CN100393896C - 一种高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法 - Google Patents

一种高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法 Download PDF

Info

Publication number
CN100393896C
CN100393896C CNB2007100629371A CN200710062937A CN100393896C CN 100393896 C CN100393896 C CN 100393896C CN B2007100629371 A CNB2007100629371 A CN B2007100629371A CN 200710062937 A CN200710062937 A CN 200710062937A CN 100393896 C CN100393896 C CN 100393896C
Authority
CN
China
Prior art keywords
indium
iron
zinc
leaching
oxidation
Prior art date
Application number
CNB2007100629371A
Other languages
English (en)
Other versions
CN101003854A (zh
Inventor
夏光祥
禹耕之
韩宝玲
Original Assignee
中国科学院过程工程研究所
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by 中国科学院过程工程研究所 filed Critical 中国科学院过程工程研究所
Priority to CNB2007100629371A priority Critical patent/CN100393896C/zh
Publication of CN101003854A publication Critical patent/CN101003854A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN100393896C publication Critical patent/CN100393896C/zh

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

本发明属于氧化酸浸的湿法冶金方法处理高铟高铁高硫锌精矿,与高压浸出技术相比,本发明的主要特点是显著降低操作温度和压力,即锌精矿、表面活性剂和硫酸水溶液组成的矿浆在95~105℃温度及0.2~0.4MPa氧压力下操作。由木质素磺酸钠或钙盐作表面活性剂,其作用是改变硫化物和元素硫的疏水性提高浸取速度和矿浆的悬浮流动性。由于操作温度低于溶液体系的常压沸点,故可采用普通胶管泵代替油隔膜高压泥浆泵,无需钛质换热器及减压闪蒸器,锌及铟的浸出率可达95~99%以上,元素硫产率在80%以上,所得浸出液可按常规法处理,分别回收各有价成份,在工程上易于实践。工业铟的总回收率可达90~95%以上。

Description

一种髙铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法

技术领域

本发明属于高铟高铁锌精矿的冶炼方法,系一种自矿中提取铟、锌及硫磺的全湿法冶金 工艺过程。 背景技术

在工业上开采的铅锌矿经浮选分选后得到的锌精矿,其中含铁>10%、锌<40%作为等级外 的锌精矿,仅能供给冶炼上作配料用。精矿中的锌铁硫三种主要成分含量已高达90%以上, 例如含34%Zn、 25%Fe、 32%S的锌精矿,无法再通过选矿工业手段降低其中的铁含量;铟 的含量在0.1%以上,价值重要。

对于高铟髙铁锌精矿的处理,通常用焙烧法,约95%的铟保留在焙砂中,呈铁酸锌包裹 体存在,必需用高温高酸度浸出才能自焙砂中获得95%的锌、铟的浸出率。浸出液经净化电 解得到电解锌。在除铁过程中,铟与铁经中和沉淀,酸溶解、萃取,直至金属置换得到海绵 铟。上述工艺存在流程长,铟回收率低等缺点。

加压氧化酸浸工艺可较好克服焙烧法的缺点,该工艺的原料适应性强,浸出率高,可用 于处理高铟高铁锌精矿。但由于浸出须在150'C下进行,氧化反应热不足以维持自热,必需 加一个热交换系统,增加了技术和设备的投资。目前,相关改进工作有云南冶金集团的专利 技术(参阅CN1664131A、及CN1718782A),但该两项专利均系在110~150"或140-16tTC 范围内氧化酸浸处理高铟高铁硫化锌精矿,仍然存在反k温度过高的缺点,其最低操作温度 在110'C已临近硫的熔点119t:;此外在14(M60'C间作业,有操作压力高等一些不利因素。 发明内容

