CN104120253A - 一种复杂锌焙烧矿的浸出方法 - Google Patents

一种复杂锌焙烧矿的浸出方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种复杂锌焙烧矿的浸出方法,该方法针对现有工艺中铁的二次沉降、渣量大及其他杂质大量浸出、浸出溶液铁砷比难控制、中上清质量达不到要求、电解烧板等的问题,采用酸性浸出、中和除杂的工序对复杂锌焙烧矿进行浸出处理,达到高效回收锌,去除杂质的目的,同时利用了现有工艺中的废水和废料,减少了废弃物的排放,降低了生产成本,本发明方法操作简单、工艺容易管理、减少废渣或者废弃物的排放,有效的回收浸出过程的有价金属同时能够选择性的提供同样优质的中上清。

Description

一种复杂锌培烧矿的浸出方法
技术领域
[0001] 本发明涉及一种复杂锌焙烧矿浸出的方法,属于冶金技术领域。
背景技术
[0002] 锌焙烧矿浸出方法现有的技术主要为:常规浸出、热酸浸出等。但常规浸出流程 工艺复杂、锌浸出率低、生产成本高;热酸浸出工艺用高温高酸代替了常规浸出中的酸性 浸出,提高了锌的浸出率,降低了渣率,但同时导致了与锌金属活泼程度相近的杂质大量浸 出,对除杂造成影响,动力消耗也大。因此,针对目前的复杂锌焙烧矿,现有技术存在的缺陷 可总结为:(1)高铁高砷锌焙烧矿浸出后,铁能满足除杂需要,但铁量过多时,导致铁的二 次沉降,渣量大,且对其他贵金属的回收不利。(2)低铁高砷锌焙烧矿浸出时,铁砷比一旦没 有得到很好的控制,则会造成中上清杂质高,电解烧板。(3)不管是高铁高砷、低铁高砷锌焙 烧矿在常规流程中,一般都添加除杂剂如硫酸亚铁等,且在添加硫酸亚铁后需先进行氧化, 所需氧化剂一般为二氧化锰、双氧水、高锰酸钾等,造成生产成本高。
发明内容
[0003] 针对现有技术中存在的问题,本发明提供了一种复杂锌焙烧矿的浸出方法,该方 法解决了高铁高砷焙烧矿浸出时,铁的二次沉降、渣量大及其他杂质大量浸出的问题,以及 解决了低铁高砷焙烧矿浸出时,浸出溶液铁砷比难控制,中上清质量达不到要求,电解烧板 的问题,达到高效回收锌,去除杂质的目的。
[0004] 本发明中所述复杂锌焙烧矿是指高铁高砷锌焙烧矿或低铁高砷锌焙烧矿,高铁高 砷锌焙烧矿是选矿厂将按常规工艺浮选出来的高铁高砷锌精矿采用沸腾炉进行常规焙烧 而制得,低铁高砷锌焙烧矿来源于选矿厂浮选出来的低铁高砷锌精矿进入沸腾炉进行常规 焙烧而制得。
[0005] 本发明复杂锌焙烧矿的浸出方法具体步骤如下: (1) 将电解废液和湿法炼锌混合液按质量比2-3:1的比例混合后置于氧化槽中,并在 氧化槽中添加氧化剂,使混合后溶液中酸(H 2S04)为60-100g/L,Fe2+ < 0. 01g/L ; (2) 酸性浸出 将步骤(1)氧化后的溶液置于第一浸出槽(中和除杂槽)中并加入锌焙烧矿,锌焙烧矿 的添加量以溶液中酸的浓度为20-40g/L计算,第一浸出槽中矿浆进入第二浸出槽中,并在 第二浸出槽中加入锌焙烧矿,锌焙烧矿的添加量以第二浸出槽出口矿浆pH值为2. 0-2. 5计 算,第二浸出槽中矿浆再依次进入1-2个浸出槽中进行酸浸处理(不添加物质),整个酸性浸 出过程中矿浆的流速为100-120m 3/h,酸浸时间1. 