CN102676805B - 低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种回收低品位锌精矿伴生铅、银的工艺，其工艺步骤包括：中性浸出，低酸浸出，高酸浸出，第一段沉矾，第二段沉矾，浸出渣酸洗。本发明中产出的铅银渣有效富集了原料中的Pb、Ag等贵金属，变废为利为企业创造了新的经济增长点，减少了浸出渣堆放处理对环境的压力，提高了资源综合利用的水平。
Description
技术领域
本发明涉及一种高低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺。
背景技术
随着工业化进程的大力推进，有色金属产品需求量已经大幅度上升，有色金属产量也逐年增大，相应地就必须大力供应冶炼所需求的矿产原料。而近代工业已发展了上百年，矿产资源已消耗到一定的程度，需求总量逐年增大与供求资源的有限性及供求资源总量的递减规律是相互矛盾的，完全化解这种矛盾是不可能的，只能进行相关产业技术的大提升来减缓矛盾的突显。在矿冶行业，总体资源的局限已经摆在面前，因而必须在开采技术和提取技术的进步上来求得产业的升级。锌冶炼技术从早期的蒸馏冶炼方法，到常规锌冶炼工艺，再到热酸浸出-低污染黄钾铁矾冶炼工艺，然后现在国外开始推广应用的加压或常压直接浸出锌精矿的纯湿法冶炼工艺，锌冶炼技术一直朝着发展前进的步伐进行。由于锌资源总量的递减，而锌产能的不断扩大，冶炼企业对锌精矿原料的选择性越来越小，各种复杂原料最终都投入到冶炼系统中。这种特点的原料，对冶炼企业提出了严峻的考验。巴彦淖尔紫金有色金属有限公司是一个年设计产量为20万吨锌锭的大型有色冶炼企业，所用锌精矿原料大多产自本地矿山(地处内蒙古中西部地区)。此锌精矿原料与其它产地原料具有很大的差异，所选出的锌精矿具有几个显著的特点：一是锌品位低，平均含量低于48％；二是铁含量高，普遍含量在14％-20％(同行业锌精矿铁含量普遍低于10％以下)；三是钴含量高，达0.035％左右(同行业一般低于0.01％以下，高出同行业的3-4倍)。同时，贵重金属铅、银的含量在1％和100g/t锌精矿左右，在投入这种原料后，使用原先设计的热酸浸出-低污染黄钾铁矾工艺将出现高浸渣量和铁矾渣量大，分别可达到15万吨和5万吨左右，高浸渣中的有价金属银铅等无法回收，同时锌的回收率也下降，许多资源被浪费。
锌冶炼技术工艺的演变进程主要是先火法(蒸馏法)，然后火法与湿法结合(氧化焙烧-湿法浸出、净化、电积)，到当前国外开始有使用的全湿法工艺(加压或常压直接浸出)这样的过程。在国内锌行业，这三种技术并存着，随着环保意识、节能降耗意识的增强，国家政策逐渐推行使用节能环保的技术工艺，全火法工艺被限制应用。现在国内锌冶炼厂均利用部分火法与湿法相结合的工艺，同时也是尽量推行较少火法环节的冶炼工艺，因此以前推行的锌冶炼常规法也逐渐被低污染黄那铁矾(或黄钾铁矾)工艺替代，低污染黄钾铁矾工艺也是近年来新项目上马的首选工艺。但此项目面临的问题是，锌原料矿石产品成分越来越复杂多变，主金属锌品位逐渐降低，伴生金属、多金属矿的原料增多，其中以铁为主要杂质的原料成普遍性，这样势必给黄钾铁矾工艺带来了难题。除铁出现问题，并带来铁渣量大，锌损失量也大，其中伴生的有价金属不能很好的回收，也为资源的整体综合利用带来很大的不利。以前的常规方法，可以不考虑铁给伴生金属带来回收不利的问题，高浸渣可以一股脑投入到火法回转窑中，将有价金属铅银锌等回收了。而黄钾铁矾工艺，大部分的高浸渣一般都是被堆放到了渣场，不能有效地回收。据实际考察，有些这样的渣被出售，也仅仅是作为氧化锌厂的原料配料，即作为品位较高原料的配料，少量的投入，并没有大规模利用的可能，只回收了其中含量不高的锌，而另外的铅银不能被很好回收利用。因此，解决此道问题可以从黄钾铁矾上进行改进，或加大对高浸渣的回收利用的技术研究。有文献资料报道，采用浮选的方法将高浸渣中的有价金属进行回收，但由于回收金属品种不多，且回收率不高，并没有真正投入到实际生产应用中。因此，对于高浸渣的大规模应用，还需要投入更多技术研究。
巴彦淖尔紫金有色金属有限公司是一家新兴的大型有色金属冶炼企业，公司与国家各项指导政策方针紧密相联，在此正确的宏观政策方向中，企业积极开展科技创新，在创新技术引导下，积极为企业创造新的经济增长点。
该工艺在传统湿法锌冶炼浸出工艺的基础上，为了提高锌精矿原料中铅、银的富集回收效率，采用中性浸出底流首先进入低酸浸出，低酸浸出底流再进入高温高酸浸出，高温高酸上清进入低酸浸出抑制铁的“早熟”，低酸浸出上清液依次经过第一段沉矾和第二段沉矾。这样，一方面由于抑制了铁的“早熟”从而提高了高温高酸浸出过滤渣—铅银渣中银的富集程度；另一方面，由于增加了一段沉矾，也达到了系统深度除铁的目的。
发明内容
本发明的目的是针对现有炼锌工艺中，产渣量太大，原料中的贵金属铅和银得不到富集回收，提供一种低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺。
本发明低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺，其工艺步骤包括：中性浸出，低酸浸出，高酸浸出，第一段沉矾，第二段沉矾，浸出渣酸洗。
如上所述的低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺，其工艺步骤进一步为：
1)中性浸出：中性浸出是通过硫酸和锌焙砂的混合反应将锌焙砂中的锌浸出的过程，
反应温度为：70℃～80℃；反应时间：2.5h～3h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：pH＝5.2-5.4，中等强度搅拌；
2)低酸浸出：低酸浸出是通过高酸上清液与中性浸出低流的充分反应一是将中性浸出低流中的锌尽可能低浸出，二是控制系统中的铁离子在此过程中生成“铁矾”造成低酸浸出渣量增大而降低高温高酸浸出过滤渣铅银的品位。
反应温度为：50℃～65℃，优选为51℃～64℃；反应时间：1.5h～2.0h；液固比：5～7∶1；终酸酸度为：15g/L～19g/L，优选为：16g/L～18g/L；中等强度搅拌；
3)高酸浸出：高酸浸出是将低酸浸出过程中没有浸出的锌再次进行“完全”浸出，降低浸出渣量，最终提高高酸浸出渣中铅、银的富集品位；
反应温度为：90℃～95℃，优选为91℃～95℃；反应时间：2.5h～3.0h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：85g/L～100g/L，优选为：88g/L～97g/L；中等强度搅拌。
4)第一段沉矾：第一段沉矾包括，以系统中残留的Na+、NH4 +以及H3O+除铁最终生成“铁矾”渣，以锌焙砂为中和剂调节第一段沉矾过程中的酸度，确保除铁效果，
反应温度为：90℃～95℃，优选为：91℃～94℃；反应时间：2.5h～3.0h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：15g/L～20g/L，优选为16g/L～19g/L；中等强度搅拌。
5)第二段沉矾：第二段沉矾是第一段沉矾的延续，主要目的是通过继续加入碳酸氢钠和碳酸氢铵沉矾剂进行深度除铁。
应温度为：90℃～95℃，优选为：91℃～94℃；反应时间：2.5h～3.0h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：21g/L～25g/L中等强度搅拌。
6)、浸出渣酸洗：由于在第一段沉矾过程是以锌焙砂为中和剂的，所以为了提高锌金属的回收率，通过对一段沉矾渣的酸洗降低第一段沉矾浸出渣的渣含锌，
应温度为：70℃～75℃；反应时间：1.0h～1.5h；液固比：3～5∶1；终酸酸度为：40g/L～45g/L中等强度搅拌。
如上所述的低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺，其工艺步骤进一步为：
1)中性浸出：中性浸出是通过硫酸和锌焙砂的混合反应将锌焙砂中的锌浸出的过程，
