CN103667720A - 从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法 - Google Patents

从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN103667720A
CN103667720A CN201310729770.5A CN201310729770A CN103667720A CN 103667720 A CN103667720 A CN 103667720A CN 201310729770 A CN201310729770 A CN 201310729770A CN 103667720 A CN103667720 A CN 103667720A
Authority
CN
China
Prior art keywords
zinc
leaching
indium
reaction
zinc oxide
Prior art date
Legal status (The legal status 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 status listed.)
Granted
Application number
CN201310729770.5A
Other languages
English (en)
Other versions
CN103667720B (zh
Inventor
张利涛
倪恒发
张新庄
邓攀
张向阳
王向阳
张文科
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
YUGUANG ZINC INDUSTRY Co Ltd HENAN
Original Assignee
YUGUANG ZINC INDUSTRY Co Ltd HENAN
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 YUGUANG ZINC INDUSTRY Co Ltd HENAN filed Critical YUGUANG ZINC INDUSTRY Co Ltd HENAN
Priority to CN201310729770.5A priority Critical patent/CN103667720B/zh
Publication of CN103667720A publication Critical patent/CN103667720A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN103667720B publication Critical patent/CN103667720B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

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

本发明涉及金属冶炼领域,尤其涉及从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法,包括高铁氧化锌混合物中性浸出工序、中性浸出渣低酸浸出工序、低酸压滤渣高酸浸出工序、低酸浸出液预还原工序和铟富集回收工序,对高铁氧化锌混合物中的有价金属综合回收利用,产出中性浸出液回主炼锌系统生产电解锌,铟富集回收工序中产出的水解后滤液中含较高的亚铁离子,水解后滤液供主系统除杂质利用,并产出高品位铟富集渣,实现了高铁氧化锌混合物有效回收利用,解决了锌冶炼高铁氧化锌混合物处理问题,降低了金属资源综合利用能力差的问题,达到了综合回收利用资源的目的,有利于保护环境,该发明具有较好的经济效益和社会效益。

Description

从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法
技术领域
本发明涉及金属冶炼领域,尤其涉及从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法。 
背景技术
常规湿法锌冶炼方法,首先将锌精矿焙烧,然后将焙烧后的矿石经过两段浸出,产出的新液生产电解锌,两段浸出渣含锌较高,进入回转窑加入粉煤焦粒等燃料进行还原焙烧,使两段浸出渣中锌等有价金属还原挥发,产出一种高铁氧化锌。 
目前炼锌企业对此高铁氧化锌混合物进行两段或三段浸出,然后浸出液进行使用,而由于浸出渣没有进行强化浸出,使铁大量留在浸出渣中,因含有较多铁酸锌、硫化锌、硫化铟等金属随浸渣流失,造成资源浪费现象。现有技术对氧化锌中有价金属进行研究,在氨介质中浸出、进行净化、然后电解产出电解锌,现有技术中的原料中没有铁酸锌及硫化物成分故没有很好的代表性,且在氨性浸出条件下原料中的铟不能很好的回收,浸出过程中氨气对环境影响较大。 
发明内容
本发明目的在于克服现有技术的不足而提供一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法。 