8-2h,浸出温度为65-75°C,酸浸处理完成 后酸浸矿浆进行浓密固液分离,得到酸上清和底流,酸上清中含Znl55〜175g/L、矿0. 5〜 1. 2g/L、As < 0· 060g/L、Fe3 + < 0· 500g/L、Fe2+< 0· 030g/L,底流直接进入银浮选工艺,或 者采用旋流器进行分离(粗细颗粒分离,下旋流物料为粗颗粒矿浆,上旋流物料为细颗粒矿 浆),上旋流物料进入银浮选工艺,下旋流物料进行高酸浸处理,处理温度85-90°C ; (3)酸上清的中和除杂 将步骤(2)中的酸上清泵入第一个搅拌槽中,并加入锌焙烧矿进行中和,锌焙烧矿的 添加量以搅拌槽出口矿浆的pH值为3-3. 5计算,第一个搅拌槽中矿浆进入第二搅拌槽中, 并在第二搅拌槽中加入锌焙烧矿进行中和,锌焙烧矿的添加量以第二个搅拌槽出口矿浆pH 值为3. 5-4. 0计算,第二搅拌槽中矿浆再依次进入1-3个搅拌槽中进行中和处理(不添加物 质),中和终点的pH值控制在5. 2-5. 4,整个中和除杂过程中矿浆的流速为100-120m3/h,中 和时间2-2. 5h,浸出温度为80-90°C,中和矿浆进行浓密固液分离,得到中和上清和中和底 流;中和上清即为含锌溶液,中上清含Znl45-165g/L、含As<0.0005g/L、含Fe 3 + <0.03g/ L〇
[0006] 本发明方法中如果锌焙烧矿为低铁高砷焙烧矿时,在中和除杂过程中,在第一个 搅拌槽和第二个搅拌槽中均添加含高价铁溶液,含高价铁溶液的添加量以矿浆中Fe:As的 质量比为6-8:1计算,添加的含高价铁溶液是步骤(2 )中的底流采用旋流器进行处理后,下 旋流物料在85-90°C条件下采用电解废液(电解废液始酸(H2S0 4) 155-170g/l)进行高浸处 理得到的底流高浸矿浆,其酸(H2S04)含量为40-60g/L,Fe 3+ > 20g/l ;上旋流物料进入银 浮选工艺。
[0007] 本发明中电解废液是指在常规电解沉积锌的过程中,随着电积过程的进行,电积 液中锌会不断减少,而硫酸会增加,经过电解沉积后的溶液连续不断地从电解槽的出液端 溢出的,即为电解废液,其化学方程式为:和I +4_广1/20,: f。
[0008] 所述湿法炼锌混合液是指在常规湿法炼锌过程中,用电解废液处理回转窑的电收 尘、锅炉尘、处理铅冶炼厂烟化炉的电收尘、锅炉尘等的含锌物料所得的溶液与常规湿法炼 锌过程中冲洗地板用水、清理槽罐用水以及现场所有的卫生用水等溶液混合后制得的混合 液,统称为湿法炼锌混合液。
[0009] 所述电解阳极泥是指在常规电解沉积锌的过程中,电解槽内铅-银合金板作阳 极,以纯铝板作阴极,在直流电的作用下,阳极发生水分解放出氧气,同时产生以二氧化锰 为主要成分的阳极泥,其反应方程式为以11 2++2!12〇-26=111〇2丨+4矿。
[0010] 在高铁高砷锌锌焙烧矿浸出时,在一个80M3的搅拌槽(俗称氧化槽)中进行,将电 解废液与湿法炼锌混合液按一定比例混合,并在其中加入适量的氧化剂(主要为锰粉或电 解阳极泥),保证溶液中的Fe2+充分氧化为Fe3+,其酸度控制在60-100g/l ;目的是降低并 稳定了始酸,避免焙烧矿与电解废液接触直接反应,导致其他杂质大量浸出,对中和除杂造 成压力;同时通过在氧化槽中将始酸稳定控制60-100g/l后,避免了始酸过高时,铁大量浸 出,导致铁的二次沉降,渣量过大,生产成本过高。本复杂锌焙烧矿浸出工艺避开了常规流 程中需添加除杂剂的弊端,过程控制中无需添加任何除杂剂,如硫酸亚铁等。
