CN106591593A - 一种含锌资源同步浮选‑硫酸化焙烧回收锌的方法 - Google Patents
一种含锌资源同步浮选‑硫酸化焙烧回收锌的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN106591593A CN106591593A CN201611034022.5A CN201611034022A CN106591593A CN 106591593 A CN106591593 A CN 106591593A CN 201611034022 A CN201611034022 A CN 201611034022A CN 106591593 A CN106591593 A CN 106591593A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- zinc
- ammonia
- leaching
- acid
- concentrate
- 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
Links
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 106
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 106
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 106
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 29
- 230000001360 synchronised effect Effects 0.000 title claims abstract description 12
- 238000004064 recycling Methods 0.000 title abstract 3
- 238000005670 sulfation reaction Methods 0.000 title abstract 2
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 99
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 76
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 claims abstract description 46
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 39
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 36
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 18
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 18
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims abstract description 17
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 15
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 238000004070 electrodeposition Methods 0.000 claims abstract description 11
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims abstract description 11
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims abstract description 9
- 229910000010 zinc carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims abstract description 5
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 42
- 238000010926 purge Methods 0.000 claims description 27
- 239000003814 drug Substances 0.000 claims description 21
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 12
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 claims description 12
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- JRBPAEWTRLWTQC-UHFFFAOYSA-N dodecylamine Chemical compound CCCCCCCCCCCCN JRBPAEWTRLWTQC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 11
- 235000021110 pickles Nutrition 0.000 claims description 11
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 10
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 10
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 9
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 claims description 8
- WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenezinc Chemical compound [Zn]=S WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 claims description 7
