CN107619925B - 一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，包括以下步骤：(1)磨矿；(2)一段氧压浸出；(3)二段氧压浸出；(4)置换沉铜；(5)预中和；(6)中和沉铟：将预中和工序中压滤所得的滤液和预中和浓密上清液溢流经中间槽泵送至中和沉铟贮槽，然后再泵送至中和沉铟搅拌反应槽，加入氧化锌中和剂或碱式碳酸锌中和剂进行沉铟反应，在75℃反应60min，控制反应终点pH值为4.5～5，反应后矿浆经中间搅拌槽后泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铟渣，送铟生产系统进一步提取铟。本发明提供一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，提高铜、铟金属的利用率。

Description

一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺
【技术领域】
本发明属于硫化锌精矿领域，特别涉及一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺。
【背景技术】
硫化锌精矿中含有丰富的锌、铜和铟等金属，因为所含金属元素的不同，因此采用的技术也不尽相同。徐斌等发表的《复杂铜铅锌银混合精矿两段逆流氧压浸出工艺》(中国有色金属学报，2011，21(4)，901-907)，采用两段逆流氧压浸出工艺处理该矿，一、二段氧压浸出的条件分别为硫酸浓度150g/L、液固比3:1、反应温度135℃、氧分压0.75MPa、浸出时间2.0h；硫酸浓度80g/L、液固比3:1、反应温度180℃、氧分压1.0MPa、浸出时间2.5h。缺点：该技术中没有考虑对铟的富集。李小英等发表的《高铁硫化锌精矿氧压浸出铟的研究”》(云南冶金，2006，35(6)，27-29)，该方案对高铁硫化锌精矿进行了酸性加压浸出铟的试验研究，考察了各种因素对加压氧化浸出铟的效果影响，通过试验，在液固比为5.5：1，压力1.0-1.2MPa，温度为150℃的条件下浸出铟，铟的浸出率可以达到90％以上。缺点：该方案中按一段氧压浸出而不是按两段逆流氧压浸出，其产出的浸出液含三价铁及酸度较高，后续富集的铟渣品位、品质较差，较难提取。邱伟胜发表的《高铁硫酸锌溶液中铟的富集研究》(中国优秀硕士论文，2015)，该技术的方案是：富铟高铁硫酸锌溶液，采用铁粉还原置换—高铁锌焙砂预中和—锌粉置换沉铟—富铟渣酸浸—萃取提铟工艺。铁粉还原置换：反应温度为80℃，铁粉添加量为理论量的1.1倍，铁粉粒度为1051μm，搅拌转速400r/min，反应时间为20min。预中和：反应温度为80℃，反应时间为30min，高铁锌焙砂添加量为55g/L。锌粉置换沉铟：反应温度为80～85℃，反应时间为60min，锌粉加入量7g/L，反应终点PH 4.0～4.2，锌粉粒度为74μm。存在以下缺点：①采用铁粉还原置换，致使硫酸锌溶液中含铁升高，后续除铁成本及铁渣量增加，总锌回收率降低；②锌粉置换沉铟时硫酸锌溶液中含铜也几乎沉降，后续除铁时需向溶液中补充硫酸铜，同时锌粉要先与铜离子、酸反应后再置换铟，锌粉用量较大且成本较高；③产生H3As。周存等发表的《锌焙砂还原浸出液中和沉铟及净化工艺研究》(化学工程与装备，2010，2，2-8)，该技术以锌焙砂两段酸浸—还原浸出液为试液，经铁粉置换除铜、中和沉铟得到高品位的铜渣、富铟渣。置换除铜：反应温度为55℃，铁粉用量为理论量的2.1倍。中和沉铟：反应终点PH 4.5～5，温度50℃、60℃、75℃，中和剂为氧化锌或碱式碳酸锌。存在以下缺点：①采用铁粉还原置换；②中和沉铟前没有预中和；③以锌焙砂两段酸浸—还原浸出液为试液，不是以硫化锌精矿两段逆流氧压浸出工艺的一段上清液为原料，不能兼顾电解锌生产和富集铜、铟。
因此，研究一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，提高金属的利用率，具有重大的实践应用意义。
