CN105063355A - 一种铅锌氧化矿的堆浸方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种铅锌氧化矿的堆浸方法,属于湿法冶金技术领域,本发明将堆浸氧化矿中的锌和铅分成两个步骤,先用硫酸氢铵作为浸出剂浸出氧化矿中的锌,再用氯化铵作为浸出剂浸出上述矿堆中的铅,本发明利用硫酸氢铵溶液弱酸性的特性,堆浸氧化矿中的锌,可以减少杂质元素的浸出,利用氯化铵堆浸上述矿堆中的铅,杂质元素几乎不浸出,锌、铅两种浸出液分别采用萃取和沉淀的方法得以回收。
Description
技术领域
本发明涉及一种铅锌氧化矿的堆浸方法,属于湿法冶金技术领域。
背景技术
对于铅锌氧化矿资源,目前使用的冶金工艺有挥发富集工艺、酸浸、氨浸、碱浸工艺。
挥发富集工艺能回收铅和锌,但能耗高,仅得到氧化铅锌烟尘,消耗大量的燃料和还原剂,也产生大量的温室气体。
硫酸浸出工艺锌的浸出效率高,可以用于堆浸,但无法浸出铅,而且铁、硅、砷等杂质容易浸出,除杂难度大。
氨浸工艺杂质浸出少,但过程中要求使用液氨,这对于没有液氨生产的地区必然增大运输费用和使生产成本;如果氨浸过程采用堆浸制度进行浸出,氨容易挥发,造成环境污染。
在碱浸过程,存在浸出液含锌低,电积时仅得到粒度分布比较大的金属粉末,该金属粉末不能有效熔铸成为金属锌锭。
专利文献《由脱硫铅膏起始生产金属铅的方法》其特征在于:a)通过与包含氯化铵的溶液(氯化铵浓度为100-600g/l,温度为50-110℃)接触10分钟-5小时,将脱硫铅膏浸析,形成浸析液并且产生气态CO2;b)从来自阶段a)的浸析液中分离第一固体残余物和第一澄清浸析液;c)通过与包含氯化铵和过氧化氢的溶液接触,将阶段b)中分离的固体残余物浸析;d)从来自阶段c)的浸析液中分离第二固体残余物和第二澄清浸析液;e)将来自阶段b)的第一澄清浸析液与来自阶段d)的第二澄清浸析液结合,形成单个溶液;f)在流动电解槽中使用50-10,000A/m2的电流密度使离开阶段e)的溶液进行电解,所述电解使得形成海绵铅。该方法在用NH4Cl浸出铅膏前,需要先脱出其中的硫。
发明内容
本发明提供一种铅锌氧化矿的堆浸方法,以铅锌氧化矿为原料,该氧化矿中的铅和锌以氧化物、硫酸盐、硅酸盐、碳酸盐等氧化形态存在,并含有大量的铁、硅、钙等杂质元素,利用硫酸氢铵溶液弱酸性的特性,堆浸铅锌氧化矿中的锌,可以减少杂质元素浸出能够使得浸出的锌的纯度较高;利用氯化铵堆浸矿堆中的硫酸铅,杂质元素几乎不浸出,能够使得浸出的铅的纯度较高。
为了达到上述目的,本发明提出如下技术方案:
所述的一种铅锌氧化矿的堆浸方法,其按以下步骤实施:
(1)用0.4~1.0mol/l硫酸氢铵溶液作为浸出剂,堆浸铅锌氧化矿中的锌,堆高1~5m,浸出剂喷淋强度为5~15L/m2.h,浸出时间为30~180天,从矿堆底部收集浸锌液;
(2)当步骤(1)所得浸锌液pH值低于2.0时,返回步骤(1)用作浸出剂,当步骤(1)所得浸锌液pH值高于2.0时用P204萃取剂萃取其中的锌,萃余液补加硫酸,使其硫酸根浓度为初始硫酸氢铵溶液的浓度,并返回步骤(1)浸出锌,富载有机相用锌电解废液反萃锌后送锌电积;
(3)浸出锌结束后,换用浓度为5~8mol/l氯化铵溶液作为浸出剂,堆浸步骤(1)所得矿堆中的铅,浸出剂喷淋强度为5~15L/m2.h,浸出时间为30~180天,从矿堆底部收集浸铅液;
(4)用硫化钠沉淀步骤(3)所得浸铅液中的铅,过滤得到的铅渣作为铅冶炼原料,沉铅后液返回步骤(3)浸出铅。
进一步,所述步骤(2)P204萃取剂为含20~60%的P204和40~80%的260#煤油的混合溶剂。
进一步,所述步骤(2)萃余液,当其铁含量达到1.5g/l时,用软锰矿或双氧水将铁氧化为高价铁,并用该铅锌氧化矿中和除去铁,除铁所产渣送步骤(3)的矿堆上浸出铅,除铁后液返回步骤(1)浸出锌。
进一步,所述步骤(4)的沉铅后液,当其钠离子含量达到1mol/l时,采用冷却结晶法析出部分硫酸钠,结晶母液返回步骤(3)浸出铅。
本发明的有益效果:
(1)堆浸铅锌氧化矿中的锌时,主要化学反应如下:
ZnO+NH4HSO4=Zn(NH3)SO4+H2O
ZnO+2NH4HSO4=ZnSO4+(NH4)2SO4+H2O
Zn2SiO4+4NH4HSO4=2ZnSO4+2(NH4)2SO4+H4SiO4
PbCO3+2NH4HSO4=PbSO4+(NH4)2SO4+H2O+CO2
利用硫酸氢铵溶液弱酸性的特性,可以减少杂质元素的浸出。矿石中锌的浸出率可达到90%以上,有害杂质硅、铁浸出率大幅减少,其中酸可溶硅浸出率低于10%,铁浸出率低于15%。
(2)在浸出铅时,氯化铵与矿石中的铅发生如下反应:
PbSO4+2NH4Cl=PbCl2+(NH4)2SO4
PbCO3+2NH4Cl=PbCl2+(NH4)2CO3
利用氯化铅在氯盐溶液中溶解度增大的特性,使铅浸出进入溶液。氯化铵溶液是弱酸性,氯化钠溶液是中性,后者中的铅更加容易水解沉淀,因此本发明较常规的氯化钠浸出铅更加具有优势;利用氯化铵将浸锌后渣中的硫酸铅浸出,矿石中铅的浸出率可达到85%以上,有害杂质铁、硅和其他几乎不被浸出,减少溶液净化环节。
具体实施方式
下面将结合本发明的实施例,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例,基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其它实施例,都属于本发明保护的范围。
所述的一种铅锌氧化矿的堆浸方法,其按以下步骤实施:
(1)用0.4~1.0mol/l硫酸氢铵溶液作为浸出剂,堆浸铅锌氧化矿中的锌,堆高1~5m,浸出剂喷淋强度为5~15L/m2.h,浸出时间为30~180天,从矿堆底部收集浸锌液;
(2)当步骤(1)所得浸锌液pH值低于2.0时,返回步骤(1)用作浸出剂,当步骤(1)所得浸锌液pH值高于2.0时用P204萃取剂萃取其中的锌,P204萃取剂为含20~60%的P204和40~80%的260#煤油的混合溶剂,萃余液补加硫酸,使其硫酸根浓度为初始硫酸氢铵溶液的浓度,并返回步骤(1)浸出锌,富载有机相用锌电解废液反萃锌后送锌电积,当萃余液铁含量达到1.5g/l时,用软锰矿或双氧水将铁氧化为高价铁,并用该铅锌氧化矿中和除去铁,除铁所产渣送步骤(3)的矿堆上浸出铅,除铁后液返回步骤(1)浸出锌;
(3)浸出锌结束后,换用浓度为5~8mol/l氯化铵溶液作为浸出剂,堆浸步骤(1)所得矿堆中的铅,浸出剂喷淋强度为5~15L/m2.h,浸出时间为30~180天,从矿堆底部收集浸铅液;
(4)用硫化钠沉淀步骤(3)所得浸铅液中的铅,过滤得到的铅渣作为铅冶炼原料,沉铅后液返回步骤(3)浸出铅,当沉铅后液钠离子含量达到1mol/l时,采用冷却结晶法析出部分硫酸钠,结晶母液返回步骤(3)浸出铅。
实施例1
某铅锌氧化矿成分如下:Zn6.5%,(以氧化锌、硅酸锌等氧化态存在),Pb1.4%(以硫酸铅、碳酸铅等氧化态存在),Fe11.4%,SiO25.6%,CaO10.7%。
将上述2t铅锌氧化矿筑成1m高的矿堆,采用堆锥四分缩样混样技术进行矿石铺堆。首先,采用0.5mol/l硫酸氢铵溶液喷淋浸出矿堆,氧化矿粒度为自然粒度,喷淋强度为12L/(m2.h),从矿堆底部收集浸锌液。
当浸锌液pH值低于2.0时返回用作浸出剂继续浸出矿堆中的锌,当浸锌液pH值高于2.0时,用40%的P204和60%的260#煤油混合溶剂萃取其中的锌,萃余液补加硫酸,使萃余液中硫酸根为0.5mol/l,并返回浸出锌,富载有机相用锌电解废液反萃锌后送锌电积。
当萃余液铁含量达到1.5g/l时,用双氧水将铁氧化为高价铁,并用该铅锌氧化矿中和除去铁,除铁所产渣送矿堆上浸出铅,除铁后液返回浸出锌。
经过3个月的循环喷淋浸出,锌浸出率达到90.5%,铁浸出率12.4%,硅浸出率9.6%,仅有微量钙进入浸出液。
浸锌阶段结束后,换成喷淋5mol/l的氯化铵溶液,浸出上述浸锌后的矿堆,喷淋强度为10L/(m2.h),从矿堆底部收集浸铅液。
用硫化钠沉淀浸铅液中的铅,过滤得到的铅渣作为铅冶炼原料,沉铅后液返回矿堆浸出铅。
当沉铅后液钠离子含量达到1mol/l时,采用冷却结晶法析出部分硫酸钠,结晶母液返回矿堆浸出铅。
经过5个月的循环喷淋浸出,铅浸出率达到85.0%,铁、硅、钙及其他杂质不被浸出。浸出渣含锌0.88%,含铅0.30%,就地堆存。
实施例2
某铅锌氧化矿成分如下:Zn15.5%(以氧化锌、硅酸锌等氧化态存在),Pb5.8%(以硫酸铅、碳酸铅等氧化态存在),Fe10.4%,SiO24.8%,CaO8.6%。
将上述5t铅锌氧化矿筑成3m高的矿堆,采用堆锥四分缩样混样技术进行矿石铺堆。首先,采用0.7mol/l硫酸氢铵溶液喷淋浸出矿堆,氧化矿粒度为自然粒度,喷淋强度为10L/(m2.h),从矿堆底部收集浸锌液。
当浸锌液pH值低于2.0时返回用作浸出剂继续浸出矿堆中的锌,当浸锌液pH值高于2.0时,用30%的P204和60%的260#煤油混合溶剂萃取其中的锌,萃余液补加硫酸,使硫酸根为0.7mol/l,并返回浸出锌,富载有机相用锌电解废液反萃锌后送锌电积。
当萃余液铁含量达到1.5g/l时,用软锰矿将铁氧化为高价铁,并用该铅锌氧化矿中和除去铁,除铁所产渣送矿堆上浸出铅,除铁后液返回浸出锌。
经过2个月15天的循环喷淋浸出,锌浸出率达到93.6%,铁浸出率7.5%,硅浸出率6.4%,仅有微量钙进入浸出液。
浸锌阶段结束后,换成喷淋6mol/l的氯化铵溶液,浸出上述浸锌后的矿堆,喷淋强度为12L/(m2.h),从矿堆底部收集浸铅液。
用硫化钠沉淀浸铅液中的铅,过滤得到的铅渣作为铅冶炼原料,沉铅后液返回矿堆浸出铅。
当沉铅后液钠离子含量达到1mol/l时,采用冷却结晶法析出部分硫酸钠,结晶母液返回矿堆浸出铅。
经过4个月的循环喷淋浸出,铅浸出率达到91.4%,铁、硅、钙及其他杂质不被浸出。浸出渣含锌1.42%,含铅0.71%,就地堆存。
实施例3
某铅锌氧化矿成分如下:Zn13.3%,(以氧化锌、硅酸锌等氧化态存在),Pb2.0%(以硫酸铅、碳酸铅等氧化态存在),Fe12.8%,SiO24.8%,CaO11.2%。
采用堆锥四分缩样混样技术将上述0.5t铅锌氧化矿装入2m高的堆浸柱中,氧化矿粒度为自然粒度。先用1.0mol/l硫酸氢铵溶液喷淋浸出,喷淋强度为15L/(m2.h),从矿堆底部收集浸锌液。
当浸锌液pH值低于2.0时返回用作浸出剂继续浸出矿堆中的锌,当浸锌液pH值高于2.0时,用40%的P204和60%的260#煤油混合溶剂萃取其中的锌,萃余液补加硫酸,使萃余液中硫酸根为1.0mol/l,并返回浸出锌,富载有机相用锌电解废液反萃锌后送锌电积。
当萃余液铁含量达到1.5g/l时,用双氧水将铁氧化为高价铁,并用该铅锌氧化矿中和除去铁,除铁所产渣送矿堆上浸出铅,除铁后液返回浸出锌。
经过4个月的循环喷淋浸出,锌浸出率达到91.0%,铁浸出率14.5%,硅浸出率7.3%,仅有微量钙进入浸出液。
浸锌阶段结束后,换成喷淋5.5mol/l的氯化铵溶液,浸出上述浸锌后的矿堆,喷淋强度为15L/(m2.h),从矿堆底部收集浸铅液。
用硫化钠沉淀浸铅液中的铅,过滤得到的铅渣作为铅冶炼原料,沉铅后液返回矿堆浸出铅。
当沉铅后液钠离子含量达到1mol/l时,采用冷却结晶法析出部分硫酸钠,结晶母液返回矿堆浸出铅。
经过6个月的循环喷淋浸出,铅浸出率达到88.4%,铁、硅、钙及其他杂质不被浸出。浸出渣含锌1.71%,含铅0.33%,就地堆存。
实验分析:
1.不同浸出剂在浸出铅锌氧化矿中的锌时的分析
为了验证硫酸氢铵较硫酸浸出锌时可以减少杂质的浸出,进行了0.5mol/l硫酸和1mol/l硫酸氢铵浸出氧化矿的对比试验,试验两个烧杯内搅拌浸出,氧化矿(粒度200目占90%,氧化矿含Zn15.5%、Fe10.4%,SiO24.8%)均匀缓慢加入上述两杯溶液中,当pH值达到2.0时停止加入氧化矿,继续搅拌,总浸出时间均为6h。用0.5mol/l硫酸浸出氧化矿的锌、铁、硅的浸出率分别为93.0%、11.5%、60.7%;用1mol/l硫酸氢铵浸出氧化矿的锌、铁、硅的浸出率分别为92.8%、5.0%、29.8%。试验还发现,随着搅拌浸出时间延长,铁的浸出率有小幅上升,而硅的浸出率大幅下降。当搅拌浸出时间12h,用0.5mol/l硫酸浸出氧化矿的锌、铁、硅的浸出率分别为93.1%、12.5%、40.6%;用1mol/l硫酸氢铵浸出氧化矿的锌、铁、硅的浸出率分别为93.0%、5.8%、18.6%。将硫酸氢铵浸出氧化矿用于堆浸上,由于浸出反应速度弱于搅拌浸出,浸出时间长,铁的浸出仅会小幅增加,硅的浸出率将会大幅降低,符合降低有害杂质浸出的目的。
2.氯化铵在浸出铅锌氧化矿中的铅时的分析
为了验证氧化矿浸出锌后的渣子用氯化铵浸出效果,进行了小型搅拌试验。用5mol/l氯化铵溶液浸出上述硫酸氢铵浸出氧化矿中锌的渣子,液固比10m3/t,浸出温度10~20℃,随着浸出时间延长,铅浸出率逐渐增加。浸出时间分别为8小时、1天、4天,铅浸出率分别是42.9%、76.3%、89.7%,可见铅浸出率随着浸出时间增加而增加,应用堆浸时有充足时间以提高铅的浸出率,铁、硅、钙及其他杂质均不进入溶液,达到浸出铅的同时减少溶液净化环节。
本发明利用硫酸氢铵溶液弱酸性的特性,堆浸铅锌氧化矿中的锌,可以减少杂质元素浸出;利用氯化铵堆浸矿堆中的硫酸铅,杂质元素几乎不浸出。矿石中锌的浸出率可达到90%以上,有害杂质硅、铁浸出率大幅减少,其中酸可溶硅浸出率低于10%,铁浸出率低于15%。矿石中铅的浸出率可达到85%以上,有害杂质铁、硅和其他几乎不被浸出,减少溶液净化环节。
以上对本发明实施例所提供的一种铅锌氧化矿的堆浸方法进行了详细介绍,本文中应用了具体个例对本发明的原理及实施方式进行了阐述,以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想;同时,对于本领域的一般技术人员,依据本发明的思想,在具体实施方式及应用范围上均会有改变之处,综上所述,本说明书内容不应理解为对本发明的限制。
Claims (4)
1.一种铅锌氧化矿的堆浸方法,其特征在于:所述的铅锌氧化矿的堆浸方法,其按以下步骤实施:
(1)用0.4~1.0mol/l硫酸氢铵溶液作为浸出剂,堆浸铅锌氧化矿中的锌,堆高1~5m,浸出剂喷淋强度为5~15L/m2.h,浸出时间为30~180天,从矿堆底部收集浸锌液;
(2)当步骤(1)所得浸锌液pH值低于2.0时,返回步骤(1)用作浸出剂,当步骤(1)所得浸锌液pH值高于2.0时用P204萃取剂萃取其中的锌,萃余液补加硫酸,使其硫酸根浓度为初始硫酸氢铵溶液的浓度,并返回步骤(1)浸出锌,富载有机相用锌电解废液反萃锌后送锌电积;
(3)浸出锌结束后,换用浓度为5~8mol/l氯化铵溶液作为浸出剂,堆浸步骤(1)所得矿堆中的铅,浸出剂喷淋强度为5~15L/m2.h,浸出时间为30~180天,从矿堆底部收集浸铅液;
(4)用硫化钠沉淀步骤(3)所得浸铅液中的铅,过滤得到的铅渣作为铅冶炼原料,沉铅后液返回步骤(3)浸出铅。
2.根据权利要求1所述的一种铅锌氧化矿的堆浸方法,其特征在于:所述步骤(2)P204萃取剂为含20~60%的P204和40~80%的260#煤油的混合溶剂。
3.根据权利要求1所述的一种铅锌氧化矿的堆浸方法,其特征在于:所述步骤(2)萃余液,当其铁含量达到1.5g/l时,用软锰矿或双氧水将铁氧化为高价铁,并用该铅锌氧化矿中和除去铁,除铁所产渣送步骤(3)的矿堆上浸出铅,除铁后液返回步骤(1)浸出锌。
4.根据权利要求1所述的一种铅锌氧化矿的堆浸方法,其特征在于:所述步骤(4)的沉铅后液,当其钠离子含量达到1mol/l时,采用冷却结晶法析出部分硫酸钠,结晶母液返回步骤(3)浸出铅。
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Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN109013682A (zh) * | 2018-08-22 | 2018-12-18 | 四川西冶新材料股份有限公司 | 一种浸提剂及其制备方法以及土壤中镉的浸提方法 |
CN113186394A (zh) * | 2020-12-15 | 2021-07-30 | 云南宇菲工程设计有限责任公司 | 一种氨-铵法处理高铅含锌物料生产金属锌的方法 |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1837380A (zh) * | 2006-04-18 | 2006-09-27 | 祥云县飞龙实业有限责任公司 | 回收锌浸出渣中夹带锌的湿法工艺 |
CN1904091A (zh) * | 2006-08-03 | 2007-01-31 | 云南冶金集团总公司技术中心 | 从低品位锌矿中提取锌的方法 |
KR20100090094A (ko) * | 2009-02-05 | 2010-08-13 | (주)광양합금철 | 산화몰리브덴 정광에 함유된 불순물의 침출방법 |
CN101918600A (zh) * | 2007-11-30 | 2010-12-15 | 恩吉泰克技术股份公司 | 由脱硫铅膏起始生产金属铅的方法 |
CN103894281A (zh) * | 2012-12-28 | 2014-07-02 | 北京有色金属研究总院 | 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺 |
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2015
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Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1837380A (zh) * | 2006-04-18 | 2006-09-27 | 祥云县飞龙实业有限责任公司 | 回收锌浸出渣中夹带锌的湿法工艺 |
CN1904091A (zh) * | 2006-08-03 | 2007-01-31 | 云南冶金集团总公司技术中心 | 从低品位锌矿中提取锌的方法 |
CN101918600A (zh) * | 2007-11-30 | 2010-12-15 | 恩吉泰克技术股份公司 | 由脱硫铅膏起始生产金属铅的方法 |
KR20100090094A (ko) * | 2009-02-05 | 2010-08-13 | (주)광양합금철 | 산화몰리브덴 정광에 함유된 불순물의 침출방법 |
CN103894281A (zh) * | 2012-12-28 | 2014-07-02 | 北京有色金属研究总院 | 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
杨大锦等: "低品位氧化锌矿堆浸试验研究", 《过程工程学报》 * |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN109013682A (zh) * | 2018-08-22 | 2018-12-18 | 四川西冶新材料股份有限公司 | 一种浸提剂及其制备方法以及土壤中镉的浸提方法 |
CN113186394A (zh) * | 2020-12-15 | 2021-07-30 | 云南宇菲工程设计有限责任公司 | 一种氨-铵法处理高铅含锌物料生产金属锌的方法 |
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Legal Events
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---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
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