CN103667720B - 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

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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
[0001] 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
[0002] 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。
[0003] 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宄,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
[0004] 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。
[0005] -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;
[0006] 步骤1 :高铁氧化锌混合物中性浸出工序
[0007] 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;
[0008] 步骤2 :中性浸出渣低酸浸出工序
[0009] 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;
[0010] 步骤3 :低酸压滤渣高酸浸出工序
[0011] 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;
[0012] 步骤4 :低酸浸出溶液预还原工序
[0013] 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;
[0014] 步骤5:铟富集工序
[0015] 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。
[0016] 所述步骤1的反应条件为H2S04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°C,反应时间2~3h,终点酸度PH=4. 5~5. 2。
[0017] 所述步骤2的反应条件为H2S〇jB始浓度150~180g/l,反应温度65~75°C,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/ 1〇
[0018] 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°C,反应 时间为3~5h,终点酸度为120~150g/l。
[0019] 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°C、反应 时间3~5h、反应结束时Fe3+< 1. 5g/l。
[0020] 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%。
[0021] 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。
[0022] 所述步骤5的反应条件为反应温度65~75°C,反应时间2~3h,终点PH= 4. 0~ 4. 5〇
[0023] 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%。
[0024] 所得铅泥渣铅含量为45%~60%。
[0025] 所得铟富集渣铟含量1%~5%。
[0026] 本发明的积极有益效果:
[0027] 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。
[0028] 高铁氧化锌混合物中高效回收有价金属数据:%
Figure CN103667720BD00061
[0030] 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
[0031]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
[0032] 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。
[0033] 实施例1:
[0034](一)高铁氧化锌混合物中性浸出
[0035] 1、原料:高铁氧化锌混合物、废电解液。
[0036] 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。
[0037] 3、工艺条件:(1)浸出溶液初始H2S0 4浓度160g/l (2)温度65°C(3)反应时 间2h(4)终点酸度PH=4.5。
[0038] 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°C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l〇t,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。
[0039] 5、反应方程式:Zn0+H2S04=ZnS04+H20 ;
[0040]Pb0+H2S04=PbS04+H20。
[0041] 6、取样化验项目:(1)始酸:162g/l (2)终酸:PH= 4. 5。
[0042] (二)中性浸出渣低酸浸出工序
[0043]1、原料:中性浸出渣、废电解液、高酸浸出滤液。
[0044] 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。
[0045] 3、工艺条件:(1)低酸浸出初始H2S04浓度165/1 (2)温度65~75°C(3)时间 2h(4)反应终点酸度32g/l。
[0046] 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°C停止升温,反应时间2h后取样化验确定槽内溶液酸度 在32g/1,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。
[0047] 5、反应方程式:In203+3H2S04=In2(S04)3+3H20。
[0048] 6、取样化验项目:(1)低酸浸出初始H2S04浓度:165g/l (2)反应终点酸度:32 g/1 (3)Fe3+: 25g/1 (4)铟离子:0• 35g/1。
[0049] (三)低酸压滤渣高酸浸出工序
[0050] 1、原料:低酸压滤渣、废电解液、浓硫酸。
[0051] 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。
[0052] 3、工艺条件:(1)反应初始酸度175g/l(2)温度90°C(3)反应时间3h(4)终点 酸度 135g/l。
[0053] 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°C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/1,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。
[0054] 5、反应方程式:ZnO•Fe203+8H2S04=ZnS04+2Fe(S04) 3+4H20;
[0055]InS+Fe(S04) 3+H2S04=In(S04) 3+FeS04+S。
[0056] 6、取样化验项目:(1)反应初始酸度:175g/1 (2)反应终点酸度:135g/1 (3)高浸渣化验 %:Zn:4.2 In:0.015Fe:0.8Pb:48.6。
[0057] (四)低酸浸出滤液预还原工序
[0058] 1、原料:低酸浸出滤液、还原剂。
[0059] 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。
[0060] 3、工艺条件:(1)温度:80°C(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。
[0061] 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°C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。
[0062] 5、反应方程式:ZnS+Fe2 (S04) 3=ZnS04+2FeS04+S。
[0063] 6、取样化验项目:(1)酸度:30g/1 (3)Fe3+: 0.8g/1 (4)In:0. 35g/l〇
[0064](五)铟富集工序
[0065] 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。
[0066] 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。
[0067] 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°C(4)反应时间2h。
[0068] 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°C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。
[0069] 5、反应方程式:In2 (S04) 3+3H20+3Zn0 =2In(OH) 3+3ZnS04。
[0070] 6、取样化验项目:(1)反应初始酸度:30g/1 (2)反应重点酸度:PH4. 0。
[0071] (3)水解后滤液g/1: Zn:135. 2ln:0. 007Fe2+:23. 8。
[0072] (4)铟富集渣化验 %:Zn:14.2In:2. 15Fe:2.8。
[0073] 实施例2:
[0074](一)高铁氧化锌混合物中性浸出
[0075]1、原料:高铁氧化锌混合物、废电解液。
[0076] 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。
[0077] 3、工艺条件:(1)浸出溶液初始H2S04浓度175g/l (2)温度70~75°C(3)反 应时间2~3h(4)终点酸度PH5. 0。
[0078] 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 °C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lh 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。
[0079] 5、反应方程式:Zn0+H2S04=ZnS04+H20;
[0080]Pb0+H2S04=PbS04+H20。
[0081] 6、取样化验项目:(1)始酸:172g/l(2)终酸:PH5.0。
[0082](二)中性浸出渣低酸浸出工序
[0083] 1、原料:中性浸出澄、废电解液、高酸浸出滤液。
[0084] 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。
[0085] 3、工艺条件:(1)低酸浸出初始H2S04浓度168g/1 (2)温度65~75°C(3)时 间2~4h(4)反应终点酸度38g/1。
[0086] 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°C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 35g/1,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。
[0087] 5、反应方程式:In203+3H2S04=In2(S04)3+3H20。
[0088] 6、取样化验项目:(1)低酸浸出初始H2S04浓度:165g/l (2)反应终点酸度:35 g/1 (3)Fe3+: 27.5g/1 (4)铟离子:0.4g/1。
[0089](三)低酸压滤渣高酸浸出工序
[0090] 1、原料:低酸压滤渣、废电解液、浓硫酸。
[0091] 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。
[0092] 3、工艺条件:(1)初始酸度192g/l(2)温度90~95°C(3)反应时间3~5h(4) 终点酸度142g/l。
[0093] 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°C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 145g/1,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。
[0094] 5、反应方程式:ZnO•Fe203+8H2S04=ZnS04+2Fe(S04)3+4H20 ;
[0095]InS+Fe(S04) 3+H2S04=In(S04) 3+FeS04+S。
[0096] 6、取样化验项目:(1)反应初始酸度:192g/1 (2)反应终点酸度:145g/g/1 (3)高浸渣化验 %:Zn:3.8 In:0.013Fe:0.73Pb:53.6。
[0097](四)低酸浸出滤液预还原工序
[0098] 1、原料:低酸浸出滤液、还原剂。
[0099] 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。
[0100] 3、工艺条件:(1)温度:75~95°C(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:H2S04 :35g/1。
[0101] 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°C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。
[0102] 5、反应方程式:ZnS+Fe2(S04)3=ZnS04+2FeS04+S。
[0103] 6、取样化验项目:(1)酸度:30g/1 (3)Fe3+: 0.8g/1 (4)In:0. 35g/l〇
[0104](五)铟富集工序
[0105] 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。
[0106] 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。
[0107] 3、工艺条件:(1)始酸:38g/1 (2)终酸:PH4.3 (3)温度65~75°C(4)反应 时间2~3h。
[0108] 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°C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。
[0109] 5、反应方程式:In2(S04)3+3H20+3Zn0 =2In(0H)3+3ZnS04。
[0110] 6、取样化验项目:(1)反应初始酸度:38g/1 (2)反应重点酸度:PH4. 3
[0111] (3)水解后滤液g/1: Zn: 148. 3ln:0. 006Fe2+:25. 6 (4)铟富集渣化验% : Zn:16. 9 In:2. 07Fe:3. 32。

Claims (4)

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°C,反应时间2~3h,终点酸度pH=4. 5~5. 2 ; 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2的反应条件为H2SOjB始浓度150~180g/l,反应温度65~75°C,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; 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3的反应条件为初始酸度为150~200g/l,反应温度为90~95°C,反应时间为 3~5h,终点酸度为120~150g/l; 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4的反应条件为控制酸度保持在20~50g/l、反应温度85~95°C、反应时间3~ 5h、反应结束时Fe3+< 1.5g/l; 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; 步骤5的反应条件为反应温度65~75°C,反应时间2~3h,终点pH= 4.O~4. 5。
2. 根据权利要求1所述的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: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%。
3. 根据权利要求1所述的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: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。
4. 根据权利要求1所述的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: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%。
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