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N manganese dioxide Chemical compound O=[Mn]=O NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- SUKJFIGYRHOWBL-UHFFFAOYSA-N sodium hypochlorite Chemical compound [Na+].Cl[O-] SUKJFIGYRHOWBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 3
- JJEJDZONIFQNHG-UHFFFAOYSA-N [C+4].N Chemical compound [C+4].N JJEJDZONIFQNHG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- HIVLDXAAFGCOFU-UHFFFAOYSA-N ammonium hydrosulfide Chemical compound [NH4+].[SH-] HIVLDXAAFGCOFU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229940079593 drug Drugs 0.000 claims description 2
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 229910000069 nitrogen hydride Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 abstract description 6
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 abstract description 2
- XOCUXOWLYLLJLV-UHFFFAOYSA-N [O].[S] Chemical compound [O].[S] XOCUXOWLYLLJLV-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 abstract 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 abstract 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 230000002000 scavenging effect Effects 0.000 abstract 1
- 239000000779 smoke Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 25
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 description 15
- -1 ferrous metal oxide Chemical class 0.000 description 14
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 7
- 239000004698 Polyethylene Substances 0.000 description 6
- 229920000768 polyamine Polymers 0.000 description 6
- 229920000573 polyethylene Polymers 0.000 description 6
- 239000001828 Gelatine Substances 0.000 description 5
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 description 5
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 5
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229920000159 gelatin Polymers 0.000 description 5
- 235000019322 gelatine Nutrition 0.000 description 5
- DPGAAOUOSQHIJH-UHFFFAOYSA-N ruthenium titanium Chemical compound [Ti].[Ru] DPGAAOUOSQHIJH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 description 4
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 description 4
- 239000004035 construction material Substances 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 description 3
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 description 3
- ZRBROGSAUIUIJE-UHFFFAOYSA-N azanium;azane;chloride Chemical compound N.[NH4+].[Cl-] ZRBROGSAUIUIJE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 description 2
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 description 2
- 239000002131 composite material Substances 0.000 description 2
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 2
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 2
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 1
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 1
