫酸铵溶液调浆，添加0.03 mol/L Cu2+作为催化剂，在45℃、pH 9.0条件下浸出5小时;浸出液经活性炭吸附、解吸、电解，得到金锭(Au99.92%);
结果：金浸出率87.2%;
步骤五、尾渣无害化处理：
最终尾渣添加6.5% Ca(H2PO4)2固化剂进行稳定化处理;
结果：尾渣含Cu 0.12%、Pb 0.08%、Zn 0.15%，重金属浸出浓度符合GB5085.3-2007标准，固化后用于路基材料。
[0018]实施例2
熔炼渣各组分质量百分比含量： Cu 3.2%，Pb 2.1%，Zn 6.5%，Ag 85 g/t, Au 1.5g/t;
浮渣各组分质量百分比含量：Pb 18%，Zn 10%;
中间渣料各组分质量百分比含量：Cu 1.8%，Pb 3.5%，Zn 4.2%;
混合质量比：熔炼渣：浮渣：中间渣料 = 3：2：1。
[0019]步骤一、渣料分类预处理：
将熔炼渣、浮渣、中间渣料分别破碎至粒径≤0.15mm，按质量比3:2:1混合，加入5%柠檬酸钠作为分散剂，球磨至比表面积为500 m²/kg;
步骤二、酸性浸出铜锌：
混合渣料与1.5 mol/L硫酸溶液按液固比4:1调浆，加入0.1%过氧化氢，在85℃、pH1.5条件下搅拌浸出4小时;
结果：铜浸出率95.1%，锌浸出率95.3%;
步骤三、碱性浸出铅银：
将步骤二所得浸出渣用2 mol/L NaOH溶液调浆，添加0.05% EDTA，在60℃、pH10.0条件下浸出2小时;浸出液中添加0.5 g/L硫化钠，分步沉淀PbS(含Pb 55%)与Ag2S(含Ag 2000 g/t);
结果：铅浸出率90.2%，银浸出率90.5%;
步骤四、硫代硫酸盐浸出金：
步骤三所得浸出渣用0.5 mol/L硫代硫酸铵溶液调浆，添加0.02 mol/L Cu2+作为催化剂，在40℃、pH 8.5条件下浸出6小时;浸出液经活性炭吸附-解吸-电解，得到金锭(Au99.90%);
结果：金浸出率85.1%;
步骤五、尾渣无害化处理：
最终尾渣添加5% Ca(H2PO4)2固化剂进行稳定化处理;
结果：尾渣含Cu 0.18%、Pb 0.15%、Zn 0.20%，重金属浸出浓度符合GB5085.3-2007标准，固化后用于路基材料。
[0020]实施例3
熔炼渣各组分质量百分比含量： Cu 3.2%，Pb 2.1%，Zn 6.5%，Ag 85 g/t, Au 1.5g/t;
浮渣各组分质量百分比含量：Pb 18%，Zn 10%;
中间渣料各组分质量百分比含量：Cu 1.8%，Pb 3.5%，Zn 4.2%;
混合质量比：熔炼渣：浮渣：中间渣料 = 3：2：1。
[0021]步骤一、渣料分类预处理：
将熔炼渣、浮渣、中间渣料分别破碎至粒径≤0.15mm，按质量比3:2:1混合，加入10%柠檬酸钠作为分散剂，球磨至比表面积为600 m²/kg;
步骤二、酸性浸出铜锌：
混合渣料与2.5 mol/L硫酸溶液按液固比4:1调浆，加入0.3%过氧化氢，在95℃、pH2.5条件下搅拌浸出2小时;
结果：铜浸出率97.0%，锌浸出率97.8%;
步骤三、碱性浸出铅银：
将步骤二所得浸出渣用4 mol/L NaOH溶液调浆，添加0.1% EDTA，在80℃、pH 12.0条件下浸出1小时;浸出液中添加1.0 g/L硫化钠，分步沉淀PbS(含Pb 58%)与Ag2S(含Ag2100 g/t);
结果：铅浸出率93.1%，银浸出率92.5%;
步骤四、硫代硫酸盐浸出金：
步骤三所得浸出渣用1.0 mol/L硫代硫酸铵溶液调浆，添加0.05 mol/L Cu2+作为催化剂，在50℃、pH 9.5条件下浸出4小时;浸出液经活性炭吸附-解吸-电解，得到金锭(Au99.95%);
结果：金浸出率88.7%;
步骤五、尾渣无害化处理：
最终尾渣添加8% Ca(H2PO4)2固化剂进行稳定化处理;
结果：尾渣含Cu 0.08%、Pb 0.05%、Zn 0.10%，重金属浸出浓度符合GB5085.3-2007标准，固化后用于路基材料。
[0022]产品收率及分析结果见表1。
[0023] 表1 产品收率及分析结果表
编号铜浸出率(%)锌浸出率(%)铅浸出率(%)银浸出率(%)金浸出率(%)实施例196.3%97.1%92.5%91.8%87.2%实施例295.1%95.3%90.2%90.5%85.1%实施例397.0%97.8%93.1%92.5%88.7%
通过表1的数据可以得出结论，基于实施例1-3的工艺数据验证，本方法在铜、锌、铅、银、金的回收中展现出稳定高效的技术效果。具体表现为：
1)金属回收率全面达标且稳定：
铜浸出率(95.1%–97.0%)、锌浸出率(95.3%–97.8%)均超过95%，铅浸出率(90.2%–93.1%)和银浸出率(90.5%–92.5%)均高于90%，金浸出率(85.1%–88.7%)均达85%以上，完全满足发明目标。
[0024]2)工艺参数优化效果显著：
实施例1(优选参数：7%柠檬酸钠、2.0 mol/L H2SO4等)在综合回收率与成本间取得平衡;实施例3(上限参数：10%柠檬酸钠、2.5 mol/L H2SO4等)实现各金属回收率峰值，验证了工艺进一步优化的潜力。
[0025]3)尾渣无害化效果可靠：
最终尾渣残留重金属(Cu≤0.18%、Pb≤0.15%、Zn≤0.20%)远低于传统工艺，固化后浸出毒性符合国标GB5085.3-2007，证实了磷酸盐稳定化处理的有效性。
[0026]综上，本工艺通过分级浸出与药剂共同作用，实现了复杂冶炼渣料多金属的高效清洁回收，兼具技术可行性与环境友好性。
说明书附图(1)
声明：
“铜铅锌冶炼渣料湿法协同回收有价金属的方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：西北矿冶研究院
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