本发明涉及湿法冶金技术领域，尤其是一种浸锌渣浸出铅、银废渣回收铜方法。
背景技术：
在铅锌冶金如锌焙砂高酸浸出及铅鼓风炉烟尘浸锌过程中，与锌伴生的重金属均富集在浸出渣中，此类浸出渣中铅和银的含量通常分别在10～60％、100～400g/t。这类浸出渣大部分直接送渣场堆存，除占用大量土地资源外，堆置时还须采取严苛的防护措施，这也为锌浸渣的直接堆存增加了成本。
上述浸锌渣中铅、银的含量可观，同时也是重要的二次矿产资源，从中回收铅、银具有很好的环境、经济及社会效益，所以本领域产生了很多铅、银回收综合处理浸锌渣的方法。例如：经过浮选处理浸出铅银；采用火法处理，产生铅银；但对于浮选过程中获得的铅、银浸出率较低，导致对浸锌渣回收铅银综合处理成本较高，价值较低；对于火法处理，能耗较高，又会产生含铅炉渣、烟气、烟尘，增加了环保压力。为此，采用湿法冶金方法综合处理回收铅银得到了快速发展，并有研究者采用氯化浸铅/碱浸铅-氰化浸银方法从浸锌渣中回收铅、银。氯化浸出的铅是以结晶形式产出，铅结晶率、结晶品质均会受到工艺条件的影响，而且整体上浸出率较低，并且氯化铅用途较窄，而且在浸出处理过程中，铅带走了大量的氯离子，使得在母液循环过程需要补充新的氯盐，而碱浸铅处理通常是硫化沉铅，得到了硫化铅应用范围较为狭窄；同时，采用氰化浸银处理需要在高温高压下，条件较为苛刻。为此，本领域有研究者将锌浸出渣加氯化钙及少量双氧水和盐酸进行浸出，使其中的铅、银得到浸出进入溶液，浸出液用金属铅置换银，置换后液再用金属铁置换铅；铅置换后液用氧化钙调ph，使溶液中的铁以氢氧化物的形成沉淀，沉铁后的氯化钙溶液返回到锌浸渣浸出工序。有效的使得铅银浸出之后的，经过置换反应回收铅、银，降低了能耗，而且避免了铅带走氯离子，避免除铅、银返回处理过程需要补充氯化盐的缺陷。
可是，在浸锌渣中还含有大量的铜，占比达到了0.4-1.3％，而这部分铜通常以硫化铜、氧化铜、氢氧化铜等形式存在，这些铜的存在，不仅导致回收铅、银之后的渣存量较大，处理难度和成本增高，同时还使得大量的铜资源损失。而现有技术中，铜的回收通常采用的是浮选出来，再将其沉锌处理，但是铜的浮选效果不理想，而且需要经过多次扫选，造成处理工艺流程较长。
技术实现要素：
为了解决现有技术中存在的上述技术问题，本发明提供一种浸锌渣浸出铅、银废渣回收铜方法。
具体是通过以下技术方案得以实现的：
经过在将浸锌渣中的铅、银浸出处理之后，再将浸出得到的废渣作为原料来回收铜，并经过将该废渣浆化处理，浆液硫化处理，磁场环境捕收剂溶液捕收处理，使得对铜的回收率大幅度的提高，降低了浸锌渣浸出铅、银之后废渣中的铜资源损失，而且工艺流程较短。
经研究发现：经过一次捕收铜，能够使得铜的回收率达到66％以上，极大程度的提高了铜的回收率，极大程度的缩短了铜捕收浮选回收工艺，降低了铜回收成本。
具体实施方式
下面结合具体的实施方式来对本发明的技术方案做进一步的限定，但要求保护的范围不仅局限于所作的描述。
本发明创造采用的浸锌渣浸出铅、银之后的废渣是将浸锌渣按照以下处理后得到的废渣：
采用氯化钙溶液和添加剂将浸锌渣中的铅、银浸出，获得浸出液和浸出废渣；所述的添加剂是双氧水。所述的氯化钙溶液，在添加添加剂之后，氯化钙的浓度为100-400g/l。所述的添加剂，添加量与氯化钙溶液中氯化钙的体积质量比为1:4-7。详细的是：将浸锌渣采用混合溶液，在ph为1.0、温度30-70℃下浸出处理2h，混合溶液与浸锌渣液固质量比为5-12:1；其中，混合液是氯化钙溶液与双氧水混合而成的，混合液中氯化钙浓度为100-400g/l，氯化钙溶液与双氧水质量体积比为4-7g:1ml；过滤得到浸出液和浸出废渣。
将浸出得到的废渣，按照本发明创造的处理方式进行铜的回收处理：具体是浸锌渣浸出铅、银废渣回收铜方法，包括以下步骤：
(1)将浸锌渣浸出铅、银废渣浆化处理，得浆液；
(2)将浆液进行硫化处理，得硫化处理物；