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 210000004884 grey matter Anatomy 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 229910052592 oxide mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 230000001180 sulfating effect Effects 0.000 description 1
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- JRMUNVKIHCOMHV-UHFFFAOYSA-M tetrabutylammonium bromide Chemical compound [Br-].CCCC[N+](CCCC)(CCCC)CCCC JRMUNVKIHCOMHV-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/02—Preliminary treatment of ores; Preliminary refining of zinc oxide
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/018—Mixtures of inorganic and organic compounds
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/02—Roasting processes
- C22B1/06—Sulfating roasting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/12—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions
- C22B3/14—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions containing ammonia or ammonium salts
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
- B03D2203/02—Ores
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Geology (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种含锌资源同步浮选‑硫酸化焙烧回收锌的方法,属于湿法冶金技术领域。本发明将闪锌矿、菱锌矿、氧硫混合锌矿、低品位氧化锌矿、高炉瓦斯灰或电炉烟尘等含锌原料进行破碎细磨,然后进行一次粗选‑两次扫选得到锌精矿,锌精矿干燥后进行焙烧,所得焙砂利用稀酸溶液浸出,酸浸渣利用氨性溶液进行浸出,浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣,氨浸渣重新进行酸浸,将酸浸液和氨浸液合并,然后进行电积,制得高纯电锌;本发明具备锌回收率高,污染少,时间短,处理锌资源广泛等特点。
Description
技术领域
本发明涉及含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,属于湿法冶金技术领域。
背景技术
选矿分离与富集是有色金属非传统矿产资源高效利用的关键,但多年来国内外相关的基础研究相对较少,始终没有形成有效的工程化选矿技术,低品位有色金属氧化矿及混合矿的分选一直是一个世界性难题。硫化矿物与氧化矿物同步回收,可以短流程、清洁、高效地利用有色金属非传统资源,因此,急需发展混合矿的高效同步分选理论及技术体系,实现低品位多矿相金属矿物的分离与富集是有色金属非传统资源高效利用的基础。几十年来,我国大量含锌资源尤其是非传统含锌资源(氧硫混合锌矿、低品位氧化锌矿等复杂含锌资源及高炉瓦斯灰、电炉烟尘等含锌二次资源)不能有效利用而被堆放和废弃。若要经济有效地开发利用这些含含锌资源,必须开发新的处理工艺,特别是湿法处理工艺。
发明内容
本发明提供一种含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,本方法具有处理效率高、环境友好,资源回收率高的特点,本发明通过以下技术方案实现。
一种含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其具体步骤如下:
(1)将含锌原料进行破碎细磨,其中粒度小于200目的含锌原料占总含锌原料质量的60~90%,将含锌原料进行粗选5~10min得到粗精矿和粗选尾矿,将粗选尾矿进行第一次扫选2~7min,得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿,将一次扫选尾矿进行第二次扫选2~7min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿;合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿,然后干燥锌精矿;
(2)在500~750℃条件下焙烧步骤(1)的锌精矿5~30min得到焙砂,然后将焙砂粉碎细磨,其中粒度小于200目焙砂占总焙砂质量的70~90%;
(3)将步骤(2)粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为4:1~8:1加入质量百分比浓度10~30%的稀酸溶液中,然后加入酸性氧化剂,在20~60℃条件下浸出30~90min,浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣,然后水洗并干燥酸浸渣;
(4)用将步骤(3)的酸浸渣按照液固比mL:g为5:1~15:1加入氨浓度为5~10mol/L的氨性溶液中,在20~60℃条件下浸出10~60min,浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣,氨浸渣再重新进行酸浸;
(5)将步骤(3)的酸浸液和步骤(4)的氨浸液合并,然后进行电积,制得锌。
本发明所述步骤(1)中含锌原料包括闪锌矿、菱锌矿、氧硫混合锌矿、低品位氧化锌矿、高炉瓦斯灰或电炉烟尘。
本发明所述步骤(1)中,粗选药剂为1~3kg/t CaO、300~800g/t H2O2、200~800g/t的十二胺、2~15 kg/t Na2S、400~800 g/t (NaPO3)6、400~800g/t Na2SiO3。
本发明所述步骤(1)中,第一次扫选药剂为2~15 kg/t Na2S、50~300 g/t的十二胺;第二次扫选药剂为50~150g/t的十二胺。