[0011] 低铁高砷锌焙烧矿浸出时,本复杂锌焙烧矿的浸出工艺将低铁高砷酸性渣(酸性 底流)通过两个旋流器,酸性渣中的粗颗粒进入一个80M3的搅拌槽进行高酸浸出,温度保持 85-90°C,终酸控制在40-60g/l,高浸矿浆Fe3+含量控制在20g/l以上,根据酸上清的铁砷 比确定所需的铁量加入底流高浸矿浆,既能准确地控制铁砷比,又能提高锌的浸出率,避免 了电解烧板。本复杂锌焙烧矿浸出工艺避开了常规流程中需添加除杂剂的弊端,过程控制 中无需添加任何除杂剂,如硫酸亚铁等。
[0012] 本复杂锌焙烧矿的浸出工艺主要分为酸性浸出、中和除杂两个工序。其中酸 性浸出是在氧化后液中加入焙烧矿,在串联的三或四台80M3的浸出槽中进行,温度保持 65-75°C,焙烧矿按一定比例加入酸浸第一槽与第二槽,反应时间为1.8-2小时,最终酸性 矿浆的pH值控制在3. 0-3. 5之间,尽可能使焙烧矿中的锌进入溶液。酸性矿浆经两个 Φ 18m浓密机液固分离后,上清送中和除杂。中和除杂是将酸浸工序送过来的酸上清在3-5 台80M3的搅拌槽中进行中和,温度控制在80-90°C,焙烧矿以一定比例加入中和第一槽与第 二槽,反应时间为2-2. 5小时,最终中和矿浆的PH值控制在5. 2-5. 4之间之间。中和矿浆 经两台Φ18πι浓密机液固分离后,合格的中上清(含Znl45-165g/l、含As彡0.0005g/l、含 Fe < 0. 03g/l)送去净化除杂。
[0013] 本发明方法的优点和技术效果: 1、高砷高铁焙烧矿浸出的优点及技术效果:使用了废液与混合液的合理配酸,使得高 铁高砷焙烧矿在浸出过程中,保持中低酸浸出。使得以常规流程锌浸出率保持一致。而除 杂所需要的铁又能刚好达到含铁除杂目的。因为常规流程有一道高浸,会有大量铁浸出,在 除杂过程中又以铁胶形式下沉,和铁一起水解沉淀的有价金属很难进行回收。比如,常规流 程中银浮选银的回收率基本小于60%,而本流程银浮选银的回收率都是超过75%。再者,本 高铁高砷浸出的工艺流程,动力消耗比较低,对现场管理有利进行,如安全环保管理工作好 开展。中上清含量为:Znl45-165g/l、As 彡 0.0005g/l、Fe 彡 0.03g/l)。
[0014] 2、低铁高砷焙烧矿浸出的优点和技术效果:该浸出方法主要是通过旋流器的使用 使得所有粗颗料的焙烧矿能够得到二次浸出即高温高酸浸出。高温高酸浸出不同于其他流 程的在于,本流程是属于局部或少量的焙烧矿浸出,浸出的主要目的是"铁除杂",因为常规 流程遇到低铁高砷焙烧矿时,同样存在着铁砷比失衡,或者全部浸出矿浆做高温高酸浸出, 浪费动力和杂质的难控制。本低铁高砷焙烧矿浸出工艺流程,能够很好利用旋液器的作用, 能够筛分矿浆中有大量粗颗料需要浸出。浸出的量不大,只占总底流的百分之十,不仅能够 减少动力消耗,而且又能确保中和铁砷比失调的铁的补充。总体确保中上清以砷为代表的 杂质在可控范围之内。