一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法,其特征在于:包括高铁氧化锌混合物中性浸出工序、中性浸出渣低酸浸出工序、低酸压滤渣高酸浸出工序、低酸浸出液预还原工序、铟富集回收工序; 
步骤1:高铁氧化锌混合物中性浸出工序
将含有锌、铟、铁和铅元素的高铁氧化锌混合物加入到中浸反应槽中,然后加入含硫酸的废电解液进行中性浸出反应,高铁氧化锌混合物中的铅、氧化锌分别与硫酸作用,形成含有硫酸铅沉淀的中性浸出渣和含有硫酸锌的中性浸出液,此过程高铁氧化锌混合物中的铁、铟基本不被浸出而留在中性浸出渣中,产出的中性浸出渣到中性浸出渣低酸浸出工序中使用,所产中性浸出液返回主炼锌系统生产电解锌;
步骤2:中性浸出渣低酸浸出工序
将中性浸出渣加入到低酸浸出反应槽中,加入含有硫酸的废电解液和低酸压滤渣高酸浸出工序中形成的高酸浸出滤液进行低酸浸出反应,中性浸出渣与含有硫酸的废电解液反应形成低酸浸出溶液和低酸浸出渣,中性浸出渣中的可溶的锌、铟、铁大量进入低酸浸出溶液,中性浸出渣中不溶解的铁酸锌、硫化锌及硫化铟与硫酸铅一同留在低酸浸出渣中,经过压滤作业后,低酸浸出溶液供低酸浸出溶液预还原工序使用,低酸压滤渣到低酸压滤渣高酸浸出工序使用;
步骤3:低酸压滤渣高酸浸出工序  
将低酸压滤渣加入到高酸浸出反应槽中,加入含有硫酸的废电解液或浓硫酸进行高酸浸出反应,形成高酸浸出液和沉淀渣,反应过程中,高浓度的硫酸与低酸压滤渣中不容易溶解的铁酸锌、硫化锌、硫化铟反应,使铁酸锌、硫化锌、硫化铟溶解进入高酸浸出液中,经过压滤作业,使高酸浸出液与沉淀渣分离,形成高酸浸出滤液和高酸压滤渣,高酸浸出滤液返回中性浸出渣低酸浸出工序作业,高酸压滤渣为高品位铅泥渣;
步骤4:低酸浸出溶液预还原工序
由于低酸浸出溶液中含有经过中性浸出渣低酸浸出工序和低酸压滤渣高酸浸出工序浸出的高价铁离子严重影响铟富集工序生产,将低酸浸出溶液加入到预还原反应槽中,加入由硫化铅精矿和硫化锌精矿组成的还原剂将低酸浸出溶液中的高价铁离子还原为亚铁离子,反应形成还原后溶液和还原渣,经过压滤作业进行液固分离,还原后溶液进入铟富集工序,还原渣返回焙烧炉当作配料使用;
步骤5:铟富集工序
把还原后溶液加入到铟富集反应容器,加入由电收尘氧化锌和纳米氧化锌组成的中和剂,中和还原后溶液中的硫酸,还原反应后溶液中的铟金属水解进入反应形成的铟富集渣,而亚铁离子在此条件不反应留在反应后形成的水解溶液中,经过压滤工序进行液固分离,所得水解后滤液中含有二价铁离子,水解后滤液返回主炼锌系统替代辅料硫酸亚铁的加入量,所得压滤渣为铟富集渣,从而达到了回收利用目的。
所述步骤1的反应条件为H2SO4初始浓度为150~180g/l,反应过程中液固比8~10:1,反应温度70~75℃ ,反应时间2~3h ,终点酸度PH=4.5~5.2。  
所述步骤2的反应条件为H2SO4初始浓度150~180g/l,反应温度65~ 75℃,反应时间2~4h,并保持终点酸度20~50g/l, Fe3+ 浓度10~40g/l ,铟浓度 0.1~0.5g/l。
所述步骤3的反应条件为初始酸度为150~200g/l,反应温度为90~95℃,反应时间为3~5h,终点酸度为120~150g/l。 
所述步骤4的反应条件为控制酸度保持在20~50g/l、反应温度85~95℃、反应时间3~5h、反应结束时Fe3+<1.5g/l。 
所述步骤4中还原剂为硫化铅精矿和硫化锌精矿按重量百分比按照如下比例组成:ZnS:50~80%,PbS:20~50% 。 
所述步骤4中还原剂加入量为还原剂理论加入量的1.2~1.5倍,从而避免铁离子在铟富集工序随铟一同进入铟富集渣影响铟富集渣品位及铁离子不能很好的供系统综合利用。 
所述步骤5的反应条件为反应温度65~ 75℃,反应时间2~3h,终点PH=4.0~4.5。 
所述步骤5中和剂为电收尘氧化锌和纳米氧化锌按重量百分比按照如下比例组成:电收尘氧化锌:60~80%,纳米氧化锌:20~40% 。 
所得铅泥渣铅含量为45%~60%。    
所得铟富集渣铟含量1%~5%。
本发明的积极有益效果: 
本发明工艺合理,能有效回收高铁氧化锌混合物中的锌、铟、铁、铅,产出中性浸出液、高品位铅泥渣、铟富集渣及铟水解后滤液含有大量的亚铁离子可返回系统除杂使用,减少主系统辅料硫酸亚铁的加入量,实现了高铁氧化锌混合物有效回收利用,解决了锌冶炼高铁氧化锌混合物处理问题,降低了金属资源综合能力差的问题,达到了综合回收利用资源的目的,有利于保护环境,该发明具有较好的经济效益和社会效益。
高铁氧化锌混合物中高效回收有价金属数据:% 
高铁氧化锌混合物中锌的回收率达到97%以上,铟的回收率达到85%,铁的浸出率提高到95%,铅渣铅品位提高到45%以上,其他微量元素Ga、Ge同时也可以有效的浸出进入铟回收系统富集。
附图说明
图1为从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法的流程图。 
具体实施方式  
在图1中描述了本发明的工艺过程,下面通过实施例具体说明本发明的具体工艺过程。