本发明所述步骤(3)中稀酸溶液为稀硫酸、稀盐酸、稀硝酸中的一种或任意比几种。
本发明所述步骤(2)中的酸性氧化剂为MnO2、Na2O2、NaClO的一种或任意比几种。
本发明所述步骤(4)中的氨性溶液为硫铵、碳铵、氯铵的一种或任意比几种,其中氨性溶液的NH3与NH4 +的摩尔比为3:1~1:3。
本发明所述步骤(5)中电积锌浸出液的电流密度为200~600 A/m2,温度为30~80℃,阳极和阴极间距1~5cm,电积时间为1~8h;骨胶的加入量为0~0.2 g/L、四丁基溴化铵的加入量为0.01~0.3g/L,多乙烯多胺的加入量为1~6 g/L。
本发明的有益效果是:本发明针对闪锌矿、菱锌矿、氧硫混合锌矿、低品位氧化锌矿、高炉瓦斯灰或电炉烟尘等含锌资源的组成复杂,浸出路线空白的现状,提供了一种复杂氧化锌与硫化锌资源同步浮选,而后进行硫酸化焙烧,稀酸液浸出,氨性溶液配位浸出酸性渣的非传统含锌资源处理工艺;采用本方法,含锌资源中锌的回收率高、污染少,处理锌资源广泛,是一种具有广泛工业应用前景的含锌资源处理技术方法。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图;
图2为实施例3电积所得锌的微观形貌图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式,对本发明作进一步说明。
实施例1:如图1所示,该含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其具体步骤如下:
(1)将闪锌矿进行破碎细磨,其中粒度小于200目的闪锌矿占总闪锌矿质量的60%,将粗选药剂(1kg/t CaO、300g/t H2O2、400g/t Na2SiO3、400g/t (NaPO3)6kg/t、2kg/t Na2S、200g/t十二胺)加入闪锌矿并进行粗选5min得到粗精矿和粗选尾矿;将扫选药剂(2 kg/tNa2S、50 g/t十二胺)加入粗选尾矿进行第一次扫选2min得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿;将扫选药剂(50g/t十二胺)加入一次扫选尾矿进行第二次扫选2min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿;合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿,然后干燥锌精矿;二次扫选尾矿可用作矿山充填料或建筑用料。
(2)在500℃条件下焙烧步骤(1)的锌精矿5min得到焙砂,然后将焙砂粉碎细磨,其中粒度小于200目的焙砂占总焙砂质量的70%;
(3)将步骤(2)粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为4:1加入质量百分比浓度为10%的稀盐酸溶液中,然后加入酸性氧化剂MnO2,在20℃条件下浸出30min,浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣,然后水洗并干燥酸浸渣;
(4)用将步骤(3)的酸浸渣按照液固比mL:g为5:1加入氨浓度为5mol/L的氨-硫酸铵的混合溶液中(其中氨-硫酸铵的混合溶液的NH3与NH4 +的摩尔比为3:1),在20℃条件下浸出10min,浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣,氨浸渣再重新进行酸浸;
(5)以涂钌钛板为阳极、铝板为阴极,将步骤(3)的酸浸液和步骤(4)的氨浸液进行混合,然后在混合溶液中添加0.01g/L四丁基溴化铵和1g/L多乙烯多胺,在电流密度为200A/m2,温度为30℃,阳极与阴极间距1cm的条件下,对氨浸液进行电积1h制得高纯电锌。
本实施例锌的回收率为80.73%。
实施例2:如图1所示,该含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其具体步骤如下:
(1)将菱锌矿进行破碎,其中粒度小于180目的菱锌矿占总菱锌矿质量的70%,将粗选药剂(1.5kg/t CaO、400g/t H2O2、500g/t Na2SiO3、500g/t (NaPO3)6、8kg/t Na2S、400g/t十二胺)加入菱锌矿进行粗选6min得到粗精矿和粗选尾矿;将扫选药剂(6kg/t Na2S、80g/t十二胺)加入粗选尾矿进行第一次扫选4min得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿;将扫选药剂(70g/t 十二胺)加入一次扫选尾矿进行第二次扫选4min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿;合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿,然后干燥锌精矿;
(2)在580℃条件下焙烧步骤(1)的锌精矿10min得到焙砂,然后将焙砂粉碎细磨,其中粒度小于200目焙砂占总焙砂质量的75%;
(3)将步骤(2)粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为4:1加入质量百分比浓度为15%的稀硫酸溶液中,然后加入酸性氧化剂Na2O2,在30℃条件下浸出45min,浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣,然后水洗并干燥酸浸渣;
(4)用将步骤(3)的酸浸渣按照液固比mL:g为8:1加入氨浓度为6mol/L的氨-氯化铵混合溶液中(其中氨-硫酸铵的混合溶液的NH3与NH4 +的摩尔比为2:1),在30℃条件下浸出20min,浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣,氨浸渣再重新进行酸浸;
(5)以涂钌钛板为阳极、铝板为阴极,将步骤(3)的酸浸液和步骤(4)的氨浸液进行混合,然后在混合溶液中添加0.05g/L骨胶、0.05g/L四丁基溴化铵和2g/L多乙烯多胺,在电流密度为300A/m2,温度为50℃,阳极与阴极间距2cm的条件下,对氨浸液进行电积2.5h制得高纯电锌。
本实施例锌的回收率为90.73%。
实施例3:如图1所示,该含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其具体步骤如下:
(1)将低品位氧化锌矿进行破碎细磨,其中至粒度小于160目的氧化锌矿占总氧化锌矿质量的80%,将粗选药剂(2kg/t CaO、600g/t H2O2、600g/t Na2SiO3、600g/t (NaPO3)6、10kg/t Na2S、600g/t十二胺)加入氧化锌矿并进行粗选8min得到粗精矿和粗选尾矿;将扫选药剂(10kg/t Na2S、150g/t十二胺)加入粗选尾矿进行第一次扫选5min得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿;将扫选药剂(100g/t十二胺)加入一次扫选尾矿进行第二次扫选5min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿;合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿,然后干燥锌精矿;二次扫选尾矿可用作矿山充填料或建筑用料。
(2)在650℃条件下焙烧步骤(1)的锌精矿15min得到焙砂,然后将焙砂粉碎细磨,其中粒度小于200目焙砂占总焙砂质量的80%;
(3)将步骤(2)粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为6:1加入质量百分比浓度为20%稀酸溶液中,其中稀酸溶液为15%的稀硫酸和25%的稀硝酸配制而成,然后加入酸性氧化剂MnO2和Na2O2,在40℃条件下浸出60min,浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣,然后水洗并干燥酸浸渣;
(4)用将步骤(3)的酸浸渣按照液固比mL:g为10:1加入氨浓度为7.5mol/L的氨-(氯化铵+硫酸铵)混合溶液中(其中氨-(氯化铵+硫酸铵)混合溶液的NH3与NH4 +的摩尔比为1:1),在40℃条件下浸出30min,浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣,氨浸渣再重新进行酸浸;
(5)以涂钌钛板为阳极、铝板为阴极,将步骤(3)的酸浸液和步骤(4)的氨浸液进行混合,然后在混合溶液中添加0.1g/L骨胶、0.1g/L四丁基溴化铵和3g/L多乙烯多胺,在电流密度为400A/m2,温度为60℃,阳极与阴极间距3cm的条件下,对氨浸液进行电积4h制得高纯电锌。
本实施例锌的回收率为91.94%,高纯电锌的微观形貌如图二所示。
实施例4:如图1所示,该含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其具体步骤如下:
(1)将氧硫混合锌矿进行破碎细磨,其中粒度小于200目的氧硫混合锌矿占总氧硫混合锌矿质量的85%,将粗选药剂(2.5kg/t CaO、700g/t H2O2、700g/t Na2SiO3、700g/t(NaPO3)6、12kg/t Na2S、700g/t十二胺)加入氧硫混合锌矿并进行粗选9min得到粗精矿和粗选尾矿;将扫选药剂(12kg/t Na2S、230g/t十二胺)加入粗选尾矿进行第一次扫选6min得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿;将扫选药剂(120g/t十二胺)加入一次扫选尾矿进行第二次扫选6min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿;合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿,然后干燥锌精矿;二次扫选尾矿可用作矿山充填料或建筑用料。
(2)在700℃条件下焙烧步骤(1)的锌精矿23min得到焙砂,然后将焙砂粉碎细磨,其中粒度小于180目的焙砂占总焙砂质量的85%;
(3)将步骤(2)粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为7:1加入质量百分比浓度为30%稀硝酸溶液中,然后加入酸性氧化剂NaClO,在50℃条件下浸出75min,浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣,然后水洗并干燥酸浸渣;
(4)用将步骤(3)的酸浸渣按照液固比mL:g为12:1加入氨浓度为9.0mol/L的氨-氯化铵混合溶液中(其中氨-氯化铵混合溶液的NH3与NH4 +的摩尔比为2:1),在50℃浸出40min,浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣,氨浸渣再重新进行酸浸;
(5)以涂钌钛板为阳极、铝板为阴极,将步骤(3)的酸浸液和步骤(4)的氨浸液进行混合,然后在混合溶液中添加0.15g/L骨胶、0.2g/L四丁基溴化铵和5g/L多乙烯多胺,在电流密度为500A/m2,温度为70℃,阳极与阴极间距4cm的条件下,对氨浸液进行电积6h制得高纯电锌。
本实施例锌的回收率为85.94%。
实施例5:如图1所示,该含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其具体步骤如下:
(1)将高炉瓦斯灰进行破碎细磨,其中粒度小于200目的高炉瓦斯灰占总高炉瓦斯灰质量的90%,将粗选药剂(3kg/t CaO、800g/t H2O2、800g/t Na2SiO3、800g/t (NaPO3)6、15kg/tNa2S、800g/t十二胺)加入高炉瓦斯灰并进行粗选10min得到粗精矿和粗选尾矿;将扫选药剂(15 kg/t Na2S、300g/t十二胺)加入粗选尾矿进行第一次扫选7min得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿;将扫选药剂(150g/t十二胺)加入一次扫选尾矿进行第二次扫选7min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿;合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿,然后干燥锌精矿;二次扫选尾矿可用作矿山充填料或建筑用料。
(2)在750℃条件下焙烧步骤(1)的锌精矿30min得到焙砂,然后将焙砂粉碎细磨,其中粒度小于200目焙砂占总焙砂质量的90%;
(3)将步骤(2)粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为8:1加入质量百分比浓度为20%稀酸混合溶液中(其中稀酸混合溶液为30%的稀盐酸、15%的稀硫酸和20%的稀硝酸配制而成),然后加入酸性氧化剂Na2O2、MnO2和NaClO,在60℃条件下浸出90min,浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣,然后水洗并干燥酸浸渣;