反应温度为：75℃；反应时间：2.8h；液固比：8∶1；终酸酸度为：pH＝5.3，中等强度搅拌；
2)低酸浸出：低酸浸出是通过高酸上清液与中性浸出低流的充分反应一是将中性浸出低流中的锌尽可能低浸出，二是控制系统中的铁离子在此过程中生成“铁矾”而造成低酸浸出渣的渣量增大；
反应温度为：60℃；反应时间：1.8h；液固比：6∶1；终酸酸度为：17g/L；中等强度搅拌；
3)高酸浸出：高酸浸出是将低酸浸出过程中没有浸出的锌再次进行“完全”浸出，降低浸出渣量，最终提高高酸浸出渣中铅、银的富集品位；
反应温度为：90℃～95℃；反应时间：2.6h；液固比：8∶1；终酸酸度为：90g/L；中等强度搅拌。
4)第一段沉矾：第一段沉矾包括，以系统中残留的Na+、NH4 +以及H3O+除铁最终生成“铁矾”渣，以锌焙砂为中和剂调节第一段沉矾过程中的酸度，确保除铁效果，
反应温度为：92℃；反应时间：2.6h；液固比：8∶1；终酸酸度为：18g/L；中等强度搅拌。
5)第二段沉矾：第二段沉矾是第一段沉矾的延续，主要目的是通过继续加入碳酸氢钠和碳酸氢铵沉矾剂进行深度除铁。
应温度为：90℃～95℃；反应时间：2.5h～3.0h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：21g/L～25g/L中等强度搅拌。
6)、浸出渣酸洗：由于在第一段沉矾过程是以锌焙砂为中和剂的，所以为了提高锌金属的回收率，通过对一段沉矾渣的酸洗降低第一段沉矾浸出渣的渣含锌，
反应温度为：70℃～75℃；反应时间：1.0h～1.5h；液固比：3～5∶1；终酸酸度为：40g/L～45g/L中等强度搅拌。
如上所述的低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺，其第一段沉矾工艺步骤进一步为：
第一段沉矾是利用系统中残留的Na+、NH4 +以及H3O+除去系统中的部分铁，一段沉矾槽3台串联组成，在第1槽加入低酸浸出上清液，加入焙砂保持沉矾酸度15～20g/L，从第3槽出来的溶液经溜槽自流入2台Φ21m沉矾浓密机，浓密溢流自流入沉矾溢流槽，经泵送入二段沉矾第一槽，浓密机底流送往酸洗第一槽，
现有湿法锌冶炼技术尽管能够满足锌冶炼生产系统的正常运行，然而随着经济社会以及资源日益短缺的现实条件，现有湿法锌冶炼主要存在锌焙砂浸出过程产渣量太大，高酸浸出渣15万吨，沉矾除铁渣5万吨。在高酸浸出渣如此之高的条件下，锌精矿原料中的贵重金属铅、银很难达到一定的富集程度，现有工艺技术高酸浸出渣中含铅在3％左右，含银在200g/t左右，因此原料中的贵重金属铅和银得不到富集回收，而是随着渣的堆放处理流失在环境中，针对这些缺点，通过技术研发与应用，本发明的主要目的：一是大大降低高酸浸出渣的产量从目前的15万吨/年降低到5万吨/年，从而提高原料中铅和银在高酸浸出渣中的富集品位，分别达到10％和600g/t以上的品位，进而达到高酸浸出渣再利用的目的。
与现有工艺相比，突出三个优点：一是高酸浸出渣渣量大大减少，铅和银的品位大大提高；二是解决渣堆放处理带来的一系列环境影响问题。三是延伸了产业链，提高了资源的综合利用水平。
另外，本发明在低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺中，增加了低温低酸浸处工序，第一段沉矾工序，减少了预中和工序。本工艺通过控制低温低酸浸出条件有效抑制了铁矾在低酸浸出工序生成，大幅度减少了低酸浸出的渣量，同时提高了高酸浸出的酸度使得铁酸锌、硅酸锌等难溶锌化合物分解较为彻底，锌回收率得到了提高，铅银渣中Pb、Ag等贵金属品位也得到了大幅度的提高。本发明中产出的铅银渣有效富集了原料中的Pb、Ag等贵金属，变废为利为企业创造了新的经济增长点，减少了浸出渣堆放处理对环境的压力，提高了资源综合利用的水平。
本发明中的一段沉矾的目的不仅是为二段沉矾提供条件，同时充分利用系统中残留的Na+、NH4 +以及H3O+生成铁矾，沉除一部分铁，大大降低了除铁辅料用量，有效降低了生产成本。
附图说明
图1是本发明的工艺流程示意图
具体实施方式：
实施例1：
如上所述的低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺，其工艺步骤进一步为：
1)中性浸出：中性浸出是通过硫酸和锌焙砂的混合反应将锌焙砂中的锌浸出的过程，
反应温度为：70℃～80℃；反应时间：2.5h～3h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：pH＝5.2-5.4，中等强度搅拌；
2)低酸浸出：低酸浸出是通过高酸上清液与中性浸出低流的充分反应一是将中性浸出低流中的锌尽可能低浸出，二是控制系统中的铁离子在此过程中生成“铁矾”造成低酸浸出渣的渣量增大从而影响了高温高酸浸出渣铅银的品位；
反应温度为：50℃～65℃；反应时间：1.5h～2.0h；液固比：5～7∶1；终酸酸度为：15g/L～19g/L；中等强度搅拌；
3)高酸浸出：高酸浸出是将低酸浸出过程中没有浸出的锌再次进行“完全”浸出，降低浸出渣量，最终提高高酸浸出渣中铅、银的富集品位；
反应温度为：90℃～95℃；反应时间：2.5h～3.0h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：85g/L～100g/L；中等强度搅拌。
4)第一段沉矾：第一段沉矾包括，以系统中残留的Na+、NH4 +以及H3O+除铁最终生成“铁矾”渣，以锌焙砂为中和剂调节第一段沉矾过程中的酸度，确保除铁效果，
反应温度为：90℃～95℃；反应时间：2.5h～3.0h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：15g/L～20g/L；中等强度搅拌，
5)第二段沉矾：第二段沉矾是第一段沉矾的延续，主要目的是通过继续加入碳酸氢钠和碳酸氢铵沉矾剂进行深度除铁。
反应温度为：90℃～95℃；反应时间：2.5h～3.0h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：21g/L～25g/L中等强度搅拌，
6)浸出渣酸洗：由于在第一段沉矾过程是以锌焙砂为中和剂的，所以为了提高锌金属的回收率，通过对一段沉矾渣的酸洗降低第一段沉矾浸出渣的渣含锌，
反应温度为：70℃～75℃；反应时间：1.0h～1.5h；液固比：3～5∶1；终酸酸度为：40g/L～45g/L中等强度搅拌。
实施例2
低酸浸出实验
高浸上清分析结果见表1所示
表1 高酸浸出上清液分析数据(g/L)
| 编号 | Zn | Fe | H2SO4 |
| 1 | 92.35 | 20.65 | 95.38 |
| 2 | 95.46 | 21.50 | 91.82 |
| 平均 | 93..91 | 21.08 | 93.60 |
实验条件：液固比：5∶1，反应温度55-60℃，终酸酸度15-19g/L，反应时间1.5h，实验结果见表2所示：
表2 底浸实验结果数据分析(g/L)
| 编号 | Zn | Fe | 酸度 |
| 1 | 98.25 | 22.52 | 17.28 |
| 2 | 102.6 | 21.68 | 18.42 |
实验结论表明在低酸浸出过程中有效避免了铁矾的生成，低浸底流中几乎不存在铁矾渣。
高酸浸出实验
实验条件：液固比8∶1，反应温度90-95℃，终酸酸度85-100g/L，，反应时间3h，实验结果见表3所示：
表3 高酸浸出实验结果分析数据
| 编号 | 终酸酸度(g/L) | 渣含锌(％) | 渣含银(％) | 渣含铅(％) |
| 1 | 92.45 | 5.02 | 0.0890 | 13.24 |
| 2 | 95.06 | 4.46 | 0.0872 | 12.98 |
实验结论表明在此高酸浸出工艺条件下，铁酸锌、硅酸锌等难溶化合物分解较为彻底，铅银等贵金属得到了有效富集。
一段沉矾实验
实验条件：反应温度95-100℃，终酸酸度15-20g/L，反应时间1.5h实验结果见表4所示：
表4 一段沉矾实验结果分析数据
| 编号 | 终酸酸度(g/L) | Fe(g/L) | Zn(g/L) | 中和剂(g/L) |
| 1 | 18.21 | 11.28 | 108 | 28.6 |
| 2 | 17.68 | 10.86 | 112 | 27.8 |
实验结果表明一段沉矾有效沉除了一部分铁，同时为二段沉矾创造了深度除铁的条件。
实施例3
两段沉矾-富集银浸出工艺的实施
中性浸出
工艺原理
在氧化槽中加入废电解液、混合液、沉矾上清液和阳极泥料浆以及锰矿粉，控制槽内酸度40～60g/L，保证滤液含Fe2+＜0.1g/L，经槽上的溢流口连续进入中性浸出槽的第1槽。
中性浸出槽4台串联连续操作。焙砂料经过螺旋运输机加入中性浸出第1槽，同时，氧化液经溜槽自流入中浸第1槽，废电解液按酸锌配比加入氧化槽和中浸第1槽，通过调节焙砂加入量，用PH试纸测定，保持第4槽出口PH＝4.8～5.2。从中浸槽出来的矿浆自流入2台Φ21m中浸浓密机进行液固分离，在进浓密机的溜槽出处加入凝聚剂溶液。浓密溢流流入中浸溢流槽，即为中上清液，经泵送净液车间，底流经泵打入低酸浸出第1槽。
工艺技术条件
氧化液的配制
反应温度：50℃～60℃，反应时间：0.5h，酸度20-60g/L
中性浸出
始酸20～60g/L，终点PH5.0～5.4，反应温度：自然温度(60-80℃)，反应时间：1.5-2h，液固比7～9∶1
低酸浸出
工艺原理
低酸浸出的作用是用高酸浸出溢流中的酸浸出中浸浓密机底流中未反应完全的焙砂，同时为一段沉矾需要的酸度创造条件。低酸浸出槽3台串联连续操作，低酸浸出第1槽加中浸底流矿浆和高酸浸出溢流液，控制低酸浸出终点酸度15～19g/L左右，从低酸浸出第4槽出来的矿浆自流入2台Φ21m浓密机，浓密溢流自流入低酸浸出溢流槽，经泵打入沉矾前螺旋板式加热器加热后进入沉矾槽，浓密底流用泵送往高浸槽。
工艺技术条件
55℃～65℃；反应时间：1.5h～2.0h；液固比：5～7∶1；终酸酸度为：15g/L～20g/L；中等强度搅拌。
高酸浸出
工艺原理
高酸浸出是将低酸浸出底流中为分解铁酸锌等难溶锌化合物进行浸出分解。高酸浸出槽共5台，规格为Φ5500mm×5400mm，4台串联组成，低酸浸出底流、废电解液和浓硫酸加入第1槽，从第4槽出来的矿浆经溜槽自流入2台Φ21m高浸浓密机，浓密溢流自流入高浸溢流槽，经泵打入低酸浸出第1槽，浓密底流送往渣过滤工段。
工艺技术条件
始酸130-150g/L，终酸80-100g/L，反应温度90-95℃，反应时间：3-5h
一段沉矾
工艺原理
一段沉矾是利用系统中残留的Na+、NH4 +以及H3O+除去系统中的部分铁，一段沉矾槽3台串联组成，在第1槽加入低酸浸出上清液，加入焙砂保持沉矾酸度15～20g/L，从第3槽出来的溶液经溜槽自流入2台Φ21m沉矾浓密机。浓密溢流自流入沉矾溢流槽，经泵送入二段沉矾第一槽，浓密机底流送往酸洗第一槽。
化学反应方程式
6Fe3++2A++4SO4 2-+12H2O＝A2[Fe6(SO4)4(OH)12]↓+12H+，注：式中A代表正一价离子
工艺技术条件
始酸15-20g/L；终酸15-20g/L；反应温度95℃；反应时间：1.5～2h
二段沉矾
工艺原理
沉矾槽6台串联组成，在第1槽一段沉矾后液加碳酸氢铵、碳酸氢钠及锰矿粉，保持沉矾酸度15～22g/L，从第6槽出来的溶液经溜槽自流入2台Φ21m沉矾浓密机。浓密溢流自流入沉矾溢流槽，经泵送入混合液贮槽，浓密机底流送往渣过滤工段。
化学反应方程式
NH4HCO3＝NH3+CO2↑+H2O
NH3+H2O＝NH4OH
3Fe2(SO4)3+2NH4OH+10H2O＝(NH4)2[Fe6(SO4)4(OH)12]+5H2SO4
工艺技术条件
始酸15-20g/L；终酸20-25g/L；反应温度95-100℃；d.反应时间：3.5～4h
酸洗
工艺原理
酸洗槽3台串联组成，在第1槽打入一段沉矾底流和高浸溢流液后液控制酸洗终点酸度45～50g/L左右，从酸洗第3槽出来的矿浆自流入2台Φ21m浓密机，浓密溢流自流入低酸浸出溢流槽，经泵打入低酸浸出第一槽，浓密底流用泵送往渣过滤工段。
工艺技术条件
始酸80-100g/L；终酸40-45g/L；反应温度70-75℃；反应时间：1.5～2h。
该回收工艺中，原料中铅和银在高酸浸出渣中的富集品位，分别达到10％和600g/t以上的品位。
Claims (2)
1.一种低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺，其特征在于，其工艺步骤包括：
1)中性浸出：中性浸出是通过硫酸和锌焙砂的混合反应将锌焙砂中的锌浸出的过程，
反应温度为：70℃～80℃；反应时间：2.5h～3h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：pH＝5.2-5.4，中等强度搅拌；
2)低酸浸出：低酸浸出是通过高酸上清液与中性浸出低流的充分反应，从而将中性浸出低流中的锌尽可能的浸出，并且控制系统中的铁离子在此过程中生成“铁矾”而造成低酸浸出渣的渣量增大；
反应温度为：50℃～65℃；反应时间：1.5h～2.0h；液固比：5～7∶1；终酸酸度为：15g/L～19g/L；中等强度搅拌；
3)高酸浸出：高酸浸出是将低酸浸出过程中没有浸出的锌再次进行“完全”浸出，降低浸出渣量，最终提高高酸浸出渣中铅、银的富集品位；其中，原料中铅和银在高酸浸出渣中的富集品位，分别达到10％和600g/t以上的品位，
反应温度为：90℃～95℃；反应时间：2.5h～3.0h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：85g/L～100g/L；中等强度搅拌，
4)第一段沉矾：第一段沉矾包括，加入低酸浸出上清液，以系统中残留的Na+、NH4 +以及H3O+除铁最终生成“铁矾”渣，以锌焙砂为中和剂调节第一段沉矾过程中的酸度，确保除铁效果，
反应温度为：90℃～95℃；反应时间：2.5h～3.0h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：15g/L～20g/L，中等强度搅拌，
5)第二段沉矾：第二段沉矾是第一段沉矾的延续，主要目的是通过继续加入碳酸氢钠和碳酸氢铵沉矾剂进行深度除铁，
应温度为：90℃～95℃；反应时间：2.5h～3.0h；液固比：7～9∶1；终酸酸度为：21g/L～25g/L，中等强度搅拌，
6)浸出渣酸洗：由于在第一段沉矾过程是以锌焙砂为中和剂的，所以为了提高锌金属的回收率，通过对一段沉矾渣的酸洗降低第一段沉矾浸出渣的渣含锌，
应温度为：70℃～75℃；反应时间：1.0h～1.5h；液固比：3～5∶1；终酸酸度为：40g/L～45g/L，中等强度搅拌，
其中第一段沉矾工艺步骤包括：
第一段沉矾是利用系统中残留的Na+、NH4 +以及H3O+除去系统中的部分铁，一段沉矾槽3台串联组成，在第1槽加入低酸浸出上清液，加入焙砂保持沉矾酸度15～20g/L，从第3槽出来的溶液经溜槽自流入2台Φ21m沉矾浓密机，浓密溢流自流入沉矾溢流槽，经泵送入二段沉矾第一槽，浓密机底流送往酸洗第一槽，
其中低酸浸出工艺步骤包括：
低酸浸出的作用是用高酸浸出溢流中的酸浸出，中浸浓密机底流中为反应完全的焙砂，同时为一段沉矾需要的酸度创造条件，低酸浸出槽3台串联连续操作，低酸浸出第1槽加中浸底流矿浆和高酸浸出溢流液，控制低酸浸出终点酸度15～19g/L，从低酸浸出第4槽出来的矿浆自流入2台Φ21m浓密机，浓密溢流自流入低酸浸出溢流槽，经泵打入沉矾前螺旋板式加热器加热后进入沉矾槽，浓密底流用泵送往高浸槽，
其中高酸浸出工艺步骤进一步包括：
高酸浸出是将低酸浸出底流中未分解难溶锌化合物进行浸出分解，高酸浸出槽共5台，规格为Φ5500mm×5400mm，4台串联组成，低酸浸出底流、废电解液和浓硫酸加入第1槽，从第4槽出来的矿浆经溜槽自流入2台Φ21m高浸浓密机，浓密溢流自流入高浸溢流槽，经泵打入低酸浸出第1槽，浓密底流送往渣过滤工段。
2.一种如权利要求1所述的低品位锌精矿伴生铅、银的回收工艺，其特征在于，其工艺步骤进一步为：1)中性浸出：中性浸出是通过硫酸和锌焙砂的混合反应将锌焙砂中的锌浸出的过程，
反应温度为：75℃；反应时间：2.8h；液固比：8∶1；终酸酸度为：pH＝5.3，中等强度搅拌；
2)低酸浸出：低酸浸出是通过高酸上清液与中性浸出低流的充分反应，从而将中性浸出低流中的锌尽可能的浸出，并且控制系统中的铁离子在此过程中生成“铁矾”而造成低酸浸出渣的渣量增大；
反应温度为：60℃；反应时间：1.8h；液固比：6∶1；终酸酸度为：17g/L；中等强度搅拌；
3)高酸浸出：高酸浸出是将低酸浸出过程中没有浸出的锌再次进行“完全”浸出，降低浸出渣量，最终提高高酸浸出渣中铅、银的富集品位；
反应温度为：90～95℃；反应时间：2.6h；液固比：8∶1；终酸酸度为：90g/L，中等强度搅拌，
4)第一段沉矾：第一段沉矾包括，加入低酸浸出上清液，以系统中残留的Na+、NH4 +以及H3O+除铁最终生成“铁矾”渣，以锌焙砂为中和剂调节第一段沉矾过程中的酸度，确保除铁效果，
反应温度为：92℃；反应时间：2.6h；液固比：8∶1；终酸酸度为：18g/L，中等强度搅拌，
5)第二段沉矾：第二段沉矾是第一段沉矾的延续，主要目的是通过继续加入碳酸氢钠和碳酸氢铵沉矾剂进行深度除铁，
应温度为：93℃；反应时间：2.6h；液固比：8∶1；终酸酸度为：24g/L中等强度搅拌，
6)浸出渣酸洗：由于在第一段沉矾过程是以锌焙砂为中和剂的，所以为了提高锌金属的回收率，通过对一段沉矾渣的酸洗降低第一段沉矾浸出渣的渣含锌，
反应温度为：73℃；反应时间：1.3h；液固比：4∶1；终酸酸度为：43g/L中等强度搅拌。
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| CN103695648B (zh) * | 2013-12-15 | 2016-08-10 | 白银有色集团股份有限公司 | 一种锌湿法冶炼过程中铅银渣与铁矾渣分离的方法 |
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| CN114737064A (zh) * | 2022-03-17 | 2022-07-12 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种湿法炼锌黄钾铁矾法 |
Citations (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AU6372194A (en) * | 1993-03-25 | 1994-10-11 | Sherritt Inc. | Recovery of zinc, iron, lead and silver values from zinc sulphide concentrate by a multi-stage pressure oxidation process |
| CA2245036A1 (en) * | 1998-08-13 | 2000-02-13 | Ramamritham Sridhar | Hydrometallurigical process for recovery of zinc |
| CN1345981A (zh) * | 2000-09-25 | 2002-04-24 | 中南大学 | 热酸浸出－铁矾法炼锌工艺中锗和银的富集方法 |
| CN1900330A (zh) * | 2006-06-30 | 2007-01-24 | 赤峰红烨锌冶炼有限责任公司 | 一种低污染沉矾除铁湿法炼锌方法 |
| CN101591733A (zh) * | 2009-06-22 | 2009-12-02 | 云南永昌铅锌股份有限公司 | 高铁硫化锌精矿加压酸浸釜内沉矾除铁方法 |
| CN101734686A (zh) * | 2009-09-08 | 2010-06-16 | 东北大学 | 一种高附加值绿色化综合利用中低品位氧化锌矿的方法 |
| CN101838745A (zh) * | 2010-04-15 | 2010-09-22 | 赤峰中色库博红烨锌业有限公司 | 高收率的沉矾除铁湿法炼锌工艺 |
| CN101871045A (zh) * | 2010-07-02 | 2010-10-27 | 攀枝花市东源锌业有限责任公司 | 利用硫酸法钛白废酸生产锌的方法 |
| CN102094126A (zh) * | 2010-11-10 | 2011-06-15 | 白银有色集团股份有限公司 | 二段高温高酸-黄钾铁矾除铁-铁矾渣酸洗湿法炼锌工艺 |
| RU2441930C1 (ru) * | 2010-09-10 | 2012-02-10 | Хушвахт Маматкулов | Способ переработки бедных окисленных цинковых руд и концентратов с извлечением цинка, марганца, железа, свинца, серебра, кальция и двуокиси кремния |
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Patent Citations (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AU6372194A (en) * | 1993-03-25 | 1994-10-11 | Sherritt Inc. | Recovery of zinc, iron, lead and silver values from zinc sulphide concentrate by a multi-stage pressure oxidation process |
| CA2245036A1 (en) * | 1998-08-13 | 2000-02-13 | Ramamritham Sridhar | Hydrometallurigical process for recovery of zinc |
| CN1345981A (zh) * | 2000-09-25 | 2002-04-24 | 中南大学 | 热酸浸出－铁矾法炼锌工艺中锗和银的富集方法 |
| CN1900330A (zh) * | 2006-06-30 | 2007-01-24 | 赤峰红烨锌冶炼有限责任公司 | 一种低污染沉矾除铁湿法炼锌方法 |
| CN101591733A (zh) * | 2009-06-22 | 2009-12-02 | 云南永昌铅锌股份有限公司 | 高铁硫化锌精矿加压酸浸釜内沉矾除铁方法 |
| CN101734686A (zh) * | 2009-09-08 | 2010-06-16 | 东北大学 | 一种高附加值绿色化综合利用中低品位氧化锌矿的方法 |
| CN101838745A (zh) * | 2010-04-15 | 2010-09-22 | 赤峰中色库博红烨锌业有限公司 | 高收率的沉矾除铁湿法炼锌工艺 |
| CN101871045A (zh) * | 2010-07-02 | 2010-10-27 | 攀枝花市东源锌业有限责任公司 | 利用硫酸法钛白废酸生产锌的方法 |
| RU2441930C1 (ru) * | 2010-09-10 | 2012-02-10 | Хушвахт Маматкулов | Способ переработки бедных окисленных цинковых руд и концентратов с извлечением цинка, марганца, железа, свинца, серебра, кальция и двуокиси кремния |
| CN102094126A (zh) * | 2010-11-10 | 2011-06-15 | 白银有色集团股份有限公司 | 二段高温高酸-黄钾铁矾除铁-铁矾渣酸洗湿法炼锌工艺 |
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