低铁高砷浸出除杂后的中上清:(含Znl45-165g/l、含As<0.0005g/ 1、含 Fe < 0.03g/l) 3、利用传统生产线上产生的工艺废水作为原料,减少了污水排放,减少环境污染,降低 了生产成本;车间所产生的废水大约有150m3/天,其中包括生产过程中冲洗地板用水、清理 槽罐用水以及现场所有的卫生用水等。若将所有的废水排放至环保车间,处理废水的成本 为38元/m 3,处理成本大;本工艺将所有废水返回混合液贮槽,再进入酸浸工序,不仅能将 所有废水循环使用,避免污水排放,减少环境污染,还能降低处理生产废水的成本,达到节 能减排的目的。
[0015] 4、复杂锌焙烧矿按常规流程的浸出方法是会遇到很多困难,比如铁的浸出和铁渣 的处理以及有价金属回收困难;浸出溶液达不到净化要求等困难,在浸出的过程当中需要 消耗大量的辅料,产出更多的废料或者废弃物包括废水,直接影响到锌回收的生产成本;采 取本发明方法,达到了操作简单、工艺容易管理、减少废渣或者废弃物的排放,有效的回收 浸出过程的有价金属同时能够选择性的提供同样优质的中上清。
附图说明
[0016] 图1为本发明方法的工艺流程示意图; 图2为本发明高铁高砷焙烧矿工艺流程图; 图3为本发明低铁高砷焙烧矿工艺流程图。
具体实施方式
[0017] 下面结合附图和实施例对本发明作进一步详细说明,但本发明的保护范围不局限 于所述内容,实施例中方法如无特殊说明均为常规方法,使用试剂如无特殊说明的,均为常 规市售试剂或按常规方法配制的试剂。
[0018] 实施例1 :如图1、2所示高铁高砷锌焙烧矿的浸出方法,具体操作如下: (1) 将电解废液和湿法炼锌混合液按质量比2 :1的比例混合后置于80M3氧化槽中,并 在氧化槽中添加锰粉,使混合后溶液液中酸为60g/L,Fe 2+ < 0. 01g/L ; (2) 将步骤(1)氧化后的溶液置于第一浸出槽中并加入高铁高砷锌焙烧矿,高铁高砷锌 焙烧矿的添加量以溶液中酸的浓度为20g/L计算,第一浸出槽中矿浆进入第二浸出槽中, 并在第二浸出槽中加入高铁高砷锌焙烧矿,高铁高砷锌焙烧矿的添加量以第二浸出槽出口 矿浆pH值为2. 0计算,第二浸出槽中矿浆再进入第三个浸出槽中进行酸浸处理,整个酸性 浸出过程中矿浆的流速为l〇〇m3/h,酸浸时间2h,浸出温度为70°C,酸浸处理完成后酸浸矿 浆进入两个Φ 18m浓密机液固分离后,得到酸上清和底流,底流直接进入银浮选工艺,酸上 清含 Znl55 〜165g/L、H+l. 0 〜1. 2g/L、As 彡 0· 060g/L、Fe3+彡 0· 500g/L、Fe2+彡 0· 030g/ L ; (3) 将步骤(2)中的酸上清泵入第一个搅拌槽中,并加入锌焙烧矿进行中和,锌焙烧矿 的添加量以搅拌槽出口矿浆的pH值为3. 0计算,第一个搅拌槽中矿浆进入第二搅拌槽中, 并在第二搅拌槽中加入锌焙烧矿进行中和,锌焙烧矿的添加量以第二个搅拌槽出口矿浆pH 值为3. 5计算,第二搅拌槽中矿浆再依次进入2个搅拌槽中进行中和处理,中和终点的pH 值控制在5. 2-5. 4,整个中和除杂过程中矿浆的流速为100m3/h,中和时间2h,浸出温度为 90°C,中和矿浆进入两个Φ18πι浓密机液固分离后,得到中和上清和中和底流;中和上清即 为含锌溶液,中和上清Znl45-155g/l、As彡(λ 0005g/l、Fe彡(λ 03g/l,在这个工艺中,因酸 性浸出时尽量避免了铁、砷、锑等其他杂质的浸出,使其他贵金属进入渣中。因此在中和除 杂时,所浸出的铁基本满足了除杂需要,就此避免了铁的二次沉降。