(4)用将步骤(2)的酸浸渣按照液固比mL:g为15:1加入氨浓度为10mol/L的氨-(碳酸铵+硫酸铵+氯化铵)混合溶液中(其中氨-(碳酸铵+硫酸铵+氯化铵)混合溶液的NH3与NH4 +的摩尔比为1:3),在60℃浸出60min,浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣,氨浸渣再重新进行酸浸;
(5)以涂钌钛板为阳极、铝板为阴极,将步骤(3)的酸浸液和步骤(4)的氨浸液进行混合,然后在混合溶液中添加0.2g/L骨胶、0.3g/L四丁基溴化铵和6g/L多乙烯多胺,在电流密度为600A/m2,温度为80℃,阳极与阴极间距5cm的条件下,对氨浸液进行电积8h制得高纯电锌。
本实施例锌的回收率为82.12%。
以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明,但是本发明并不限于上述实施方式,在本领域普通技术人员所具备的知识范围内,还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。
Claims (7)
1.一种含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其特征在于具体步骤如下:
(1)将含锌原料进行破碎细磨,其中粒度小于200目的含锌原料占总含锌原料质量的60~90%,将含锌原料进行粗选5~10min得到粗精矿和粗选尾矿,将粗选尾矿进行第一次扫选2~7min,得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿,将一次扫选尾矿进行第二次扫选2~7min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿;合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿,然后干燥锌精矿;
(2)在500~750℃条件下焙烧步骤(1)的锌精矿5~30min得到焙砂,然后将焙砂粉碎细磨,其中粒度小于200目焙砂占总焙砂质量的70~90%;
(3)将步骤(2)粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为4:1~8:1加入质量百分比浓度10~30%的稀酸溶液中,然后加入酸性氧化剂,在20~60℃条件下浸出30~90min,浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣,然后水洗并干燥酸浸渣;
(4)用将步骤(3)的酸浸渣按照液固比mL:g为5:1~15:1加入氨浓度为5~10mol/L的氨性溶液中,在20~60℃条件下浸出10~60min,浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣,氨浸渣再重新进行酸浸;
(5)将步骤(3)的酸浸液和步骤(4)的氨浸液进行合并,然后进行电积,制得锌。
2.根据权利要求1所述的含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其特征在于:所述步骤(1)中含锌原料包括闪锌矿、菱锌矿、氧硫混合锌矿、低品位氧化锌矿、高炉瓦斯灰或电炉烟尘。
3.根据权利要求1所述的含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其特征在于:所述步骤(1)中,粗选药剂为1~3kg/t CaO、300~800g/t H2O2、200~800g/t的十二胺、2~15kg/t Na2S、400~800 g/t (NaPO3)6、400~800g/t Na2SiO3。
4.根据权利要求1所述的含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其特征在于:所述步骤(1)中,第一次扫选药剂为2~15 kg/t Na2S、50~300 g/t的十二胺;第二次扫选药剂为50~150g/t的十二胺。
5.根据权利要求1所述的含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其特征在于:所述步骤(3)中稀酸溶液为稀硫酸、稀盐酸、稀硝酸中的一种或任意比几种。
6.根据权利要求1所述的含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其特征在于:步骤(2)中的酸性氧化剂为MnO2、Na2O2、NaClO的一种或任意比几种。
7.根据权利要求1任一项所述的含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法,其特征在于:所述步骤(4)中氨性溶液为硫铵、碳铵、氯铵的一种或任意比几种,其中氨性溶液的NH3与NH4 +的摩尔比为3:1~1:3。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201611034022.5A CN106591593B (zh) | 2016-11-23 | 2016-11-23 | 一种含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201611034022.5A CN106591593B (zh) | 2016-11-23 | 2016-11-23 | 一种含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN106591593A true CN106591593A (zh) | 2017-04-26 |
CN106591593B CN106591593B (zh) | 2018-11-27 |
Family
ID=58591892
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201611034022.5A Active CN106591593B (zh) | 2016-11-23 | 2016-11-23 | 一种含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN106591593B (zh) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111330741A (zh) * | 2020-03-09 | 2020-06-26 | 中南大学 | 一种氧化-硫化混合锌矿的同步浮选方法 |
CN113528854A (zh) * | 2021-07-23 | 2021-10-22 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种提取氧硫混合铅锌矿中锌的方法 |