实施例1: 
(一)高铁氧化锌混合物中性浸出
1、原料:高铁氧化锌混合物、废电解液。 
2、工艺目的:将含硫酸的废电解液与高铁氧化锌混合物原料加入中浸反应槽中,升温达到一定条件后进行反应,将高铁氧化锌混合物原料中的锌溶解,并保证氧化锌与其他杂质很好地分离,得到高浓度的硫酸锌溶液。 
3、工艺条件:(1)浸出溶液初始HSO浓度160g/l  (2)温度65℃(3)反应时间2h (4)终点酸度PH=4.5。 
4、操作方法:先用输送泵将含硫酸的废电解液打入反应槽,然后开启搅拌器,待溶液体积达到70m3停止进液,开始对其溶液进行升温作业,待槽内温度达到65℃停止升温,按溶液中游离硫酸含量计算高铁氧化锌混合物加入量10t,缓慢加入待高铁氧化锌混合物反应2h后,取适量槽内样品化验,测得PH达到4.5,停止反应打入浓密机进行液固分离作业,反应后形成的中性浸出液中含有大量的硫酸锌,中性浸出液被打入主系统净化生产电解锌,反应后形成的含有硫酸铅沉淀的中性浸出渣输送至低酸浸出槽进行低酸浸出作业。 
5、反应方程式:ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O; 
PbO+H2SO4=PbSO4+H2O。
6、取样化验项目:(1)始酸:162g/l   (2)终酸:PH=4.5。 
(二)中性浸出渣低酸浸出工序 
1、原料:中性浸出渣、废电解液、高酸浸出滤液。
2、工艺目的:此过程利用溶液中的硫酸和中性浸出渣反应使中性浸出渣中的可溶锌、铟、铁金属反应使有价金属尽量进入低酸浸出溶液回收,中性浸出渣中很难溶解的铁酸锌、硫化锌及硫化铟与硫酸铅一同留在低酸浸出渣中,经过压滤作业产出低酸浸出溶液供预还原工序使用,低酸压滤渣到低酸压滤渣高酸浸出工序使用。 
3、工艺条件:(1)低酸浸出初始H2SO4浓度165/l  (2) 温度65~ 75℃(3)时间2h (4)反应终点酸度32g/l。 
4、操作方法:先用输送泵将废电解液及高酸浸出滤液打入反应槽,然后开启搅拌器,待溶液体积达到50m3停止进液,开始加入中性浸出渣进行低酸浸出作业,对混合后的溶液进行升温,待槽内温度达到65℃停止升温,反应时间2 h后取样化验确定槽内溶液酸度在32 g/l,继续反应一小时后反应槽内酸度基本不变时,停止反应,将溶液打入浓密机进行液固分离,上层低酸浸出溶液输送至低酸浸出溶液预还原工序,下层低酸压滤渣输送至高酸浸出槽。 
5、反应方程式:In2O3+3H2SO4=In2(SO4)3+3H2O。 
6、取样化验项目:  (1)低酸浸出初始H2SO4浓度:165g/l   (2)反应终点酸度 :32 g/l   (3)Fe3+: 25 g/l  (4)铟离子:0.35 g/l。 
(三)低酸压滤渣高酸浸出工序 
1、原料:低酸压滤渣、废电解液、浓硫酸。
2、工艺目的:将低酸压滤渣加入到高酸浸出反应槽中,加入含有硫酸的废电解液或浓硫酸进行高酸浸出,此过程利用溶液的高浓度硫酸与低酸压滤渣在控制条件反应使低酸压滤渣中不容易溶解的铁酸锌、硫化锌、硫化铟强化反应,使其溶解进入高酸浸出液,锌、铁、铟元素得到回收,经过压滤作业液渣分离,高酸浸出滤液返回中性浸出渣低酸浸出工序作业,高酸压滤渣为高品位铅泥渣。 
3、工艺条件:(1)反应初始酸度175g/l(2)温度 90℃(3)反应时间3h(4)终点酸度135g/l。 
4、操作方法:用输送泵将浓硫酸及废电解液打入高酸反应槽,然后开启搅拌器,待溶液体积达到60m3停止进液,开始对其溶液进行升温作业,并加入相应低酸压滤渣进行浸出,待槽内温度达到90℃停止升温,反应时间3小时后取样化验确定槽内溶液酸度在135 g/l,继续反应一小时后反应槽内酸度基本不变,停止反应将溶液打入压滤机进行液固分离,高酸浸出滤液返回中性浸出渣低酸浸出工序作业,高酸压滤渣为高品位铅泥渣。 
5、反应方程式:ZnO·Fe2O3+8H2SO4=ZnSO4+2Fe(SO4)3+4H2O; 
InS+Fe(SO4)3+H2SO4=In(SO4)3+FeSO4+S。
6、取样化验项目:(1)反应初始酸度:175 g/l   (2)反应终点酸度: 135 g/l  (3)高浸渣化验 %:Zn:4.2  In:0.015  Fe:0.8  Pb: 48.6。     
(四)低酸浸出滤液预还原工序
1、原料:低酸浸出滤液、还原剂。
2、工艺目的:由于低酸浸出滤液中含有大量经过中性浸出渣低酸浸出工序和低酸压滤渣高酸浸出工序浸出的高价铁离子严重影响铟富集工序生产,将低酸浸出滤液加入到预还原反应槽中,加入还原剂还原溶液中的高价铁离子为亚铁离子可以避免铁离子在铟富集工序随铟一同进入铟富集渣影响铟富集渣品位及铁离子不能很好的供系统综合利用,经过压滤作业还原渣与还原后溶液分离,还原渣返回锌精矿焙烧工序配料使用,还原后溶液进入铟富集工序。 
3、工艺条件:(1) 温度:80℃(2)时间:3h(3)酸度:30g/l(4)由硫化铅精矿和硫化锌精矿组成的还原剂加入量2t。 