[0019] 实施例2 :如图3所示低铁高砷锌焙烧矿的浸出方法,具体操作如下: (1) 将电解废液与混合液按3:1的比例混合后用泵打入氧化槽,并在氧化槽中添加电 解阳极泥,使混合氧化后溶液中酸为80 g/L,Fe2+ < 0. 01g/L ; (2) 将步骤(1)氧化后的溶液置于第一个浸出槽中加入低铁高砷焙烧矿,低铁高砷焙 烧矿的添加量以溶液中酸的浓度为40g/L计算,保证了第一个槽的酸度,能保证锌的浸出 率,第一浸出槽中矿浆进入第二浸出槽中,并在第二个浸出槽内加入低铁高砷焙烧矿,低铁 高砷焙烧矿的添加量以第二浸出槽出口矿浆pH值为2. 5计算,第二浸出槽中矿浆再进入第 三个浸出槽中进行酸浸处理,整个酸性浸出过程中矿浆的流速为120m3/h,酸浸时间1.8h, 浸出温度为65°C,酸浸处理完成后酸浸矿浆进入两个Φ18πι浓密机液固分离后,得到酸 上清和底流,酸上清含 Zn :155 〜165g/L、含 Η+:(λ 5 〜0· 8g/L、含 Fe2 + < 0· 030g/L、Fe3 + < 0. 100g/L、As < 0. 060g/L ;底流采用两个旋流器进行处理后,下旋流物料进入一个80M3 的搅拌槽中,在90°C条件下采用电解废液(电解废液始酸(H2S04) 160g/L)进行高浸处理得 到的底流高浸矿浆,底流高浸矿浆的酸(H2S04)含量为50g/L,Fe3+ > 20g/l ;上旋流物料进 入银浮选工艺; (3)将步骤(2)中的酸上清用泵送至中和除杂的第一个搅拌槽中,并加入低铁高砷锌 焙烧矿和底流高浸矿浆进行中和,低铁高砷锌焙烧矿的添加量以搅拌槽出口矿浆的pH值 为3. 5计算,底流高浸矿浆的添加量以矿浆中Fe:As的质量比为8:1计算;第一个搅拌槽 中矿浆进入第二搅拌槽中,并在第二搅拌槽中加入低铁高砷锌焙烧矿和底流高浸矿浆进行 中和,低铁高砷锌焙烧矿的添加量以第二个搅拌槽出口矿浆pH值为4. 0计算,底流高浸矿 浆的添加量以矿浆中Fe:As的质量比为8:1计算;第二搅拌槽中矿浆再依次进入2个搅拌 槽中进行中和处理,在经过四个搅拌槽的连续中和后,中和终点的PH值控制在5. 2-5. 4 ;整 个中和除杂过程中矿浆的流速为ll〇m3/h,中和时间2. 5h,浸出温度为80°C,中和矿浆进入 两个Φ18πι浓密机液固分离后,得到中和上清和中和底流;中和上清含Znl45-155g/L、含 As 彡 0· 0005g/L、含 Fe 彡 0· 03g/L。