(3)向硫化处理物中加入捕收剂溶液，开启充气阀门，刮泡，得铜精矿和尾矿；尾矿过滤后滤液返回配制捕收剂溶液或者返回步骤(1)浆化处理浸锌渣浸出铅、银废渣；
在步骤(3)加入捕收剂溶液前，先将硫化处理物置于磁感线竖直向上的磁场环境中，并且磁场强度≥5a/m。
所述的浆化处理是将浸出铅、银后的浸锌渣加水配制成矿浆浓度为30-40％，再采用质量浓度为80-90％的硫酸调整ph值至3.5-4.5，搅拌5-10min，获得浆液。
所述的硫化处理是向浆液中加入硫化剂溶液，搅拌混合均匀，其中硫化剂溶液每千克含硫化钠7-10g，硫酸铵4-6g、硫化处理温度为40-70℃。
所述的捕收剂溶液每千克含丁基黄药1.3-1.8g，乙硫氮0.3-0.5g，捕收剂溶液温度为40-60℃。
所述的捕收剂溶液，加入时候，硫化处理物的温度为40-60℃。
所述的磁场强度为5-9a/m。
实施例1
称取1kg浸锌渣(pb35.87％，ag379.3g/t)，按照液固质量比为5:1，向其中加入氯化钙溶液与双氧水的混合液，并且在加入双氧水之后，氯化钙浓度为200g/l，双氧水的加入体积与氯化钙溶液中氯化钙质量的比为1ml：4g，在60℃下浸出，浸出时间为2h，浸出时ph控制为1.0。得浸出液和浸出废渣，其中铅浸出率达97.5％，银浸出率达91.5％。
浸出液处理：
将浸出液采用金属铅粉，在80℃置换银，金属铅粉用量按照理论用量的1.1倍加入，置换时间为3h，得到粗银粉0.36g和含铅溶液，银含量为90.3％。
将含铅溶液采用金属铁粉，在70℃置换铅，金属铁粉用量为理论用量的1.2倍，置换3h，得到铅颗粒628.5g和含铁溶液，铅含量为93.9％。
将含铁溶液分布竖直向下磁感线的磁场中，强度为5a/m，加入双氧水，采用氧化钙粉末调整溶液ph值为6.5，在70℃水解沉淀铁，并将分离得到的氯化钙溶液返回浸出处理浸锌渣，双氧水加入量与金属铁粉加入的摩尔质量相等。铁沉淀量为98.99％。
浸出废渣处理：
浆化处理：将浸出废渣(含铜1.7％)加水配制成矿浆浓度为30％，再采用质量浓度为80％的硫酸调整ph值至3.5，搅拌5-10min，获得浆液。
硫化处理：向1l浆液中加入200ml硫化剂溶液，搅拌混合均匀，其中硫化剂溶液每千克含硫化钠7g，硫酸铵4g、硫化处理温度为40℃。
捕收铜：向硫化处理物中加入180ml捕收剂溶液，开启充气阀门，刮泡，得铜精矿和尾矿；尾矿过滤后滤液返回配制捕收剂溶液或者返回浆化处理浸锌渣浸出铅、银废渣；捕收剂溶液每千克含丁基黄药1.3g，乙硫氮0.3g，捕收剂溶液温度为40℃；捕收剂溶液，加入时候，硫化处理物的温度为40℃；在加入捕收剂溶液前，先将硫化处理物置于磁感线竖直向上的磁场环境中，并且磁场强度5a/m。得铜精矿11.3g，回收率约为66.47％。
实施例2
称取1kg浸锌渣(pb38.42％，ag309.7g/t)，按照液固质量比为12:1，向其中加入氯化钙溶液与双氧水的混合液，并且在加入双氧水之后，氯化钙浓度为400g/l，双氧水的加入体积与氯化钙溶液中氯化钙质量的比为1ml：7g，在70℃下浸出，浸出时间为2h，浸出时ph控制为1.0。得浸出液和浸出废渣，其中铅浸出率达97.4％，银浸出率达92.1％。
浸出液处理：
将浸出液采用金属铅粉，在30℃置换银，金属铅粉用量按照理论用量的1.1倍加入，置换时间为3h，得到粗银粉0.41g和含铅溶液，银含量为90.8％。
将含铅溶液采用金属铁粉，在80℃置换铅，金属铁粉用量为理论用量的1.2倍，置换3h，得到铅颗粒623.6g和含铁溶液，铅含量为94.2％。
将含铁溶液分布竖直向下磁感线的磁场中，强度为9a/m，加入双氧水，采用氧化钙粉末调整溶液ph值为7.5，在60℃水解沉淀铁，并将分离得到的氯化钙溶液返回浸出处理浸锌渣，双氧水加入量与金属铁粉加入的摩尔质量相等。铁沉淀量为99.31％。
浸出废渣处理：
浆化处理：将浸出废渣(含铜1.6％)加水配制成矿浆浓度为40％，再采用质量浓度为90％的硫酸调整ph值至4.5，搅拌5-10min，获得浆液。
硫化处理：向1l浆液中加入190ml硫化剂溶液，搅拌混合均匀，其中硫化剂溶液每千克含硫化钠10g，硫酸铵6g、硫化处理温度为70℃。
捕收铜：向硫化处理物中加入240ml捕收剂溶液，开启充气阀门，刮泡，得铜精矿和尾矿；尾矿过滤后滤液返回配制捕收剂溶液或者返回浆化处理浸锌渣浸出铅、银废渣；捕收剂溶液每千克含丁基黄药1.8g，乙硫氮0.5g，捕收剂溶液温度为60℃；捕收剂溶液，加入时候，硫化处理物的温度为60℃；在加入捕收剂溶液前，先将硫化处理物置于磁感线竖直向上的磁场环境中，并且磁场强度8a/m。得铜精矿12.4g，回收率约为77.5％。
实施例3
称取1kg浸锌渣(pb42.1％，ag365.3g/t)，按照液固质量比为8:1，向其中加入氯化钙溶液与双氧水的混合液，并且在加入双氧水之后，氯化钙浓度为300g/l，双氧水的加入体积与氯化钙溶液中氯化钙质量的比为1ml：5g，在30℃下浸出，浸出时间为2h，浸出时ph控制为1.0。得浸出液和浸出废渣，其中铅浸出率达98.3％，银浸出率达92.5％。
浸出液处理：
将浸出液采用金属铅粉，在30℃置换银，金属铅粉用量按照理论用量的1.1倍加入，置换时间为3h，得到粗银粉0.38g和含铅溶液，银含量为90.5％。
将含铅溶液采用金属铁粉，在30℃置换铅，金属铁粉用量为理论用量的1.2倍，置换3h，得到铅颗粒621.9g和含铁溶液，铅含量为94.3％。
将含铁溶液分布竖直向下磁感线的磁场中，强度为8a/m，加入双氧水，采用氧化钙粉末调整溶液ph值为7.0，在40℃水解沉淀铁，并将分离得到的氯化钙溶液返回浸出处理浸锌渣，双氧水加入量与金属铁粉加入的摩尔质量相等。铁沉淀量为99.28％。
浸出废渣处理：
浆化处理：将浸出废渣(含铜0.8％)加水配制成矿浆浓度为35％，再采用质量浓度为85％的硫酸调整ph值至4.0，搅拌5-10min，获得浆液。
硫化处理：向1l浆液中加入180ml硫化剂溶液，搅拌混合均匀，其中硫化剂溶液每千克含硫化钠8g，硫酸铵5g、硫化处理温度为60℃。
捕收铜：向硫化处理物中加入190ml捕收剂溶液，开启充气阀门，刮泡，得铜精矿和尾矿；尾矿过滤后滤液返回配制捕收剂溶液或者返回浆化处理浸锌渣浸出铅、银废渣；捕收剂溶液每千克含丁基黄药1.7g，乙硫氮0.4g，捕收剂溶液温度为50℃；捕收剂溶液，加入时候，硫化处理物的温度为50℃；在加入捕收剂溶液前，先将硫化处理物置于磁感线竖直向上的磁场环境中，并且磁场强度11a/m。得铜精矿5.3g，回收率约为66.25％。
在对浸出液处理过程中，经过将水解沉铁过程加入双氧水，实现了对含铁溶液中的亚铁离子氧化成三价铁离子，而三价铁离子核外最外层电子排布为3d5，其具有较强的顺磁性，在磁感线分布向下的磁场作用下，能够有助于铁离子向沉淀槽的底部迁移，使得铁离子能够在水解沉淀槽的底部沉淀析出，极大程度的提高了铁的沉淀析出率，提高了铁的回收率，降低了水解沉淀铁的后液中含铁量大幅度的降低，保证了沉铁后液能够返回利用过程中，降低对浸锌渣中锌不断进入溶液中富集的而回收的影响，也减弱、甚至消除了铁离子较大残留量对返回浸出浸锌渣处理过程中的影响，改善了对浸锌渣中的有益成分的浸出效率。
同理，在本发明创造中采用磁场处理捕收铜的过程中，利用的是cu2+核外最外层电子排布3d9，具有孤电子对，具有较强的顺磁性，使得在磁场作用下，铜离子不断的上浆液上层排布迁移，并且随着捕收溶液的加入，以及刮泡过程的处理，使得上部的铜离子浓度不断下降，故而底部的铜离子向上迁移，达到提高铜回收率的目的。
以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。