【发明内容】
针对上述现有技术的难点，本发明提供一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，提高铜、铟金属的利用率。
为解决上述问题，本发明所采用的技术方案是：一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，包括以下步骤：
(1)磨矿：将破碎筛分后的硫化锌精矿放进贮仓，经计量后进入高效浆化桶内进行浆化处理，然后泵送入立式磨矿机进行磨矿，产出锌精矿物料粒度的98％以上均小于44μm的磨矿矿浆；
(2)一段氧压浸出：磨矿矿浆自流入中间槽中，泵送至一段浸出加料搅拌槽，搅拌、混合均匀后的一段浸出料浆泵送至一段浸出卧式高压釜的第一个隔间，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液及二段氧压浸出返回的上清液，在反应温度为115～130℃、釜压为0.45MPa、搅拌速度为80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比为5～6﹕1和酸锌比0.5～0.6的条件下进行第一段氧压浸出1.5h，将一段浸出后的矿浆经过闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，流入一段浸出浓密机，分别得到一段浸出浓密上清液和一段浸出浓密底流；
(3)二段氧压浸出：将一段浸出浓密底流泵送至二段氧压浸出工序料浆贮槽，加入后述预中和工序产生的中和渣球磨后的矿浆、锌电积工序产生的阳极泥和一段浸出浓密底流重量0.2％的浸出添加剂，搅拌均匀后，泵送至二段浸出釜第一个隔间，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液以及返回的二段氧压浸出底流浮选硫精矿的滤液，在反应温度145～155℃、釜压1.0～1.1MPa、搅拌速度80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比5～6﹕1、酸锌比2.0左右的条件下进行第二段氧压浸出2.5h，控制一、二段锌浸出率总和为99％、元素硫转换率大于85％；
经二段氧压浸出后的矿浆通过二段浸出闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，从上部流入二段浸出浓密机进行浓密，二段浸出浓密上清液溢流经中间槽泵送至贮槽，再泵送返至一段氧压浸出工序中所采用的高压釜；
(4)置换沉铜：将一段浸出浓密上清液泵入置换沉铜反应槽，加入理论量1.2倍的锌粉，在80～85℃下反应60min，将反应后的矿浆经中间搅拌槽泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铜置换渣，送铜系统进一步提取铜，所得滤液为硫酸锌溶液；
(5)预中和：将硫酸锌溶液以及后述硫酸锌溶液净化的镉回收工序返回的贫镉液放进料液贮槽后，然后泵入预中和反应槽，同时加入锌焙烧矿中和剂进行中和反应，在80℃下反应60min，控制反应终点的硫酸含量为3～4g/L，将预中和后的矿浆进入浓密机浓密，得到预中和浓密上清液和预中和浓密底流，然后将预中和浓密底流泵送至压滤机进行压滤，所得压滤渣即为中和渣，中和渣经浆化后泵送至湿式球磨机球磨，将球磨后的矿浆泵送返至二段氧压浸出；
(6)中和沉铟：将预中和工序中压滤所得的滤液和预中和浓密上清液溢流经中间槽泵送至中和沉铟贮槽，然后再泵送至中和沉铟搅拌反应槽，加入氧化锌中和剂或碱式碳酸锌中和剂进行沉铟反应，在75℃反应60min，控制反应终点pH值为4.5～5，反应后矿浆经中间搅拌槽后泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铟渣，送铟生产系统进一步提取铟。
在本发明中，作为进一步说明，步骤(1)所述的磨矿矿浆的固含量为65～68％。
在本发明中，作为进一步说明，步骤(2)所述的泵送过程中采用高压釜矿浆计量泵控制流量。
在本发明中，作为进一步说明，步骤(2)所述的一段浸出浓密上清液硫酸含量为10g/L、铁离子含量小于1g/L。
在本发明中，作为进一步说明，步骤(3)所述的二段浸出浓密底流泵送至浮选工序进行浮选制备硫磺。
在本发明中，作为进一步说明，步骤(4)所述的锌粉的粒度为74μm。
在本发明中，作为进一步说明，步骤(6)所述的压滤处理后所得的滤液为硫酸锌溶液，将硫酸锌溶液送进贮槽，泵送至除铁工序，继续电锌生产。
本发明具有以下有益效果：
1.本发明先采用的两段逆流氧压浸出法能够直接、高效浸提取硫化锌精矿中的铜、铟、锌等金属的同时，降低浸出液中铁离子的含量和酸度，产出的浸出液含三价铁及酸度较低，使铟渣更容易提取，有利于提高后续富集的铟渣的品质。
2.本发明采用一段氧压浸出液先锌粉置换沉铜，有效提高了铜的直收率，得到的铜渣品位高，同时铟在溶液中的损失率1％以内。不采用铁粉置换沉铜，不会致使硫酸锌溶液中铁离子含量升高，降低除铁成本及减少铁渣量，提高总锌回收率，减低电锌生产成本。
3.本发明中和沉铟前增加了预中和工序，为后续的中和沉铟工序提高沉铟效率及得到较高品位铟渣、降低氧化锌或碱式碳酸锌中和剂消耗提供基础的同时，采用锌焙烧矿作为预中和剂，通过控制反应终点酸度减少铟在溶液中的损失率，并将产出的预中和渣磨细后返回二段氧压浸出，有效保障了铟的总回收率。
4.本发明在中和沉铟步骤中采用预中和工序中压滤所得的滤液和预中和浓密上清液作为反应原料，加入氧化锌或碱式碳酸锌进行中和沉铟反应，与加锌粉沉铟比，不仅可控制保留部分硫酸锌溶液中的铜离子为后续除铁之需，而且可有效避免砷化氢的产生。
5.本发明以现代氧压浸出炼锌技术为主线，高效富集硫化锌精矿中铜、铟、铅等金属，特别适用于传统炼锌工艺较难处理或直收率和回收率较低的高铜、高铟、高铅硫化锌精矿。
【附图说明】
图1是本发明实施例一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺的工艺流程图。
【具体实施方式】
实施例1：
一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：包括以下步骤：
(1)磨矿：将破碎筛分后的硫化锌精矿放进贮仓，经计量后进入高效浆化桶内进行浆化处理，然后泵送入立式磨矿机进行磨矿，产出锌精矿物料粒度的98％以上均小于44μm的磨矿矿浆，磨矿矿浆的固含量为65％；
(2)一段氧压浸出：磨矿矿浆自流入中间槽中，泵送至一段浸出加料搅拌槽，搅拌、混合均匀后的一段浸出料浆泵送至一段浸出卧式高压釜的第一个隔间，泵送过程中采用高压釜矿浆计量泵控制流量，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液及二段氧压浸出返回的上清液，在反应温度为115℃、釜压为0.45MPa、搅拌速度为80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比为5﹕1和酸锌比0.5的条件下进行第一段氧压浸出1.5h，将一段浸出后的矿浆经过闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，流入一段浸出浓密机，分别得到一段浸出浓密上清液和一段浸出浓密底流，其中一段浸出浓密上清液硫酸含量为10g/L、铁离子含量小于1g/L；
(3)二段氧压浸出：将一段浸出浓密底流泵送至二段氧压浸出工序料浆贮槽，加入后述预中和工序产生的中和渣球磨后的矿浆、锌电积工序产生的阳极泥和一段浸出浓密底流重量0.2％的浸出添加剂，搅拌均匀后，泵送至二段浸出釜第一个隔间，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液以及返回的二段氧压浸出底流浮选硫精矿的滤液，在反应温度145℃、釜压1.0MPa、搅拌速度80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比5﹕1、酸锌比2.0左右的条件下进行第二段氧压浸出2.5h，控制一、二段锌浸出率总和为99％、元素硫转换率大于85％；
经二段氧压浸出后的矿浆通过二段浸出闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，从上部流入二段浸出浓密机进行浓密，二段浸出浓密上清液溢流经中间槽泵送至贮槽，再泵送返至一段氧压浸出工序中所采用的高压釜，二段浸出浓密底流泵送至浮选工序进行浮选制备硫磺
(4)置换沉铜：将一段浸出浓密上清液泵入置换沉铜反应槽，加入理论量1.2倍的锌粉，其中锌粉的粒度为74μm，在80℃下反应60min，将反应后的矿浆经中间搅拌槽泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铜置换渣，送铜系统进一步提取铜，所得滤液为硫酸锌溶液；
(5)预中和：将硫酸锌溶液以及后述硫酸锌溶液净化的镉回收工序返回的贫镉液放进料液贮槽后，然后泵入预中和反应槽，同时加入锌焙烧矿中和剂进行中和反应，在80℃下反应60min，控制反应终点的硫酸含量为3g/L，将预中和后的矿浆进入浓密机浓密，得到预中和浓密上清液和预中和浓密底流，然后将预中和浓密底流泵送至压滤机进行压滤，所得压滤渣即为中和渣，中和渣经浆化后泵送至湿式球磨机球磨，将球磨后的矿浆泵送返至二段氧压浸出；
(6)中和沉铟：将预中和工序中压滤所得的滤液和预中和浓密上清液溢流经中间槽泵送至中和沉铟贮槽，然后再泵送至中和沉铟搅拌反应槽，加入氧化锌中和剂或碱式碳酸锌中和剂进行沉铟反应，在75℃反应60min，控制反应终点pH值为4.5，反应后矿浆经中间搅拌槽后泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铟渣，送铟生产系统进一步提取铟，压滤处理后所得的滤液为硫酸锌溶液，将硫酸锌溶液送进贮槽，泵送至除铁工序，继续电锌生产。
实施例2：
一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：包括以下步骤：
(1)磨矿：将破碎筛分后的硫化锌精矿放进贮仓，经计量后进入高效浆化桶内进行浆化处理，然后泵送入立式磨矿机进行磨矿，产出锌精矿物料粒度的98％以上均小于44μm的磨矿矿浆，磨矿矿浆的固含量为66％；
(2)一段氧压浸出：磨矿矿浆自流入中间槽中，泵送至一段浸出加料搅拌槽，搅拌、混合均匀后的一段浸出料浆泵送至一段浸出卧式高压釜的第一个隔间，泵送过程中采用高压釜矿浆计量泵控制流量，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液及二段氧压浸出返回的上清液，在反应温度为120℃、釜压为0.45MPa、搅拌速度为80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比为5.5﹕1和酸锌比0.52的条件下进行第一段氧压浸出1.5h，将一段浸出后的矿浆经过闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，流入一段浸出浓密机，分别得到一段浸出浓密上清液和一段浸出浓密底流，其中一段浸出浓密上清液硫酸含量为10g/L、铁离子含量小于1g/L；
(3)二段氧压浸出：将一段浸出浓密底流泵送至二段氧压浸出工序料浆贮槽，加入后述预中和工序产生的中和渣球磨后的矿浆、锌电积工序产生的阳极泥和一段浸出浓密底流重量0.2％的浸出添加剂，搅拌均匀后，泵送至二段浸出釜第一个隔间，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液以及返回的二段氧压浸出底流浮选硫精矿的滤液，在反应温度149℃、釜压1.04MPa、搅拌速度80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比5.3﹕1、酸锌比2.0左右的条件下进行第二段氧压浸出2.5h，控制一、二段锌浸出率总和为99％、元素硫转换率大于85％；
经二段氧压浸出后的矿浆通过二段浸出闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，从上部流入二段浸出浓密机进行浓密，二段浸出浓密上清液溢流经中间槽泵送至贮槽，再泵送返至一段氧压浸出工序中所采用的高压釜，二段浸出浓密底流泵送至浮选工序进行浮选制备硫磺
(4)置换沉铜：将一段浸出浓密上清液泵入置换沉铜反应槽，加入理论量1.2倍的锌粉，其中锌粉的粒度为74μm，在82℃下反应60min，将反应后的矿浆经中间搅拌槽泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铜置换渣，送铜系统进一步提取铜，所得滤液为硫酸锌溶液；
(5)预中和：将硫酸锌溶液以及后述硫酸锌溶液净化的镉回收工序返回的贫镉液放进料液贮槽后，然后泵入预中和反应槽，同时加入锌焙烧矿中和剂进行中和反应，在80℃下反应60min，控制反应终点的硫酸含量为3.7g/L，将预中和后的矿浆进入浓密机浓密，得到预中和浓密上清液和预中和浓密底流，然后将预中和浓密底流泵送至压滤机进行压滤，所得压滤渣即为中和渣，中和渣经浆化后泵送至湿式球磨机球磨，将球磨后的矿浆泵送返至二段氧压浸出；
(6)中和沉铟：将预中和工序中压滤所得的滤液和预中和浓密上清液溢流经中间槽泵送至中和沉铟贮槽，然后再泵送至中和沉铟搅拌反应槽，加入氧化锌中和剂或碱式碳酸锌中和剂进行沉铟反应，在75℃反应60min，控制反应终点pH值为4.7，反应后矿浆经中间搅拌槽后泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铟渣，送铟生产系统进一步提取铟，压滤处理后所得的滤液为硫酸锌溶液，将硫酸锌溶液送进贮槽，泵送至除铁工序，继续电锌生产。
实施例3：
一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：包括以下步骤：
(1)磨矿：将破碎筛分后的硫化锌精矿放进贮仓，经计量后进入高效浆化桶内进行浆化处理，然后泵送入立式磨矿机进行磨矿，产出锌精矿物料粒度的98％以上均小于44μm的磨矿矿浆，磨矿矿浆的固含量为67％；
(2)一段氧压浸出：磨矿矿浆自流入中间槽中，泵送至一段浸出加料搅拌槽，搅拌、混合均匀后的一段浸出料浆泵送至一段浸出卧式高压釜的第一个隔间，泵送过程中采用高压釜矿浆计量泵控制流量，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液及二段氧压浸出返回的上清液，在反应温度为118℃、釜压为0.45MPa、搅拌速度为80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比为5.7﹕1和酸锌比0.56的条件下进行第一段氧压浸出1.5h，将一段浸出后的矿浆经过闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，流入一段浸出浓密机，分别得到一段浸出浓密上清液和一段浸出浓密底流，其中一段浸出浓密上清液硫酸含量为10g/L、铁离子含量小于1g/L；
(3)二段氧压浸出：将一段浸出浓密底流泵送至二段氧压浸出工序料浆贮槽，加入后述预中和工序产生的中和渣球磨后的矿浆、锌电积工序产生的阳极泥和一段浸出浓密底流重量0.2％的浸出添加剂，搅拌均匀后，泵送至二段浸出釜第一个隔间，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液以及返回的二段氧压浸出底流浮选硫精矿的滤液，在反应温度150℃、釜压1.06MPa、搅拌速度80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比5.4﹕1、酸锌比2.0左右的条件下进行第二段氧压浸出2.5h，控制一、二段锌浸出率总和为99％、元素硫转换率大于85％；
经二段氧压浸出后的矿浆通过二段浸出闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，从上部流入二段浸出浓密机进行浓密，二段浸出浓密上清液溢流经中间槽泵送至贮槽，再泵送返至一段氧压浸出工序中所采用的高压釜，二段浸出浓密底流泵送至浮选工序进行浮选制备硫磺
(4)置换沉铜：将一段浸出浓密上清液泵入置换沉铜反应槽，加入理论量1.2倍的锌粉，其中锌粉的粒度为74μm，在83℃下反应60min，将反应后的矿浆经中间搅拌槽泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铜置换渣，送铜系统进一步提取铜，所得滤液为硫酸锌溶液；
(5)预中和：将硫酸锌溶液以及后述硫酸锌溶液净化的镉回收工序返回的贫镉液放进料液贮槽后，然后泵入预中和反应槽，同时加入锌焙烧矿中和剂进行中和反应，在80℃下反应60min，控制反应终点的硫酸含量为3.3g/L，将预中和后的矿浆进入浓密机浓密，得到预中和浓密上清液和预中和浓密底流，然后将预中和浓密底流泵送至压滤机进行压滤，所得压滤渣即为中和渣，中和渣经浆化后泵送至湿式球磨机球磨，将球磨后的矿浆泵送返至二段氧压浸出；
(6)中和沉铟：将预中和工序中压滤所得的滤液和预中和浓密上清液溢流经中间槽泵送至中和沉铟贮槽，然后再泵送至中和沉铟搅拌反应槽，加入氧化锌中和剂或碱式碳酸锌中和剂进行沉铟反应，在75℃反应60min，控制反应终点pH值为4.8，反应后矿浆经中间搅拌槽后泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铟渣，送铟生产系统进一步提取铟，压滤处理后所得的滤液为硫酸锌溶液，将硫酸锌溶液送进贮槽，泵送至除铁工序，继续电锌生产。
实施例4：
一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：包括以下步骤：
(1)磨矿：将破碎筛分后的硫化锌精矿放进贮仓，经计量后进入高效浆化桶内进行浆化处理，然后泵送入立式磨矿机进行磨矿，产出锌精矿物料粒度的98％以上均小于44μm的磨矿矿浆，磨矿矿浆的固含量为68％；
(2)一段氧压浸出：磨矿矿浆自流入中间槽中，泵送至一段浸出加料搅拌槽，搅拌、混合均匀后的一段浸出料浆泵送至一段浸出卧式高压釜的第一个隔间，泵送过程中采用高压釜矿浆计量泵控制流量，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液及二段氧压浸出返回的上清液，在反应温度为130℃、釜压为0.45MPa、搅拌速度为80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比为6﹕1和酸锌比0.6的条件下进行第一段氧压浸出1.5h，将一段浸出后的矿浆经过闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，流入一段浸出浓密机，分别得到一段浸出浓密上清液和一段浸出浓密底流，其中一段浸出浓密上清液硫酸含量为10g/L、铁离子含量小于1g/L；
(3)二段氧压浸出：将一段浸出浓密底流泵送至二段氧压浸出工序料浆贮槽，加入后述预中和工序产生的中和渣球磨后的矿浆、锌电积工序产生的阳极泥和一段浸出浓密底流重量0.2％的浸出添加剂，搅拌均匀后，泵送至二段浸出釜第一个隔间，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液以及返回的二段氧压浸出底流浮选硫精矿的滤液，在反应温度155℃、釜压1.1MPa、搅拌速度80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比6﹕1、酸锌比2.0左右的条件下进行第二段氧压浸出2.5h，控制一、二段锌浸出率总和为99％、元素硫转换率大于85％；
经二段氧压浸出后的矿浆通过二段浸出闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，从上部流入二段浸出浓密机进行浓密，二段浸出浓密上清液溢流经中间槽泵送至贮槽，再泵送返至一段氧压浸出工序中所采用的高压釜，二段浸出浓密底流泵送至浮选工序进行浮选制备硫磺