[0020] 实施例3 :高铁高砷锌焙烧矿的浸出方法,具体操作如下: (1) 将电解废液和湿法炼锌混合液按质量比3:1的比例混合后置于80M3氧化槽中,并 在氧化槽中添加电解阳极泥,使混合后溶液液中酸为l〇〇g/L,Fe 2+ < 0. Olg/L ; (2) 将步骤(1)氧化后的溶液置于第一浸出槽中并加入高铁高砷锌焙烧矿,高铁高砷锌 焙烧矿的添加量以溶液中酸的浓度为30g/L计算,第一浸出槽中矿浆进入第二浸出槽中, 并在第二浸出槽中加入高铁高砷锌焙烧矿,高铁高砷锌焙烧矿的添加量以第二浸出槽出口 矿浆pH值为2. 2计算,第二浸出槽中矿浆再进入2个浸出槽中进行酸浸处理,整个酸性浸 出过程中矿浆的流速为ll〇m3/h,酸浸时间1. 9h,浸出温度为75°C,酸浸处理完成后酸浸矿 浆进入两个Φ 18m浓密机液固分离后,得到酸上清和底流,底流直接进入银浮选工艺,酸上 清含 Znl55 〜165g/L、H+0. 5 〜1. 0g/L、As 彡 0· 060g/L、Fe3+彡 0· 500g/L、Fe2+彡 0· 030g/ L ; (3) 将步骤(2)中的酸上清泵入第一个搅拌槽中,并加入锌焙烧矿进行中和,锌焙烧矿 的添加量以搅拌槽出口矿浆的pH值为3. 5计算,第一个搅拌槽中矿浆进入第二搅拌槽中, 并在第二搅拌槽中加入锌焙烧矿进行中和,锌焙烧矿的添加量以第二个搅拌槽出口矿浆pH 值为4. 0计算,第二搅拌槽中矿浆再依次进入1个搅拌槽中进行中和处理,中和终点的pH 值控制在5. 2-5. 4,整个中和除杂过程中矿浆的流速为110m3/h,中和时间2. 5h,浸出温度为 80°C,中和矿浆进入两个Φ18πι浓密机液固分离后,得到中和上清和中和底流;中和上清即 为含锌溶液,中和上清Znl45-150g/l、As彡(λ 0005g/l、Fe彡(λ 03g/l,在这个工艺中,因酸 性浸出时尽量避免了铁、砷、锑等其他杂质的浸出,使其他贵金属进入渣中。因此在中和除 杂时,所浸出的铁基本满足了除杂需要,就此避免了铁的二次沉降。
[0021] 实施例4 :低铁高砷锌焙烧矿的浸出方法,具体操作如下: (1) 将电解废液与混合液按2. 5:1的比例混合后用泵打入氧化槽,并在氧化槽中添加 锰粉,使混合氧化后溶液中酸为60g/L,Fe2+ < 0. 01g/L ; (2) 将步骤(1)氧化后的溶液置于第一个浸出槽中加入低铁高砷焙烧矿,低铁高砷焙 烧矿的添加量以溶液中酸的浓度为20g/L计算,保证了第一个槽的酸度,能保证锌的浸出 率,,第一浸出槽中矿浆进入第二浸出槽中,并在第二个浸出槽内加入低铁高砷焙烧矿,低 铁高砷焙烧矿的添加量以第二浸出槽出口矿浆pH值为2. 0计算,第二浸出槽中矿浆再进 入第三个浸出槽中进行酸浸处理,整个酸性浸出过程中矿浆的流速为l〇〇m3/h,酸浸时间 2h,浸出温度为70°C,酸浸处理完成后酸浸矿浆进入两个Φ 18m浓密机液固分离后,得到酸 上清和底流,酸上清含 Zn: 170 〜175g/L、含 H+: 1. 0 〜1. 2g/L、含 Fe2 0· 030g/L、Fe3 + < 0. 100g/L、As < 0. 060g/L ;底流采用两个旋流器进行处理后,下旋流物料进入一个80M3 的搅拌槽中,在85°C条件下采用电解废液(电解废液始酸(H2S04) 170g/L)进行高浸处理得 到的底流高浸矿浆,底流高浸矿浆的酸(H2S04)含量为40g/L,Fe 3+ > 20g/l ;上旋流物料进 入银浮选工艺; (3)将步骤(2)中的酸上清用泵送至中和除杂的第一个搅拌槽中,并加入低铁高砷锌 焙烧矿和底流高浸矿浆进行中和,低铁高砷锌焙烧矿的添加量以搅拌槽出口矿浆的pH值 为3. 2计算,底流高浸矿浆的添加量以矿浆中Fe:As的质量比为6:1计算;第一个搅拌槽 中矿浆进入第二搅拌槽中,并在第二搅拌槽中加入低铁高砷锌焙烧矿和底流高浸矿浆进行 中和,低铁高砷锌焙烧矿的添加量以第二个搅拌槽出口矿浆pH值为3. 7计算,底流高浸矿 浆的添加量以矿浆中Fe:As的质量比为7:1计算;第二搅拌槽中矿浆再依次进入3个搅拌 槽中进行中和处理,在经过五个搅拌槽的连续中和后,中和终点的PH值控制在5. 2-5. 4 ; 整个中和除杂过程中矿浆的流速为120m3/h,中和时间2h,浸出温度为85°C,中和矿浆进入 两个Φ18πι浓密机液固分离后,得到中和上清和中和底流;中和上清含Znl55-165g/L、含 As 彡 0· 0005g/L、含 Fe 彡 0· 03g/L。

Claims (3)

1. 一种复杂锌焙烧矿的浸出方法,其特征在于按如下步骤进行: (1) 将电解废液和湿法炼锌混合液按质量比2-3:1的比例混合后置于氧化槽中,并在 氧化槽中添加氧化剂,使混合后溶液中酸为60-100g/L,Fe 2+ < 0. Olg/L ; (2) 酸性浸出 将步骤(1)氧化后的溶液置于第一浸出槽中并加入锌焙烧矿,锌焙烧矿的添加量以溶 液中酸的浓度为20-40g/L计算,第一浸出槽矿浆进入第二浸出槽中,并在第二浸出槽中 加入锌焙烧矿,锌焙烧矿的添加量以第二浸出槽出口矿浆pH值为2. 0-2. 5计,第二浸出 槽中矿浆再依次进入1-2个浸出槽中进行酸浸处理;整个酸性浸出过程中矿浆的流速为 100_120m 3/h,酸浸时间1. 8_2h,浸出温度为65_75°C,酸浸处理完成后酸浸矿楽进行浓密固 液分离,得到酸上清和底流,底流进入银浮选工艺或者用于制备铁; (3) 酸上清的中和除杂 将步骤(2)中的酸上清泵入第一个搅拌槽中,并加入锌焙烧矿进行中和,锌焙烧矿的添 加量以搅拌槽出口矿浆的pH值为3-3. 5计算,第一个搅拌槽矿浆进入第二个搅拌槽中,并 在第二个搅拌槽中加入锌焙烧矿进行中和,锌焙烧矿的添加量以第二个搅拌槽出口矿浆pH 值为3. 5-4. 0计算,第二搅拌槽矿浆再依次进入1-3个搅拌槽中进行中和处理,中和终点的 pH值控制在5. 2-5. 4,整个中和除杂过程中矿浆的流速为100-120m3/h,中和时间2-2. 5h, 中和除杂槽温度为80-90°C,中和矿浆进行浓密固液分离,得到中和上清和中和底流;中和 上清即为含锌溶液。
2. 根据权利要求1所述复杂锌焙烧矿的浸出方法,其特征在于:锌焙烧矿为低铁高砷 复杂锌焙烧矿时,在中和除杂过程中,在第一个搅拌槽和第二个搅拌槽中均添加含高价铁 溶液,含高价铁溶液的添加量以矿浆中Fe:As的质量比为6-8:1计算,添加的含高价铁溶液 是步骤(2)中的底流采用旋流器进行处理后,下旋流物料在85-90°C条件下采用电解废液 进行高浸处理得到的底流高浸矿浆,其酸含量为40-60g/L,Fe 3+ > 20g/l ;上旋流物料进入 银浮选工艺。
3. 根据权利要求1所述复杂锌焙烧矿的浸出方法,其特征在于:氧化剂为锰粉或电解 阳极泥。
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