CN103627911A - 一种高铁氧化锌的处理工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种高铁氧化锌的处理工艺，包括锌精矿和氧化锌焙砂的混合、酸性浸出、高温高酸还原浸出等步骤。本发明工艺能减少直接萃取过程中铁粉的消耗，降低氧化锌系统的含铁。本发明工艺还能处理含铁在8%左右的氧化锌焙砂，同时能产出合格的能直接萃取的酸上清。

Description

一种高铁氧化锌的处理工艺
技术领域
本发明涉及一种高铁氧化锌的生产处理工艺，属于有色金属冶炼领域。
背景技术
氧化锌焙砂浸出富集回收铟的浸出生产通常采用中性浸出和酸性浸出工艺流程，富集铟工艺分为两种，为酸上清锌粉置换富集渣和酸上清直接萃取两种工艺，属于有色金属冶炼领域。
目前世界90%的铟从铅锌冶炼副产品中回收，而锌冶炼中的挥发窑氧化锌焙砂回收的铟占铟产量的大部分。锌冶炼生产中的氧化锌焙砂浸出工艺一般为氧化锌焙砂上料球磨工艺、中性浸出工艺、酸性浸出工艺，上料球磨工艺过程包括氧化锌焙砂上料、下料浆化、矿浆球磨，中性浸出工艺包括球磨后矿浆中性浸出、矿浆浓密（底流进行压滤，压滤滤液部分返回冲矿，部分进锌冶炼浸出系统）、浓密底流压滤浆化，酸性浸出工艺包括中性渣浆化矿浆酸性浸出、矿浆浓密、浓密底流压滤、溢流富集回收铟。酸上清锌粉置换富集渣回收铟工艺存在工艺流程长、回收率低、中间渣料多、易产生剧毒砷化氢气体等缺点，现富集铟工艺一般采用酸上清直接萃取工艺。酸上清直接萃取工艺对酸上清质量要求较高，其中Fe2+、Fe3+在萃取工序中易结晶导致乳化，既影响萃取的正常进行又降低铟的回收率，因此需控制酸上清溶液全铁Fe＜30g/l，Fe3+＜5g/l。为达到酸上清的质量要求同时保证氧化锌焙砂中铟的浸出率，氧化锌焙砂中的铁要控制在4.5%以下。受挥发窑原料影响，氧化锌焙砂中含铁一般在6%以上，因此在氧化锌焙砂浸出过程中需降低酸度以减少铁的浸出，降低酸上清含铁；同时铁在浸出过程中主要以Fe3+形式存在，以降低乳化影响，直接萃取过程中需加铁粉对Fe3+进行还原，既提高酸上清全铁又消耗铁粉。
发明内容
本发明针对上述不足，提供一种有效降低酸上清含铁，提高氧化锌焙砂含铁适应性的生产工艺。
本发明主要是利用锌精矿中的硫化锌通过高温高酸反应在酸性浸出中将Fe3+还原为Fe2+，并通过增加一段高酸还原浸出利用下料球磨和中性浸出工艺将部分Fe2+开路至锌冶炼浸出系统，降低氧化锌系统的铁，步骤如下：
第一步：锌精矿和氧化锌焙砂的混合：将锌精矿通过氧化锌备料系统带至氧化锌焙砂仓，通过球磨和中性浸出将锌精矿和氧化锌焙砂混合均匀，加入絮凝剂经过压滤和浓密浆化进入下一步酸性浸出；
所述的中性浸出，是将混合均匀的锌精矿和氧化锌，加入含硫酸50-150 g/l的锌电解废液搅拌，控制PH2-3，反应1-3h后，在1-2h内逐渐提高溶液的PH值至PH5-5.5过滤浸出；
所述的絮凝剂为聚丙烯酸、阴离子聚丙烯酰胺或非离子型聚丙烯酰胺中的一种或两种以上混合物；
第二步：酸性浸出：将上步经过压滤和浆化的60%-80%混合浆化矿浆的中加入硫酸液并搅拌，控制反应终点含酸50-60g/l，温度80-100℃，反应时间为6-9h，再经过浓密和压滤进入下一步浸出；
第三步：高温高酸还原浸出：通过中性压滤和浆化，将余下的20%-40%混合浆化矿浆单独加入锌精矿进行高温高酸还原浸出，控制反应终点含酸60-80g/l，温度100-120℃，反应时间为4h；
第四步：将高温高酸还原浸出后的矿浆泵入第一步下料球磨工序，将过量的锌精矿带入系统重新反应。
本发明的积极效果是：在该工艺第二步酸性浸出，经过浓密和压滤保证酸上清中的Fe大部分以Fe2+形式存在，减少直接萃取过程中铁粉的消耗；增加一段高酸还原浸出，可保证其中的铁95%以上以Fe2+形式存在；将高温高酸还原浸出后的矿浆泵入下料球磨工序，将过量的锌精矿带入系统重新反应，同时矿浆中的Fe2+在中性浸出工序中存在于压滤滤液中，通过压滤滤液开路至锌冶炼浸出系统，降低氧化锌系统的含铁。通过该工艺，氧化锌系统能处理含铁在8%左右的氧化锌焙砂，同时能产出合格的能直接萃取的酸上清，极大的扩大了氧化锌系统原料的适应性，具有广阔的市场前景。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
为进一步描述本发明，以下以具体的实施例来说明本发明的技术方案，但本发明的保护范围不仅限于此。
实施例1：
选取锌精矿石，通过氧化锌备料系统带入锌精矿至氧化锌焙砂仓，通过球磨、加入含硫酸50g/l的锌电解废液搅拌，控制PH2，反应1.5h后，在1h内逐渐提高溶液的PH值至PH5，过滤中性浸出，将锌精矿和氧化锌焙砂混合均匀，絮凝剂为聚丙烯酸，经过压滤和浆化进入酸性浸出；将经过压滤和浆化的80%混合浆化矿浆的中加入硫酸液并搅拌，通过酸性浸出将溶液中的Fe3+和锌精矿中的ZnS反应，控制反应终点含酸50g/l，温度80℃，反应时间为8h，经过浓密和压滤保证酸上清中的Fe大部分以Fe2+形式存在，减少直接萃取过程中铁粉的消耗；将余下的20%混合浆化矿浆单独加入锌精矿进行高温高酸还原浸出，控制锌精矿过量使反应终点含酸60g/l，温度100℃，反应时间为4h，其中的铁95%以Fe2+形式存在；将高酸还原浸出后的矿浆泵入下料球磨工序，将过量的锌精矿带入系统重新反应，同时矿浆中的Fe2+在中性浸出工序中存在于压滤滤液中，通过压滤滤液开路至锌冶炼浸出系统，氧化锌系统的含铁为4.5%。
实施例2：
选取锌精矿石，通过氧化锌备料系统带入锌精矿至氧化锌焙砂仓，通过球磨、加入含硫酸100 g/l的锌电解废液搅拌，控制PH2.5，反应2h后，在1.5h内逐渐提高溶液的PH值至PH5.2，过滤中性浸出，将锌精矿和氧化锌焙砂混合均匀，絮凝剂为阴离子聚丙烯酰胺，经过压滤和浆化进入酸性浸出；将经过压滤和浆化的70%混合浆化矿浆的中加入硫酸液并搅拌，通过酸性浸出将溶液中的Fe3+和锌精矿中的ZnS反应，控制反应终点含酸55g/l，温度90℃，反应时间为8h，经过浓密和压滤保证酸上清中的Fe大部分以Fe2+形式存在，减少直接萃取过程中铁粉的消耗；将余下的30%混合浆化矿浆单独加入锌精矿进行高温高酸还原浸出，控制锌精矿过量使反应终点含酸70g/l，温度110℃，反应时间为4h，其中的铁97%以Fe2+形式存在；将高酸还原浸出后的矿浆泵入下料球磨工序，将过量的锌精矿带入系统重新反应，同时矿浆中的Fe2+在中性浸出工序中存在于压滤滤液中，通过压滤滤液开路至锌冶炼浸出系统，氧化锌系统的含铁为4%。
实施例3：
选取锌精矿石，通过氧化锌备料系统带入锌精矿至氧化锌焙砂仓，通过球磨、加入含硫酸150 g/l的锌电解废液搅拌，控制PH2.5，反应2h后，在2h内逐渐提高溶液的PH值至PH5.5过滤中性浸出，将锌精矿和氧化锌焙砂混合均匀，絮凝剂为阴离子聚丙烯酰胺，经过压滤和浆化进入酸性浸出；将经过压滤和浆化的60%混合浆化矿浆的中加入硫酸液并搅拌，通过酸性浸出将溶液中的Fe3+和锌精矿中的ZnS反应，控制反应终点含酸60g/l，温度80℃，反应时间为8h，经过浓密和压滤保证酸上清中的Fe大部分以Fe2+形式存在，减少直接萃取过程中铁粉的消耗；将余下的40%混合浆化矿浆单独加入锌精矿进行高温高酸还原浸出，控制锌精矿过量使反应终点含酸80g/l，温度120℃，反应时间为4h，其中的铁98%以Fe2+形式存在；将高酸还原浸出后的矿浆泵入下料球磨工序，将过量的锌精矿带入系统重新反应，同时矿浆中的Fe2+在中性浸出工序中存在于压滤滤液中，通过压滤滤液开路至锌冶炼浸出系统，氧化锌系统的含铁为3%。