4、操作方法:用输送泵将低酸浸出滤液打入预还原反应槽,然后开启搅拌器,待溶液体积达到60m3停止进液,开始对其溶液进行升温作业,待槽内温度达到80℃停止升温,按照计算量共加入2t还原剂进行还原,溶液保持酸度:30g/l,反应时间3小时后取样,当化验槽内溶液Fe3+ 0.8g/l时,停止反应将矿浆打入压滤机进行液固分离,还原后溶液输送铟富集工序,还原渣送至精矿焙烧工序做配料使用。 
5、反应方程式:ZnS+Fe2(SO4)3=ZnSO4+2FeSO4+S。 
6、取样化验项目:  (1)酸度 :30 g/l   (3)Fe3+: 0.8 g/l  (4)In:0.35 g/l。 
(五)铟富集工序 
 1、原料:还原后溶液 、由电收尘氧化锌和纳米氧化锌组成的中和剂。
2、工艺目的:高铁氧化锌混合物中铟金属经过各种工序进入还原后溶液中,因还原后溶液中有较高含量的硫酸,利用各种金属盐水解PH值不同,铟水解完全PH值在3.8以上,锌水解PH值在5.5以上,利用其性质加入中和剂将溶液PH值调整为4.0~4.5使铟水解形成氢氧化铟沉淀进行富集,而此时锌、二价铁不水解留在溶液中达到有价金属分离的目的。溶液中锌返回主系统生产电解锌,二价铁返回主系统当辅料硫酸亚铁使用,铟形成铟富集渣回收。 
3、工艺条件:(1)反应初始酸度:30g/l(2)反应重点酸度:PH =4.0 (3)反应温度70℃(4)反应时间2h。 
4、操作方法:用输送泵将还原后溶液打入铟水解富集反应槽,然后开启搅拌器,待溶液体积达到60m3停止进液,开始对其溶液进行升温作业,待槽内温度达到70℃停止升温,开始加入中和剂作业,共加入1.2t,测PH=4.0停止加入,反应2小时后将矿浆打入压滤机进行液固分离,水解后滤液输送主电解锌系统生产,压滤渣为铟富集渣。 
5、反应方程式:In2(SO4)3+3H2O+3ZnO =2In(OH)3+3ZnSO。 
6、取样化验项目:(1)反应初始酸度:30 g/l   (2)反应重点酸度:PH 4.0。 
(3)水解后滤液 g/l: Zn:135.2  In:0.007  Fe2+:23.8 。 
(4)铟富集渣化验 %: Zn:14.2  In:2.15  Fe:2.8 。 
实施例2: 
(一)高铁氧化锌混合物中性浸出
1、原料:高铁氧化锌混合物、废电解液。
2、工艺目的:将含硫酸的废电解液与高铁氧化锌混合物原料加入中浸反应槽中,升温达到一定条件后进行反应,将高铁氧化锌混合物原料中的锌溶解,并保证氧化锌与其他杂质很好地分离,得到高浓度的硫酸锌溶液。 
3、工艺条件:(1)浸出溶液初始H2SO4浓度 175g/l  (2)温度70~75℃(3)反应时间2~3h (4)终点酸度PH5.0。 
4、操作方法:先用输送泵将废电解液打入反应槽,然后开启搅拌器,待溶液体积达到70m3停止进液,开始对其溶液进行升温作业,待槽内温度达到65℃停止升温,按溶液中游离硫酸含量计算高铁氧化锌混合物加入量11.5t,缓慢加入待高铁氧化锌混合物反应1h后,取适量槽内样品化验,测PH达到5.0,停止反应打入浓密机进行液固分离作业,中性浸出液打入主系统净化生产电解锌,中性浸出渣输送至低酸浸出槽进行低酸浸出作业。 
5、反应方程式:ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O; 
PbO+H2SO4=PbSO4+H2O。
6、取样化验项目:(1)始酸:172g/l(2)终酸:PH 5.0。 
(二)中性浸出渣低酸浸出工序 
1、原料:中性浸出渣、废电解液、高酸浸出滤液。
2、工艺目的:此过程利用溶液中的硫酸和中性浸出渣反应使中性浸出渣中的可溶锌、铟、铁金属反应使有价金属尽量进入低酸浸出溶液回收,中性浸出渣中很难溶解的铁酸锌、硫化锌及硫化铟与硫酸铅一同留在低酸浸出渣中,经过压滤作业产出低酸浸出溶液供预还原工序使用,低酸压滤渣到低酸压滤渣高酸浸出工序使用。 
3、工艺条件:(1)低酸浸出初始H2SO4浓度168 g/l(2) 温度65~ 75℃(3)时间2~4h (4)反应终点酸度38 g/l。 
   4、操作方法:先用输送泵将废电解液及高酸浸出滤液打入反应槽,然后开启搅拌器,待溶液体积达到50m3停止进液,开始加中性浸出渣进行低酸浸出作业,过程对其溶液进行升温,待槽内温度达到70℃停止升温,反应时间2小时后取样化验确定槽内矿浆酸度在35 g/l,继续反应一小时后反应槽内酸度基本不变,停止反应将矿浆打入浓密机进行液固分离,上层低酸浸出溶液输送至预还原工序,下层低酸压滤渣输送至高酸浸出槽。 
5、反应方程式:In2O3+3H2SO4=In2(SO4)3+3H2O。 
6、取样化验项目:  (1)低酸浸出初始H2SO4浓度:165g/l   (2)反应终点酸度 :35 g/l  (3)Fe3+: 27.5 g/l  (4)铟离子: 0.4 g/l 。 
(三)低酸压滤渣高酸浸出工序 
1、原料:低酸压滤渣、废电解液、浓硫酸。
2、工艺目的:将低酸压滤渣加入到高酸浸出反应槽中,加入含有硫酸的废电解液或浓硫酸进行高酸浸出,此过程利用溶液的高浓度硫酸与低酸压滤渣在控制条件反应使低酸压滤渣中不容易溶解的铁酸锌、硫化锌、硫化铟强化反应,使其溶解进入高酸浸出液,锌、铁、铟元素得到回收,经过压滤作业液渣分离,高酸浸出滤液返回中性浸出渣低酸浸出工序作业,高酸压滤渣为高品位铅泥渣。 
