CN104004923B - 硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，先将硫化锌精矿焙烧后的锌焙砂进行中性浸出，温度60～70℃，终点pH？5.0～5.2；然后将底流进行热酸浸出，温度80～90℃，终点酸度50～100g/L；最后在上清液中，加入硫化锌精矿，通入浓度98%以上的氧气，控制温度145～155℃，压力1100～1300kPa，终点酸度10～20g/L，同时浸出锌及除铁。本发明取代传统的除铁过程，简化了工艺流程，锌回收率高，同时降低了铁渣含锌量。

Description

硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法
技术领域
本发明属于湿法冶金技术领域，具体涉及一种。
背景技术
现有的从硫化锌精矿焙烧、浸出、提取锌的方法中，直接浸出都只是对硫化锌精矿进行锌铁分离，浸锌及除铁分二个过程完成，锌进入主系统混合回收。要么将铁留在浸出渣中，采用火法处理方式除铁；要么使铁进入浸出液，采用湿法处理方式（黄钾铁矾法或针铁矿法）除铁，焙烧浸出与直接浸出都是独自处理硫化锌精矿后再混合流程，存在工艺流程长，除铁过程复杂等问题。
发明内容
本发明的目的是提供一种硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，简化工艺流程和除铁过程。
本发明的技术方案为：
1）将硫化锌精矿经焙烧制酸得到的锌焙砂，进行中性浸出，浸出温度60～70℃，终点pH5.0～5.2；
2）将步骤1）中性浸出的底流，进行热酸浸出，浸出温度80～90℃，终点酸度50～100g/L；
3）将步骤2）热酸浸出的上清液，加入硫化锌精矿，通入浓度98%以上的氧气，控制温度145～155℃，压力1100～1300kPa，终点酸度10～20g/L的条件下同时浸出锌及除铁。
优选步骤1）所述浸出时间为1.0~1.5h。优选步骤2）浸出时间为1.5~2.0h。优选步骤3）所述浸出时间为2.0~2.5h。所述中性浸出的上清液进行净化、电积生产电锌。
步骤2）可以加入净化电积制取锌后的废电解液，进行所述热酸浸出。所述热酸浸出的底流经洗涤过滤后进行铅的回收。
步骤3）浸出矿浆经分离，得上清液和氧浸渣，上清液可以返回步骤1）进行所述中性浸出。所述氧浸渣送浮选，尾矿即为铁渣，得到的硫精矿返回焙烧制酸。
本发明利用硫化锌精矿氧压浸出除铁原理，由于所有硫化锌精矿都含铁，在浸出过程中会被溶解，铁的状态可以通过浸出液的酸度加以控制。硫化锌精矿在低酸浸出中，酸的加入是稍过于浸出精矿中全部锌所需要的酸量，除FeS2之外，其它铁矿石和锌矿石争相与酸反应，致使反应器中酸度迅速降低，有利于铁的水解和沉淀：Fe2(SO4)3+(x+3)H2O→Fe2O3·xH2O+3H2SO4。
本发明具有以下优点：
1)本发明工艺将热酸浸出溶液送入反应器，利用溶液中残酸和铁水解产出的酸浸出硫化锌精矿，硫化锌精矿在高温高压低酸条件下，同时除铁及浸锌，取消了黄钾铁矾法或针铁矿法除铁过程，用本发明取代传统的除铁过程，简化了工艺流程。
2)提高了锌回收率，由于传统的酸浸出除铁过程需采用锌焙砂中和，锌焙砂随铁渣带走而造成锌的损失，锌回收率为91～93%，本发明除铁不需锌焙砂中和，锌回收率大于95%。
3)降低了铁渣含锌，传统方法的铁渣含锌为6～8%，本发明采用直接浸出，锌浸出率高，氧浸渣经浮选产出尾矿含锌小于2%。
附图说明
附图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
如图1所述，本发明的工艺流程包括：从硫化锌精矿经焙烧制酸，锌焙砂经中性浸出，中性浸出上清液送后续净化、电积及熔铸生产锌锭；中性浸出底流送热酸浸出，热酸浸出矿浆经浓密机分离，底流经过滤洗涤得高浸渣；上清液进入反应器，加入硫化锌精矿，通入氧气，在高温高压低酸条件下，同时浸锌及除铁；浸出矿浆经闪蒸槽降温降压，送浓密机分离，上清液即为除铁后液送中性浸出，氧浸渣送浮选，浮选产出硫精矿送焙烧制酸，产出尾矿即为铁渣送渣场堆存。
具体来说，本发明的工艺流程分三步：
1）硫化锌精矿经焙烧制酸，产出的锌焙砂进行中性浸出，常压下，浸出温度60～70℃，浸出时间优选1.0~1.5h，终点pH5.0～5.2，中性浸出上清液可送后续工序生产电锌；
2）中性浸出底流，进行热酸浸出，常压下，浸出温度80～90℃，浸出时间优选1.5~2.0h，终点酸浓度50～100g/L（可通过加入净化电积制取锌后的废电解液调节），浸出矿浆经分离，底流经洗涤过滤得高浸渣可回收铅；
3）将热酸浸出上清液，加入硫化锌精矿（其加入的相对量可根据实际要求调整，优选加入量为步骤1中硫化锌精矿加入量的0.2~0.4倍），通入浓度98%（体积）以上的氧气，在高温高压低酸条件下同时浸锌及除铁，控制温度145～155℃，压力1100～1300kPa，浸出时间优选2.0~2.5h，终点酸度10～20g/L，浸出矿浆经分离，上清液即为除铁后液可送中性浸出，氧浸渣送浮选，浮选产出硫精矿可送焙烧制酸，产出尾矿即为铁渣。
以下通过具体实施例对本发明进行详细的说明。所用原料为某厂产出的硫化锌精矿(主要元素含量为Zn48.96%、Fe11.52%、Pb1.88%)。
实施例1
1）将硫化锌精矿（加料量10t/h）焙烧制酸，产出的锌焙砂进行中性浸出，常压下，浸出温度60℃，浸出时间1.5h，终点pH5.0；
2）中性浸出底流加入净化电积制取锌后的废电解液，热酸浸出，常压下，浸出温度90℃，浸出时间2.0h，终点酸浓度50g/L，浸出矿浆经浓密机分离；
3）将热酸浸出上清液送入反应器，加入硫化锌精矿（3.1t/h），通入浓度98%以上的氧气，控制温度155℃，压力1200kPa，浸出时间2.5h，终点酸度10g/L，同时浸锌及除铁，浸出矿浆经闪蒸槽降温降压，送浓密机分离，上清液即为除铁后液，氧浸渣送浮选，产出尾矿即为铁渣(铁渣含锌1.98%)，锌回收率95.1%。
实施例2
1）将硫化锌精矿（10t/h）焙烧制酸，产出的锌焙砂进行中性浸出，常压下，浸出温度70℃，浸出时间1.0h，终点pH5.2；
2）中性浸出底流加入净化电积制取锌后的废电解液，热酸浸出，常压下，浸出温度80℃，浸出时间1.5h，终点酸浓度74.5g/L，浸出矿浆经浓密机分离；
3）将热酸浸出上清液送入反应器，加入硫化锌精矿（2.98t/h），通入浓度98%以上的氧气，控制温度150℃，压力1100kPa，浸出时间2.0h，终点酸度15g/L，同时浸锌及除铁，浸出矿浆经闪蒸槽降温降压，送浓密机分离，上清液即为除铁后液，氧浸渣送浮选，产出尾矿即为铁渣(铁渣含锌1.92%)，锌回收率95.2%。
实施例3
1）将硫化锌精矿（10t/h）焙烧制酸，产出的锌焙砂进行中性浸出，常压下，浸出温度65℃，浸出时间1.2h，终点pH5.1；
2）中性浸出底流加入净化电积制取锌后的废电解液，热酸浸出，常压下，浸出温度85℃，浸出时间1.5h，终点酸浓度100g/L，浸出矿浆经浓密机分离；
3）将热酸浸出上清液送入反应器，加入硫化锌精矿（2.80t/h），通入浓度98%以上的氧气，控制温度145℃，压力1300kPa，浸出时间2.0h，终点酸度20g/L，同时浸锌及除铁，浸出矿浆经闪蒸槽降温降压，送浓密机分离，上清液即为除铁后液，氧浸渣送浮选，产出尾矿即为铁渣(铁渣含锌1.88%)，锌回收率95.40%。

Claims (7)

1.一种硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，包括以下步骤：
1）将硫化锌精矿经焙烧制酸得到的锌焙砂，进行中性浸出，浸出温度60～70℃，终点pH5.0～5.2；
2）将步骤1）中性浸出的底流，进行热酸浸出，浸出温度80～90℃，终点酸度50～100g/L；
3）将步骤2）热酸浸出的上清液，加入硫化锌精矿，通入浓度98%以上的氧气，控制温度145～155℃，压力1100～1300kPa，终点酸度10～20g/L的条件下同时浸出锌及除铁。
2.根据权利要求1所述的硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，其特征在于，步骤1）所述浸出时间为1.0~1.5h，步骤2）浸出时间为1.5~2.0h，步骤3）所述浸出时间为2.0~2.5h。
3.根据权利要求1所述的硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，其特征在于，步骤1）所述中性浸出的上清液进行净化、电积生产电锌。
4.根据权利要求1或2所述的硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，其特征在于，步骤2）加入净化电积制取锌后的废电解液，进行所述热酸浸出。
5.根据权利要求1所述的硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，其特征在于，步骤2）所述热酸浸出的底流经洗涤过滤后进行铅的回收。
6.根据权利要求1-3之一所述的硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，其特征在于，步骤3）浸出矿浆经分离，得上清液和氧浸渣，上清液返回步骤1）进行所述中性浸出。
7.根据权利要求6所述的硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，其特征在于，步骤3）所述氧浸渣送浮选，尾矿即为铁渣，得到的硫精矿返回焙烧制酸。
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