Claims (1)

1.一种高铁氧化锌的处理工艺，其特征在于步骤如下：
第一步：锌精矿和氧化锌焙砂的混合：将锌精矿通过氧化锌备料系统带至氧化锌焙砂仓，通过球磨和中性浸出将锌精矿和氧化锌焙砂混合均匀，加入絮凝剂经过压滤和浓密浆化进入下一步酸性浸出；
所述的中性浸出，是将混合均匀的锌精矿和氧化锌，加入含硫酸50-150 g/l的锌电解废液搅拌，控制PH2-3，反应1-3h后，在1-2h内逐渐提高溶液的PH值至PH5-5.5过滤浸出；
所述的絮凝剂为聚丙烯酸、阴离子聚丙烯酰胺或非离子型聚丙烯酰胺中的一种或两种以上混合物；
第二步：酸性浸出：将上步经过压滤和浆化的60%-80%混合浆化矿浆的中加入硫酸液并搅拌，控制反应终点含酸50-60g/l，温度80-100℃，反应时间为6-9h，再经过浓密和压滤进入下一步浸出；
第三步：高温高酸还原浸出：通过中性压滤和浆化，将余下的20%-40%混合浆化矿浆单独加入锌精矿进行高温高酸还原浸出，控制反应终点含酸60-80g/l，温度100-120℃，反应时间为4h；
第四步：将高温高酸还原浸出后的矿浆泵入第一步下料球磨工序，将过量的锌精矿带入系统重新反应。
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