3、工艺条件:(1)初始酸度192g/l(2)温度 90~95℃(3)反应时间3~5h(4)终点酸度142g/l。 
4、操作方法:用输送泵将高酸压滤液及废电解液打入高酸反应槽,然后开启搅拌器,待溶液体积达到60m3停止进液,开始对其溶液进行升温作业,并加入相应低酸压滤渣进行浸出,待槽内温度达到90℃停止升温,反应时间3小时后取样化验确定槽内矿浆酸度在145 g/l,继续反应一小时后反应槽内酸度基本不变,停止反应将矿浆打入压滤机进行液固分离,高酸浸出滤液返回中性浸出渣低酸浸出工序作业,高酸压滤渣为高品位铅泥渣。 
5、反应方程式:ZnO·Fe2O3+8H2SO4=ZnSO4+2Fe(SO4)3+4H2O ; 
InS+Fe(SO4)3+H2SO4=In(SO4)3+FeSO4+S。
6、取样化验项目:(1)反应初始酸度:192 g/l   (2)反应终点酸度:145 g/g/l    (3)高浸渣化验 %:Zn:3.8  In:0.013  Fe:0.73  Pb: 53.6。   
(四)低酸浸出滤液预还原工序
1、原料:低酸浸出滤液、还原剂。
2、工艺目的:由于低酸浸出滤液中含有大量经过中性浸出渣低酸浸出工序和低酸压滤渣高酸浸出工序浸出的高价铁离子严重影响铟富集工序生产,将低酸浸出滤液加入到预还原反应槽中,加入还原剂还原溶液中的高价铁离子为亚铁离子可以避免铁离子在铟富集工序随铟一同进入铟富集渣影响铟富集渣品位及铁离子不能很好的供系统综合利用,经过压滤作业还原渣与还原后溶液分离,还原渣返回锌精矿焙烧工序配料使用,还原后溶液进入铟富集工序。 
3、工艺条件:(1) 温度:75~95℃(2)时间:3~5h(3)酸度:38g/l(4)还原剂加入量为理论量的1.3倍(5)终酸:H2SO4:35 g/l。 
4、操作方法:用输送泵将低酸浸出滤液打入预还原反应槽,然后开启搅拌器,待溶液体积达到60m3停止进液,开始对其溶液进行升温作业,待槽内温度达到85℃停止升温,按照还原剂计算量共加入2.2t还原剂进行还原,反应时间3小时后取样化验槽内溶液Fe3+ 0.56g/l,停止反应将矿浆打入压滤机进行液固分离,还原后溶液输送铟富集工序,还原渣送至精矿焙烧工序做配料使用。 
5、反应方程式:ZnS+Fe2(SO4)3=ZnSO4+2FeSO4+S。 
6、取样化验项目:  (1)酸度 :30 g/l   (3)Fe3+: 0.8 g/l  (4)In:0.35 g/l。 
(五)铟富集工序 
1、原料:还原后溶液 、由电收尘氧化锌和纳米氧化锌组成的中和剂。 
2、工艺目的:高铁氧化锌混合物中铟金属经过各种工序进入还原后溶液中,因还原后溶液中有较高含量的硫酸,利用各种金属盐水解PH值不同,铟水解完全PH值在3.8以上,锌水解PH值在5.5以上,利用其性质加入中和剂将溶液PH值调整为4.0~4.5使铟水解形成氢氧化铟沉淀进行富集,而此时锌、二价铁不水解留在溶液中达到有价金属分离的目的。溶液中锌返回主系统生产电解锌,二价铁返回主系统当辅料硫酸亚铁使用,铟形成铟富集渣回收。 
3、工艺条件:(1)始酸:38 g/l (2)终酸: PH 4.3(3)温度65~ 75℃(4)反应时间2~3h。 
4、操作方法:用输送泵将还原后溶液打入铟水解富集反应槽,然后开启搅拌器,待溶液体积达到60m3停止进液,开始对其溶液进行升温作业,待槽内温度达到68℃停止升温,开始加入中和剂作业共加入1.5t测PH4.2停止加入,共反应2小时将矿浆打入压滤机进行液固分离,还原后溶液输送铟富集工序,还原渣送至精矿焙烧工序做配料使用。 
5、反应方程式:In2(SO4)3+3H2O+3ZnO =2In(OH)3+3ZnSO。 
6、取样化验项目:(1)反应初始酸度:38 g/l  (2)反应重点酸度:PH 4.3 
(3)水解后滤液 g/l: Zn:148.3  In:0.006  Fe2+:25.6(4)铟富集渣化验 %:Zn:16.9  In:2.07  Fe:3.32。

Claims (9)

1.一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法,其特征在于:包括高铁氧化锌混合物中性浸出工序、中性浸出渣低酸浸出工序、低酸压滤渣高酸浸出工序、低酸浸出液预还原工序、铟富集回收工序;
步骤1:高铁氧化锌混合物中性浸出工序
将含有锌、铟、铁和铅元素的高铁氧化锌混合物加入到中浸反应槽中,然后加入含硫酸的废电解液进行中性浸出反应,高铁氧化锌混合物中的铅、氧化锌分别与硫酸作用,形成含有硫酸铅沉淀的中性浸出渣和含有硫酸锌的中性浸出液,此过程高铁氧化锌混合物中的铁、铟基本不被浸出而留在中性浸出渣中,产出的中性浸出渣到中性浸出渣低酸浸出工序中使用,所产中性浸出液返回主炼锌系统生产电解锌;
步骤2:中性浸出渣低酸浸出工序
将中性浸出渣加入到低酸浸出反应槽中,加入含有硫酸的废电解液和低酸压滤渣高酸浸出工序中形成的高酸浸出滤液进行低酸浸出反应,中性浸出渣与含有硫酸的废电解液反应形成低酸浸出溶液和低酸浸出渣,中性浸出渣中的可溶的锌、铟、铁大量进入低酸浸出溶液,中性浸出渣中不溶解的铁酸锌、硫化锌及硫化铟与硫酸铅一同留在低酸浸出渣中,经过压滤作业后,低酸浸出溶液供低酸浸出溶液预还原工序使用,低酸压滤渣到低酸压滤渣高酸浸出工序使用;
步骤3:低酸压滤渣高酸浸出工序  
将低酸压滤渣加入到高酸浸出反应槽中,加入含有硫酸的废电解液或浓硫酸进行高酸浸出反应,形成高酸浸出液和沉淀渣,反应过程中,高浓度的硫酸与低酸压滤渣中不容易溶解的铁酸锌、硫化锌、硫化铟反应,使铁酸锌、硫化锌、硫化铟溶解进入高酸浸出液中,经过压滤作业,使高酸浸出液与沉淀渣分离,形成高酸浸出滤液和高酸压滤渣,高酸浸出滤液返回中性浸出渣低酸浸出工序作业,高酸压滤渣为高品位铅泥渣;
步骤4:低酸浸出溶液预还原工序
由于低酸浸出溶液中含有经过中性浸出渣低酸浸出工序和低酸压滤渣高酸浸出工序浸出的高价铁离子严重影响铟富集工序生产,将低酸浸出溶液加入到预还原反应槽中,加入由硫化铅精矿和硫化锌精矿组成的还原剂将低酸浸出溶液中的高价铁离子还原为亚铁离子,反应形成还原后溶液和还原渣,经过压滤作业进行液固分离,还原后溶液进入铟富集工序,还原渣返回焙烧炉当作配料使用;
步骤5:铟富集工序
把还原后溶液加入到铟富集反应容器,加入由电收尘氧化锌和纳米氧化锌组成的中和剂,中和还原溶液中的硫酸,还原反应后溶液中的铟金属水解进入反应形成的铟富集渣,而亚铁离子在此条件不反应留在反应后形成的水解溶液中,经过压滤工序进行液固分离,所得水解后滤液中含有二价铁离子,水解后滤液返回主炼锌系统替代辅料硫酸亚铁的加入量,所得压滤渣为铟富集渣,从而达到了回收利用目的。
2.根据权利要求1所述的一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中高效回收有价金属的方法,其特征在于:所述步骤1的反应条件为H2SO4初始浓度为150~180g/l,反应过程中液固比8~10:1,反应温度70~75℃ ,反应时间2~3h ,终点酸度PH=4.5~5.2。
3.根据权利要求1所述的一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中高效回收有价金属的方法,其特征在于:所述步骤2的反应条件为H2SO4初始浓度150~180g/l,反应温度65~ 75℃,反应时间2~4h,并保持终点酸度20~50g/l, Fe3+ 浓度10~40g/l ,铟浓度 0.1~0.5g/l。
4.根据权利要求1所述的一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中高效回收有价金属的方法,其特征在于:所述步骤3的反应条件为初始酸度为150~200g/l,反应温度为90~95℃,反应时间为3~5h,终点酸度为120~150g/l。
5.根据权利要求1所述的一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中高效回收有价金属的方法,其特征在于:所述步骤4的反应条件为控制酸度保持在20~50g/l、反应温度85~95℃、反应时间3~5h、反应结束时Fe3+<1.5g/l。
6.根据权利要求1所述的一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中高效回收有价金属的方法,其特征在于:所述步骤4中还原剂为硫化铅精矿和硫化锌精矿按重量百分比按照如下比例组成:ZnS:50~80%,PbS:20~50% 。
7.根据权利要求1所述的一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中高效回收有价金属的方法,其特征在于:所述步骤4中还原剂加入量为还原剂理论加入量的1.2~1.5倍,从而避免铁离子在铟富集工序随铟一同进入铟富集渣影响铟富集渣品位及铁离子不能很好的供系统综合利用。
8.根据权利要求1所述的一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中高效回收有价金属的方法,其特征在于:所述步骤5的反应条件为反应温度65~ 75℃,反应时间2~3h,终点PH=4.0~4.5。
9.根据权利要求1所述的一种从锌冶炼高铁氧化锌混合物中高效回收有价金属的方法,其特征在于:所述步骤5中和剂为电收尘氧化锌和纳米氧化锌按重量百分比按照如下比例组成:电收尘氧化锌:60~80%,纳米氧化锌:20~40% 。
CN201310729770.5A 2013-12-26 2013-12-26 从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法 Active CN103667720B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201310729770.5A CN103667720B (zh) 2013-12-26 2013-12-26 从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201310729770.5A CN103667720B (zh) 2013-12-26 2013-12-26 从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN103667720A true CN103667720A (zh) 2014-03-26
CN103667720B CN103667720B (zh) 2015-07-22

Family

ID=50306490

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201310729770.5A Active CN103667720B (zh) 2013-12-26 2013-12-26 从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN103667720B (zh)

Cited By (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104060089A (zh) * 2014-06-26 2014-09-24 来宾华锡冶炼有限公司 一种处理高铁多金属锌精矿的方法和冶炼炉
CN104532019A (zh) * 2015-01-12 2015-04-22 刘松林 在生产硫酸锌过程中采用电位富集沉淀回收铟的方法
CN106868306A (zh) * 2016-12-23 2017-06-20 河南豫光锌业有限公司 一种锌浸渣有价金属高效回收的方法
CN108165774A (zh) * 2016-12-07 2018-06-15 北京有色金属研究总院 一种从高铁锌精矿酸浸液中回收铟的方法
CN108411128A (zh) * 2018-04-09 2018-08-17 西部矿业股份有限公司 一种低品位含铟冶炼渣高效富集铟的方法
CN108823435A (zh) * 2018-07-09 2018-11-16 刘罗平 一种湿法炼铟的两步循环浸出方法
CN108987841A (zh) * 2018-08-28 2018-12-11 湖南邦普循环科技有限公司 一种从废旧锂离子电池中回收有价金属的方法
CN109112314A (zh) * 2018-10-29 2019-01-01 昆明冶金研究院 一种采用两段逆流硫酸浸出从富锡铅锌烟灰中综合回收锌铅锡的方法
CN109897966A (zh) * 2019-03-29 2019-06-18 何耀 一种次氧化锌原料高效资源化利用方法
CN109943729A (zh) * 2019-04-06 2019-06-28 柳州呈奥科技有限公司 一种基于熔渣中提炼铟材料的工艺
CN109943724A (zh) * 2019-04-06 2019-06-28 柳州呈奥科技有限公司 一种铟材料的冶炼回收方法
CN113604676A (zh) * 2021-07-14 2021-11-05 云南云铜锌业股份有限公司 一种余锅粉的处理方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101775502A (zh) * 2010-02-04 2010-07-14 云南澜沧铅矿有限公司 湿法炼锌流程提取铜工艺
CN101838736A (zh) * 2010-06-01 2010-09-22 河南豫光锌业有限公司 湿法炼锌系统净液钴渣中有价金属的湿法分离方法
CN102703695A (zh) * 2012-06-15 2012-10-03 广西金山铟锗冶金化工有限公司 一种从含高铁高铟的锌焙砂中综合回收铁、锗的方法
CN102978391A (zh) * 2012-12-23 2013-03-20 河南豫光锌业有限公司 锌湿法清洁冶炼及资源综合回收利用工艺
CN103173625A (zh) * 2013-04-19 2013-06-26 长沙矿冶研究院有限责任公司 一种氧化锌烟尘高效浸出铟的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101775502A (zh) * 2010-02-04 2010-07-14 云南澜沧铅矿有限公司 湿法炼锌流程提取铜工艺
CN101838736A (zh) * 2010-06-01 2010-09-22 河南豫光锌业有限公司 湿法炼锌系统净液钴渣中有价金属的湿法分离方法
CN102703695A (zh) * 2012-06-15 2012-10-03 广西金山铟锗冶金化工有限公司 一种从含高铁高铟的锌焙砂中综合回收铁、锗的方法
CN102978391A (zh) * 2012-12-23 2013-03-20 河南豫光锌业有限公司 锌湿法清洁冶炼及资源综合回收利用工艺
CN103173625A (zh) * 2013-04-19 2013-06-26 长沙矿冶研究院有限责任公司 一种氧化锌烟尘高效浸出铟的方法

Cited By (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104060089A (zh) * 2014-06-26 2014-09-24 来宾华锡冶炼有限公司 一种处理高铁多金属锌精矿的方法和冶炼炉
CN104060089B (zh) * 2014-06-26 2015-12-30 来宾华锡冶炼有限公司 一种处理高铁多金属锌精矿的方法和冶炼炉
CN104532019A (zh) * 2015-01-12 2015-04-22 刘松林 在生产硫酸锌过程中采用电位富集沉淀回收铟的方法
CN104532019B (zh) * 2015-01-12 2017-09-29 衡阳市坤泰化工实业有限公司 在生产硫酸锌过程中采用电位富集沉淀回收铟的方法
CN108165774A (zh) * 2016-12-07 2018-06-15 北京有色金属研究总院 一种从高铁锌精矿酸浸液中回收铟的方法
CN106868306A (zh) * 2016-12-23 2017-06-20 河南豫光锌业有限公司 一种锌浸渣有价金属高效回收的方法
CN108411128A (zh) * 2018-04-09 2018-08-17 西部矿业股份有限公司 一种低品位含铟冶炼渣高效富集铟的方法
CN108823435A (zh) * 2018-07-09 2018-11-16 刘罗平 一种湿法炼铟的两步循环浸出方法
CN108987841A (zh) * 2018-08-28 2018-12-11 湖南邦普循环科技有限公司 一种从废旧锂离子电池中回收有价金属的方法
CN109112314A (zh) * 2018-10-29 2019-01-01 昆明冶金研究院 一种采用两段逆流硫酸浸出从富锡铅锌烟灰中综合回收锌铅锡的方法
CN109897966A (zh) * 2019-03-29 2019-06-18 何耀 一种次氧化锌原料高效资源化利用方法
CN109943729A (zh) * 2019-04-06 2019-06-28 柳州呈奥科技有限公司 一种基于熔渣中提炼铟材料的工艺
CN109943724A (zh) * 2019-04-06 2019-06-28 柳州呈奥科技有限公司 一种铟材料的冶炼回收方法
CN113604676A (zh) * 2021-07-14 2021-11-05 云南云铜锌业股份有限公司 一种余锅粉的处理方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN103667720B (zh) 2015-07-22

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN103667720B (zh) 从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法
CN102491287B (zh) 一种从含硒物料中分离和回收硒的工艺
CN104379778B (zh) 从复杂氧化物矿和硫化物矿回收铟、银、金和其它稀有金属、贵金属和贱金属的方法
CN101838736B (zh) 湿法炼锌系统净液钴渣中有价金属的湿法分离方法
CN101660054B (zh) 从铅锌冶炼后的废渣中提取金属铟的方法
CN100374592C (zh) 一种低污染沉矾除铁湿法炼锌方法
CN106868307B (zh) 一种硫酸烧渣除砷富集金银的综合利用工艺
CN102994747B (zh) 一种从高铅铜锍中回收金属铜的工艺
CN101629246B (zh) 中和水解除铁法炼锌工艺
CN101451185B (zh) 含铜锌铁多金属硫铁矿的综合回收方法
CN102766765B (zh) 氧化锌粉回收利用方法
CN106048217B (zh) 氧化锌粉的综合回收利用方法
CN101629245B (zh) 一种中和水解除铁法炼锌工艺
CN103757420A (zh) 一种从锌浸出渣中回收铅、银的方法
CN104480325A (zh) 含钴原料中提取钴的方法
CN111647754A (zh) 一种钢铁厂含锌尘泥的综合利用方法
CN103160688A (zh) 锌粉置换法从含锗浸出液中制备锗精矿的方法
CN104726717A (zh) 一种逆锑净化钴渣回收钴的方法
CN111748690B (zh) 一种基于水热晶格转型的湿法冶金浸出液净化除铁的方法
CN103952572A (zh) 一种加压浸出优化湿法炼锌热酸浸出工艺的方法
CN113832346A (zh) 一种高效简化处理含锗锌浸渣的方法
CN113846214B (zh) 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法
CN105967153A (zh) 一种从高碲渣料中回收碲的工艺
CN103014346A (zh) 从钴镍渣中分离锌、铁及钴镍精矿的工艺方法
CN105018726B (zh) 一种铅锌共生矿处理方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 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