CN116351575A (zh) * | 2023-03-01 | 2023-06-30 | 长江师范学院 | 一种钛铁矿降硅提质的选矿工艺 |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4415540A (en) * | 1978-05-05 | 1983-11-15 | Provincial Holdings Ltd. | Recovery of non-ferrous metals by thermal treatment of solutions containing non-ferrous and iron sulphates |
CN101451185A (zh) * | 2007-11-28 | 2009-06-10 | 灵宝市金源矿业有限责任公司 | 含铜锌铁多金属硫铁矿的综合回收方法 |
CN103721851A (zh) * | 2013-12-30 | 2014-04-16 | 云南罗平锌电股份有限公司 | 一种从氧化锌矿石中回收锌铅银铜的方法 |
CN105018745A (zh) * | 2015-07-29 | 2015-11-04 | 昆明理工大学 | 一种协同配位回收氧硫混合锌矿中锌的方法 |
CN105344495A (zh) * | 2015-11-30 | 2016-02-24 | 广西大学 | 一种从硫化锌浮选尾矿中回收氧化锌的方法 |
-
2016
- 2016-11-23 CN CN201611034022.5A patent/CN106591593B/zh active Active
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4415540A (en) * | 1978-05-05 | 1983-11-15 | Provincial Holdings Ltd. | Recovery of non-ferrous metals by thermal treatment of solutions containing non-ferrous and iron sulphates |
CN101451185A (zh) * | 2007-11-28 | 2009-06-10 | 灵宝市金源矿业有限责任公司 | 含铜锌铁多金属硫铁矿的综合回收方法 |
CN103721851A (zh) * | 2013-12-30 | 2014-04-16 | 云南罗平锌电股份有限公司 | 一种从氧化锌矿石中回收锌铅银铜的方法 |
CN105018745A (zh) * | 2015-07-29 | 2015-11-04 | 昆明理工大学 | 一种协同配位回收氧硫混合锌矿中锌的方法 |
CN105344495A (zh) * | 2015-11-30 | 2016-02-24 | 广西大学 | 一种从硫化锌浮选尾矿中回收氧化锌的方法 |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111330741A (zh) * | 2020-03-09 | 2020-06-26 | 中南大学 | 一种氧化-硫化混合锌矿的同步浮选方法 |
CN113528854A (zh) * | 2021-07-23 | 2021-10-22 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种提取氧硫混合铅锌矿中锌的方法 |
CN116351575A (zh) * | 2023-03-01 | 2023-06-30 | 长江师范学院 | 一种钛铁矿降硅提质的选矿工艺 |
CN116351575B (zh) * | 2023-03-01 | 2024-05-10 | 长江师范学院 | 一种钛铁矿降硅提质的选矿工艺 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN106591593B (zh) | 2018-11-27 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN105506294B (zh) | 一种综合回收电解锰阳极泥中锰和铅的方法 | |
CN107083483A (zh) | 一种强化废旧锂离子电池金属回收的方法 | |
CN103789551B (zh) | 用电解锰阳极泥制备硫酸锰电解液并回收铅的方法 | |
CN102277483B (zh) | 白云鄂博稀土精矿制备氯化稀土的方法 | |
CN104342561A (zh) | 一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法 | |
CN107017444A (zh) | 一种废旧磷酸铁锂电池中金属回收的方法 | |
CN108893615A (zh) | 一种从铝灰中回收金属铝的方法 | |
CN103924096A (zh) | 回收钒铬资源的方法 | |
CN103937977A (zh) | 一种含砷锑金精矿综合回收工艺 | |
CN102051477A (zh) | 混合型稀土精矿的氟碳铈矿与独居石矿的化学分离方法 | |
CN108118156A (zh) | 一种电解锰阳极泥分离生产电解金属锰并回收铅的方法 | |
JP6648674B2 (ja) | 金属マンガンの製造方法 | |
CN106591593A (zh) | 一种含锌资源同步浮选‑硫酸化焙烧回收锌的方法 | |
CN110028111A (zh) | 三元正极材料前驱体及碳酸锂的制备方法 | |
CN111085336A (zh) | 一种从回转窑窑渣中回收铁质原料及尾渣无害化的方法 | |
CN107299219A (zh) | 一种电镀污泥的资源化利用方法 | |
CN112760487A (zh) | 一种从电解锰阳极渣中回收锰、铅的方法 | |
CN108531718A (zh) | 一种利用提钒尾渣生产三氧化二铬的方法 | |
CN105039724A (zh) | 一种熔炼炉烟灰的处理方法 | |
CN111530622A (zh) | 一种从高品位硫精矿去除杂质的方法 | |
CN109628744A (zh) | 一种从含钨硬质合金废料中回收钨和钴的方法 | |
CN106498181A (zh) | 一种氧化铅锌矿绿色冶金提取的方法 | |
CN104611559B (zh) | 一种从含铷钨萤石中矿综合回收铷、钨和钾的方法 | |
CN106399703B (zh) | 一种从含铟铅银渣中提取Pb、In、Ag的方法 | |
CN102205279B (zh) | 从高浸渣中混合浮选银的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |