CN101876008A - 在湿法炼锌中降低浸出渣锌含量的方法 - Google Patents
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Abstract
一种在湿法炼锌中降低浸出渣锌含量的方法,其特征在于,用含酸溶液对浓密过后的浸出渣进行再次酸浸出。优选地,用于再次酸浸出的酸液为含硫酸的溶液,酸含量在160-220g/L。其可以是新配制的硫酸溶液,也可以锌电解废液。在使用锌电解废液的情况下,废液中的锌含量优选不超过60g/L,更优选不超过40g/L。根据本发明的方法可以较充分地提取出湿法炼锌工艺所产生锌浸出渣中的锌,可以将锌浸出渣中的最终锌含量降低至少2个百分点,具有明显的经济效益和环境效益。
Description
技术领域
本发明涉及有色金属冶炼领域,更具体地涉及锌冶炼。
背景技术
传统湿法炼锌法目前依然是国内普遍采用的炼锌法,其相比于热酸浸出法、硫化锌精矿直接浸出法具有设备简单、工艺成熟、产品质量好、金属回收率较高等优点。该方法是将锌焙砂用低温低酸浸出,然后用火法回收浸渣中的锌。低温低酸浸出包括中性浸出和酸性浸出两个步骤,其中,中性浸出控制浸出终点pH5.0~5.4,使大部分氧化锌溶解,得到的矿浆分离出上清液和底流。上清液经净化后通过电解而沉积出金属锌。底流进行酸性浸出以溶解残余的氧化锌。酸性浸出控制浸出终点残酸1~5g/L,PH值为2.5-3.5,在此酸度下,铁酸锌不会溶解而进入浸出液中。酸性浸出液作为锌焙砂的的浆化液返回到中性浸出阶段。酸性浸出后浸出渣含锌约20%,主要是以不溶的铁酸锌(ZnFe2O4)形态存在。因此,现有技术中锌浸出渣的含锌量依然很高,具有进一步降低的需要。
发明内容
本发明的目的在于提出常规湿法炼锌方法进一步降低浸出渣含锌的方法,具有生产成本低、操作较简单、不产生废渣、废气等的优点。
本发明的目的是通过以下途径实现的:
一种在湿法炼锌中降低浸出渣锌含量的方法,其特征在于,用含酸溶液对浓密过后的浸出渣进行再次酸浸出。
优选地,用于再次酸浸出的酸液为含硫酸的溶液,酸含量在160-220g/L。其可以是新配制的硫酸溶液,也可以是锌电解废液。在使用锌电解废液的情况下,废液中的锌含量优选不超过60g/L,更优选不超过40g/L。
在本发明的一种优选方式中,被再次酸浸出的锌浸出渣是经过银浮选的锌浸出渣。
根据本发明的方法可以较充分地提取出湿法炼锌工艺所产生锌浸出渣中的锌,可以将锌浸出渣中的最终锌含量降低至少2个百分点,具有明显的经济效益和环境效益。
附图说明
图1为根据本发明方法的一种示例性工艺流程图。
具体实施方式
发明人在生产实践中发现,在酸浸出之后的浓密过程中,矿浆在酸性浓密机中会进一步反应,使得酸性浓密底流的PH值与酸性浓密溢流PH值存在1.0-2.0的差异。这就是说,为了避免铁盐进入浸出液,在严格控制溢流的PH值在2.5-3.5区间时,矿浆底流部分的PH值依然允许进一步的酸浸出。
本发明正是基于以上发现而提出。根据本发明,对浓密过后的锌浸出渣进行再次酸浸出操作。用于酸浸出的酸可以是硫酸,在使用锌电解废酸的情况下,用于酸浸出的液体原料的含酸量(硫酸)可以在100-1700g/L范围内,优选160-220g/L。作为优选,新电解废液的含锌量不超过60g/L。作为进一步的优选,可以用新的硫酸水溶液作为浸出原料,以更充分地浸出锌该浸出可以长时间地进行,例如可以长达3-5小时,只要控制终点PH值不低于2.5,则浸出渣中的铁酸锌就不会大量被浸出。
作为进一步优选,对浓密后的浸出渣进行一次或多次银浮选操作。发明人发现,由于在浮选槽中进行银浮选时,需要大量充气搅拌,锌浸出渣矿浆中的可溶物将进一步溶解,部分矿物会被打碎重新露出新的表面,锌浸出渣矿浆PH值会再次上升1.0-2.0,同时矿浆温度也会下降10-20℃,这就为二次浸出提供更大的空间。
锌浸出渣矿浆中含有氧化锌,在酸浸出过程中,氧化锌与硫酸反应,生产可溶性硫酸锌,同时,浸出渣中的氢氧化铜和氧化铜也转化成可溶的硫酸铜。因此,根据本发明的二次酸浸出还可以部分提高铜回收率。
实施例1:
参见图1,将银浮选尾矿泵入浸出槽中,用节蒸汽加温到规定范围。同时加入锌电解废液(含锌量约40g/l),调节出口PH值到规定范围,再自流至(或泵到)尾矿浓密槽(或直接压滤)。原料成分见表1,生产工艺条件见表2。
表1:银浮选尾矿的化学成分:
成分 | Zn总 | Zn酸 | Zn水 | Cu |
含量(%) | 23.6 | 9.1 | 5.5 | 0.83 |
表2:银浮选尾矿再浸出工艺条件
矿浆密度(t/m3) | 浸出温度(℃) | 浸出始酸(g/l) | 浸出时间(h) | 终点PH |
1.8 | 90 | 20 | 3 | 2.5 |
银浮选尾矿再浸出结果见表3:
表3:银浮选尾矿再浸出的化学成分:
成分 | Zn总 | Zn酸 | Zn水 | Cu |
含量(%) | 20.2 | 6.5 | 5.3 | 0.69 |
实施例2:
将银浮选尾矿泵入浸出槽中,用节蒸汽加温到规定范围同时加入锌电解废液(含锌量约60g/l)调节出口PH值到规定范围,再自流(或泵到)尾矿浓密槽(或直接压滤)。原料成分见表4,生产工艺条件见表5。
表4:银浮选尾矿的化学成分:
成分 | Zn总 | Zn酸 | Zn水 | Cu |
含量(%) | 21.6 | 8.6 | 5.3 | 0.66 |
表5:银浮选尾矿再浸出工艺条件
矿浆密度(t/m3) | 浸出温度(℃) | 浸出始酸(g/l) | 浸出时间(h) | 终点PH |
1.6 | 70 | 10 | 2 | 3.5 |
银浮选尾矿再浸出结果见表6:
表6:银浮选尾矿再浸出的化学成分:
成分 | Zn总 | Zn酸 | Zn水 | Cu |
含量(%) | 19.1 | 5.3 | 4.8 | 0.55 |
实施例3:
将银浮选尾矿泵入浸出槽中,用节蒸汽加温到规定范围同时加入硫酸水溶液,调节出口PH值到规定范围,再自流(或泵到)尾矿浓密槽(或直接压滤)。原料成分见表7
表7:银浮选尾矿的化学成分:
成分 | Zn总 | Zn酸 | Zn水 | Cu |
含量(%) | 20.8 | 6.5 | 5.0 | 0.37 |
生产工艺条件见表8:
表8:银浮选尾矿再浸出工艺条件
矿浆密度(t/m3) | 浸出温度(℃) | 浸出始酸(g/l) | 浸出时间(h) | 终点PH |
1.7 | 85 | 15 | 5 | 3.0 |
银浮选尾矿再浸出结果见表9:
表9:银浮选尾矿再浸出的化学成分:
成分 | Zn总 | Zn酸 | Zn水 | Cu |
含量(%) | 16.4 | 5.1 | 4.5 | 0.25 |
根据本发明的工艺,至少可以将锌浸出渣中的锌含量降低两个百分点,在优选的工艺中,可以降低4个百分点,同时铜的浸出率至少可以提高5%,在优选的工艺中,可以提高10个百分点。锌的浸出渣率至少可以同步降低,具有很好的经济效益和环境效益。
Claims (6)
1.一种在湿法炼锌中降低浸出渣锌含量的方法,其特征在于,用含酸溶液对浓密过后的浸出渣进行再次酸浸出。
2.根据权利要求1所述的方法,其中,用于再次酸浸出的酸液为含硫酸的溶液,酸含量在160-220g/L。
3.根据权利要求1所述的方法,其中,用于再次酸浸出的酸液为新配制的硫酸溶液,酸含量在160-220g/L。
4.根据权利要求2所述的方法,其中,用于再次酸浸出的酸液为锌电解废液,其锌含量不超过60g/L。
5.根据权利要求2所述的方法,其中,用于再次酸浸出的酸液为锌电解废液,其锌含量不超过40g/L。
6.根据权利要求1-5任一项所述的方法,其中,被再次酸浸出的锌浸出渣是经过银浮选的锌浸出渣。
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Cited By (6)
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---|---|---|---|---|
CN102011009A (zh) * | 2010-12-21 | 2011-04-13 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种从湿法炼锌酸性浸出渣浮选银精矿中脱锌的方法 |
CN102352445A (zh) * | 2011-09-23 | 2012-02-15 | 来宾华锡冶炼有限公司 | 一种锌浸出渣热酸还原浸出方法 |
CN102719668A (zh) * | 2012-07-09 | 2012-10-10 | 山东理工大学 | 全湿法处理锌浸出渣分步提取锌、铅、银的工艺 |
CN103233120A (zh) * | 2013-04-27 | 2013-08-07 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 改善浮选银精矿在氧压酸浸过程中表面活性的方法 |
CN107354306A (zh) * | 2017-05-26 | 2017-11-17 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种降低浮选银精矿含锌的方法 |
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- 2009-12-17 CN CN2009102609259A patent/CN101876008A/zh active Pending
Cited By (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102011009A (zh) * | 2010-12-21 | 2011-04-13 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种从湿法炼锌酸性浸出渣浮选银精矿中脱锌的方法 |
CN102352445A (zh) * | 2011-09-23 | 2012-02-15 | 来宾华锡冶炼有限公司 | 一种锌浸出渣热酸还原浸出方法 |
CN102719668A (zh) * | 2012-07-09 | 2012-10-10 | 山东理工大学 | 全湿法处理锌浸出渣分步提取锌、铅、银的工艺 |
CN102719668B (zh) * | 2012-07-09 | 2014-12-17 | 山东理工大学 | 全湿法处理锌浸出渣分步提取锌、铅、银的工艺 |
CN103233120A (zh) * | 2013-04-27 | 2013-08-07 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 改善浮选银精矿在氧压酸浸过程中表面活性的方法 |
CN103233120B (zh) * | 2013-04-27 | 2016-01-20 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 改善浮选银精矿在氧压酸浸过程中表面活性的方法 |
CN107354306A (zh) * | 2017-05-26 | 2017-11-17 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种降低浮选银精矿含锌的方法 |
CN107699693A (zh) * | 2017-09-29 | 2018-02-16 | 南丹县南方有色金属有限责任公司 | 一种二次钴镍浸出渣处理工艺的改进方法 |
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