本发明克服了现有方法的不足,提出了工业化实施简易的一种处理高铟高铁锌精矿的湿 法冶金新工艺。

实现本发明的步骤是:(1)将磨细到90~96%过0.043mm筛的高铟高铁高硫锌精矿与含 有表面活性剂的硫酸溶液浆化入釜,矿浆浓度液固比为3~5:1,在95~1051\ 0.2W.4Mpa氧 压下进行氧化浸出,反应1.5~4.0小时后,按每吨矿200~800g明胶的标准加入明胶溶液,经 过滤洗涤后,得到氧化浸出液,其中锌、铟、铜、镉等有效金属高效浸出,而硫、铅等则留 在浸渣中;(2)氧化浸取所用表面活性剂,为造纸厂废液制备成的木质素磺酸钠或钙盐,有 效含量约50%,矿浆制备时,表面活性剂用量为干矿重的0.01~0.05%; (3)氧化浸出液,用 锌精矿再进行Fe^—F^+的还原处理。固液分离后,溶液中和得到含铟铁的沉淀物,还原渣返

回氧化浸出;(4)铟渣用硫酸溶液溶解,清液进入萃取系统,再用锌片置换得海绵铟;(5) 沉淀分离铟铁之后的溶液,经深度净化除铁、铜、镉后,供锌电解或制取氧化锌制品。

有益效果

1. 采用95~105*0的浸取温度,低于浸取液的常压沸点,用耐压05Mpa的加压反应设备 代替工业的焙烧系统,以规模生产系统而言,基建投资约降低40%,以浸取系统而言,可用 胶管泵代替油隔膜泥浆泵:省略矿浆换热系统,特别是投资较髙的钛质换热设备,勿需闪速 减压降温设备,大大减少了设备投资。

2. 矿中硫成份80%转变为固态元素硫产品,易于贮存或转移,不像产出硫酸而受市场的 限制。

3. 以本方案与常规的"焙烧""浸取法"相比,锌及铟的浸出率均由80%提髙到95%。 附图说明:图l为本发明的工艺流程图;

具体实施例

实施例1:锌精矿成份(%)为:25Zn, 26Fe, 25S, 0.90In,精矿磨细,90免通过0.043mm筛。

将200g矿,0.1g木质素磺酸鈣及含196g硫酸的一升水溶液,倒入2000ml的钛质高压釜 中,温度95'C,氧压力0.2Mpa,通入氧气,反应L5hr后,按每吨矿200~800g明胶的标准 加入相应量的明胶溶液,经过滤洗涤后,得到氧化浸出液,其中锌、铟、铜、镉等有效金属 高效浸出,而硫、铅等则留在浸渣中。

操作结果是:94m3/t02,浸渣产率38.8%,反应后溶液含H2S04为48g/L,反应结果是: 锌浸率99%,铁浸率81%,铟浸率97.8%, Sn产率85免,通常自溶液中沉铟[硫酸再溶解 ^P204三级萃取、三级酸洗及二级反萃的铟回收率为93.7%。

实施例2:锌精矿成份(%): 34Zn, 25Fe, 32S, 0.50In,精矿磨细,92%通过0.043mm筛。

将200g矿,0.1g木质素磺酸钙及含184g硫酸的一升水溶液,倒入2000ml的钛质高压釜 中,温度1(XTC,氧压力0.4Mpa,通入氧气,反应2hr后,按每吨矿200~800g明胶的标准加 入相应量的明胶溶液,经过滤洗涤后,得到氧化浸出液,其中锌、铟、铜、镉等有效金属高 效浸出,而硫、铅等则留在浸渣中。

操作结果是:123m3/t02,浸渣产率41.0%,反应后溶液含H2S04为32g/L,反应结果是: 锌浸率97%,铁浸率80%,铟浸率96%, Se产率86免。还原操作时,Fe^由占总铁26%上升 为96%,即37.6§/1^6+2,利于萃取作业。

实施例3:锌精矿成份(%)为:40Zn, 13Fe, 33S, 0.046In,精矿磨细,96免通过0.043mm筛。

将300g矿,0.06g木质素磺酸钙及含240g硫酸的一升水溶液,倒入2000ml的钛质高压 釜中,温度100'C,氧压力03Mpa,通入氧气,反应4hr后,按每吨矿200~800g明胶的标准 加入相应量的明胶溶液,经过滤洗涤后,得到氧化浸出液,其中锌、铟、铜、镉等有效金属 高效浸出,而硫、铅等则留在浸渣中。

操作结果是:耗氧气94mS/t矿,浸渣产率41.3%,反应后溶液含H2S04为68g/L,反应 结果是:锌浸率99%,铁浸率81%,铟浸率97.3%, SG产率86免,通常自溶液中沉铟^—硫 酸再溶解一P204三级萃取、三级酸洗及二级反萃的铟回收率为93.7%。

实施例4:锌精矿成份(%)为:34Zn, 23Fe, 32S, 0.41In,精矿磨细,94免通过0.043mm筛。

将250g矿,0.1g木质素磺酸钙及含237g硫酸的一升水溶液,倒入2000ml的钛质髙压釜 中,温度10CrC,氧压力(UMpa,通入氧气,反应3hr后,按每吨矿200~800g明胶的标准加 入相应量的明胶溶液,经过滤洗涤后,得到氧化浸出液,其中锌、铟、铜、镉等有效金属高 效浸出,而硫、铅等则留在浸渣中。

操作结果是:耗氧气98m"t矿,浸渣产率46.0%,反应后溶液含H2S04为57g/L,反应 结果是:锌浸率93%,铁浸率74.7%,铟浸率90.7%, Sn产率83免。

实施例5:锌精矿成份(%)为:27Zn, 25Fe, 28S, 0.23In,精矿磨细,95免通过0.043mm筛。

将200g矿,O.lg木质素磺酸钙及含160g硫酸的一升水溶液,倒入2000ml的钛质高压釜 中,温度95'C,氧压力0.3Mpa,通入氧气,反应3.51»后,按每吨矿200~800g明胶的标准 加入相应量的明胶溶液,经过滤洗漆后,得到氧化浸出液,其中锌、铟、铜、镉等有效金属 高效浸出,而硫、铅等则留在浸渣中。

操作结果是:耗氧气94m"t矿,浸渣产率38.8%,反应后溶液含H2S04为48g/L,反应 结果是:锌浸率99.0%,铁浸率81.0%,铟浸率97.3%, Sa产率85免。

实施例6:锌精矿成份(%)为:34Zn, 25Fe, 32S, 0.60In,精矿磨细,91免通过0.043mm筛。

将250g矿,O.lg木质素磺酸铐及含2Ug琉酸的一升水溶液,倒入2000ml的钛质高压釜 中,温度100r,氧压力0.3Mpa,通入氧气,反应3hr后,按每吨矿200~800g明胶的标准加 入相应量的明胶溶液,经过滤洗涤后,得到氧化浸出液,其中锌、铟、铜、镉等有效金属高 效浸出,而硫、铅等则留在浸渣中。

操作结果是:耗氧气123m3/1矿,浸渣产率43.6%,反应后溶液含H2S04为20g/L,反应 结果是:锌浸率93.7%,铁浸率81.5%,铟浸率93.7%, SC产率86免。

实施例7:锌精矿成份(%)为:32Zn, 25Fe, 32S, 0.41In,精矿磨细,95%通过320目的筛。

将200g矿,0.1g木质素磺酸钙及含193g硫酸的一升水溶液,倒入2000ml的钛质髙压釜 中,温度l(XTC,氧压力0,3Mpa,通入氧气,反应2.5111后,按每吨矿200~800g明胶的标准 加入相应量的明胶溶液,经过滤洗涤后,得到氧化浸出液,其中锌、铟、铜、镉等有效金属 高效浸出,而硫、铅等则留在浸渣中。

操作结果是:耗氧气129m"t矿,浸渣产率39.7%,反应后溶液含H2S04为40g/L,反应 结果是:锌浸率97.0%,铁浸率82.0%,铟浸率96.9%, SC产率82免。

Claims (4)

1.一种高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法,其步骤是: (1)高铟高铁高硫锌精矿主要成份为铟0.020~0.90wt%、铁13~25wt%、锌25~40wt%、硫25~33wt%; (2)将磨细到90~96%过0.043mm筛的高铟高铁高硫锌精矿与含有表面活性剂的硫酸溶液浆化入釜,矿浆浓度液固比为3~5∶1l/g,在一定的温度和氧压下进行氧化浸出,反应1.5~4.0小时后,按每吨矿200~800g明胶的标准加入明胶溶液,经过滤洗涤后,得到氧化浸出液,其中锌、铟、铜或镉有效金属高效浸出,而硫或铅则留在浸渣中; (3)氧化浸取所用表面活性剂,为造纸厂废液制备成的木质素磺酸钠或钙盐产品,有效含量为50wt%,矿浆制备时,表面活性剂用量为干矿重的0.01~0.05%; (4)氧化浸出液,用锌精矿再进行Fe3+→Fe2+的还原处理,固液分离后,溶液中和得到含铟铁的沉淀物;还原渣返回氧化浸出; (5)含铟铁的沉淀物用硫酸溶液溶解,清液进入萃取系统,再用锌片置换得海绵铟; (6)沉淀分离铟铁之后的溶液,经深度净化除铁、铜、镉后,供锌电解或制取氧化锌制品。
2. 根据权利要求1所述的高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法,其特征是:所述的氧化浸出 反应的温度为95~105°C。
3. 根据权利要求1所述的高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法,其特征是:所述的氧化浸出 反应的氧压为0.2〜0.4Mpa。
4.根据权利要求1所述的高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法,其特征是:所述的加压酸浸为一段加压浸出方法。
CNB2007100629371A 2007-01-22 2007-01-22 一种高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法 CN100393896C (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CNB2007100629371A CN100393896C (zh) 2007-01-22 2007-01-22 一种高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CNB2007100629371A CN100393896C (zh) 2007-01-22 2007-01-22 一种高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN101003854A CN101003854A (zh) 2007-07-25
CN100393896C true CN100393896C (zh) 2008-06-11

Family

ID=38703227

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CNB2007100629371A CN100393896C (zh) 2007-01-22 2007-01-22 一种高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN100393896C (zh)

Families Citing this family (16)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101829633B (zh) * 2010-04-01 2013-03-06 江西理工大学 湿法冶炼中高温条件下从酸浸矿浆中直接浮选回收金银工艺
CN101829635B (zh) * 2010-04-01 2013-04-17 江西理工大学 湿法炼锌酸浸矿浆浮选回收金银工艺
FI123266B (fi) * 2010-06-04 2013-01-15 Outotec Oyj Method and apparatus for homogenizing and stabilizing an iron-containing precipitate
CN102000613B (zh) * 2010-11-02 2012-10-10 蓝星化工新材料股份有限公司 一种铁系催化剂失活再生的方法
CN102586601A (zh) * 2012-03-09 2012-07-18 大兴安岭云冶矿业开发有限公司 湿法炼锌生产中利用加压釜进行除铁的方法
CN102560087B (zh) * 2012-03-23 2013-06-12 广西冶金研究院 一种从含高铁铟锌焙砂中提取铟锌及制备氧化铁的方法
CN102703690A (zh) * 2012-06-15 2012-10-03 广西金山铟锗冶金化工有限公司 一种联合处理高硅铁复杂氧化锌贫矿选矿的方法
CN103540766B (zh) * 2012-07-17 2017-08-25 陕西锌业有限公司 高氟、氯含量氧化锌物料回收铟萃余液除氟、氯、砷工艺
CN102851496B (zh) * 2012-10-08 2013-12-18 来宾华锡冶炼有限公司 一种高铟高铁锌精矿的处理方法
CN103409621A (zh) * 2013-07-22 2013-11-27 昆明理工大学科技产业经营管理有限公司 高铁硫化锌精矿与高铁锌焙砂浸出渣联合浸出的方法
CN104498716B (zh) * 2014-11-27 2016-08-31 合肥工业大学 一种节能环保的再生铅冶炼联产纸浆技术
CN105886797A (zh) * 2015-01-25 2016-08-24 昆明冶金高等专科学校 一种从多金属硫化物原料中制备海绵铟的方法
CN105002354A (zh) * 2015-07-28 2015-10-28 昆明理工大学 中低压富氧直接浸出硫化锌矿中锌及其他有价金属的方法
CN106498174B (zh) * 2016-11-16 2018-12-25 昆明冶金研究院 一种含铅工业废渣中金属铜、锌综合回收的方法
CN106834679B (zh) * 2017-02-22 2018-08-17 中南大学 磺酸溶液两段逆流加压氧化浸出硫化铅精矿中铅的方法
CN106756008B (zh) * 2017-02-22 2018-08-14 中南大学 磺酸溶液两段逆流常压氧化浸出硫化铅精矿中铅的方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO1998006879A1 (en) * 1996-08-12 1998-02-19 Outokumpu Base Metals Oy Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions
CN1664131A (zh) * 2004-12-15 2005-09-07 云南冶金集团总公司 高铟高铁硫化锌精矿加压酸浸-溶剂萃取分离提铟新方法
CN1718782A (zh) * 2005-07-28 2006-01-11 云南冶金集团总公司 含铟高铁硫化锌精矿加压酸浸-中和沉淀分离铟生产锌铟方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO1998006879A1 (en) * 1996-08-12 1998-02-19 Outokumpu Base Metals Oy Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions
CN1664131A (zh) * 2004-12-15 2005-09-07 云南冶金集团总公司 高铟高铁硫化锌精矿加压酸浸-溶剂萃取分离提铟新方法
CN1718782A (zh) * 2005-07-28 2006-01-11 云南冶金集团总公司 含铟高铁硫化锌精矿加压酸浸-中和沉淀分离铟生产锌铟方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
高铟高铁闪锌矿加压酸浸工艺研究. 王吉坤,彭建蓉,杨大锦,阎江峰.有色金属(冶炼部分),第2期. 2006
高铟高铁闪锌矿加压酸浸工艺研究. 王吉坤,彭建蓉,杨大锦,阎江峰.有色金属(冶炼部分),第2期. 2006 *

Also Published As

Publication number Publication date
CN101003854A (zh) 2007-07-25

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN103526024B (zh) 一种清洁环保的高铟高铁锌精矿综合回收新工艺
US6569224B2 (en) Hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt values from a sulfidic flotation concentrate
US7341700B2 (en) Method for recovery of metals from metal-containing materials using medium temperature pressure leaching
AU2002329630B2 (en) Process for direct electrowinning of copper
RU2137856C1 (ru) Способ извлечения меди из сернистой медной руды или концентрата
AU2006298627B2 (en) Method for processing nickel bearing raw material in chloride-based leaching
JP4525428B2 (ja) ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
US7666371B2 (en) Method for recovering metal values from metal-containing materials using high temperature pressure leaching
JP4352823B2 (ja) 硫化銅鉱物を含む銅原料の精錬方法
CN101643857B (zh) 一种复杂铜铅锌银多金属硫化矿综合回收方法
CN101298638B (zh) 一种从红土镍矿浸出液分离富集镍钴的方法
EP0698127B1 (en) Recovery of metals from sulphidic material
FI116145B (fi) Prosessi kuparin uuttamiseksi sulfidikuparimalmista tai -rikasteesta
CN1938436B (zh) 从氧化的含金属原料中回收金属
Sole et al. Solvent extraction in southern Africa: an update of some recent hydrometallurgical developments
CN101225476B (zh) 从铅冰铜中回收铜的工艺
CN102586600B (zh) 从铅冰铜中回收有价金属的工艺
CN102925706B (zh) 一种处理钴镍铜湿法冶金废水渣的方法
Wang Copper leaching from chalcopyrite concentrates
CN101509069B (zh) 一种全湿法选择性浸出水钴矿的方法
RU2023728C1 (ru) Способ извлечения цинка, меди, свинца и серебра из цинкжелезосодержащего сульфидного сырья
EP1790739B2 (en) Process for extraction of nickel, cobalt, and other base metals from laterite ores by using heap leaching and product containing nickel, cobalt and other metals from laterite ores
AU779496B2 (en) Resin-in-pulp method for recovery of nickel and cobalt from oxidic ore leach slurry
US8828353B2 (en) Controlled copper leach recovery circuit
JP2008533294A (ja) ニッケル及びコバルトを含有する鉱石の連続浸出または同時浸出

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant
C17 Cessation of patent right
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee

Granted publication date: 20080611

Termination date: 20140122