(4)置换沉铜：将一段浸出浓密上清液泵入置换沉铜反应槽，加入理论量1.2倍的锌粉，其中锌粉的粒度为74μm，在85℃下反应60min，将反应后的矿浆经中间搅拌槽泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铜置换渣，送铜系统进一步提取铜，所得滤液为硫酸锌溶液；
(5)预中和：将硫酸锌溶液以及后述硫酸锌溶液净化的镉回收工序返回的贫镉液放进料液贮槽后，然后泵入预中和反应槽，同时加入锌焙烧矿中和剂进行中和反应，在80℃下反应60min，控制反应终点的硫酸含量为4g/L，将预中和后的矿浆进入浓密机浓密，得到预中和浓密上清液和预中和浓密底流，然后将预中和浓密底流泵送至压滤机进行压滤，所得压滤渣即为中和渣，中和渣经浆化后泵送至湿式球磨机球磨，将球磨后的矿浆泵送返至二段氧压浸出；
(6)中和沉铟：将预中和工序中压滤所得的滤液和预中和浓密上清液溢流经中间槽泵送至中和沉铟贮槽，然后再泵送至中和沉铟搅拌反应槽，加入氧化锌中和剂或碱式碳酸锌中和剂进行沉铟反应，在75℃反应60min，控制反应终点pH值为5，反应后矿浆经中间搅拌槽后泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铟渣，送铟生产系统进一步提取铟，压滤处理后所得的滤液为硫酸锌溶液，将硫酸锌溶液送进贮槽，泵送至除铁工序，继续电锌生产。
上述说明是针对本发明较佳可行实施例的详细说明，但实施例并非用以限定本发明的专利申请范围，凡本发明所提示的技术精神下所完成的同等变化或修饰变更，均应属于本发明所涵盖专利范围。

Claims (7)

1.一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：包括以下步骤：
(1)磨矿：将破碎筛分后的硫化锌精矿放进贮仓，经计量后进入高效浆化桶内进行浆化处理，然后泵送入立式磨矿机进行磨矿，产出锌精矿物料粒度的98％以上均小于44μm的磨矿矿浆；
(2)一段氧压浸出：磨矿矿浆自流入中间槽中，泵送至一段浸出加料搅拌槽，搅拌、混合均匀后的一段浸出料浆泵送至一段浸出卧式高压釜的第一个隔间，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液及二段氧压浸出返回的上清液，在反应温度为115～130℃、釜压为0.45MPa、搅拌速度为80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比为5～6﹕1和酸锌比0.5～0.6的条件下进行第一段氧压浸出1.5h，将一段浸出后的矿浆经过闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，流入一段浸出浓密机，分别得到一段浸出浓密上清液和一段浸出浓密底流；
(3)二段氧压浸出：将一段浸出浓密底流泵送至二段氧压浸出工序料浆贮槽，加入后述预中和工序产生的中和渣球磨后的矿浆、锌电积工序产生的阳极泥和一段浸出浓密底流重量0.2％的浸出添加剂，搅拌均匀后，泵送至二段浸出釜第一个隔间，同时通入蒸汽和氧气，加入废电解液以及返回的二段氧压浸出底流浮选硫精矿的滤液，在反应温度145～155℃、釜压1.0～1.1MPa、搅拌速度80r/min、加入硫化锌精矿重量0.2％的浸出添加剂、液固比5～6﹕1、酸锌比2.0的条件下进行第二段氧压浸出2.5h，控制一、二段锌浸出率总和为99％、元素硫转换率大于85％；
经二段氧压浸出后的矿浆通过二段浸出闪蒸槽和调节槽进行降温降压后，从上部流入二段浸出浓密机进行浓密，二段浸出浓密上清液溢流经中间槽泵送至贮槽，再泵送返至一段氧压浸出工序中所采用的高压釜；
(4)置换沉铜：将一段浸出浓密上清液泵入置换沉铜反应槽，加入理论量1.2倍的锌粉，在80～85℃下反应60min，将反应后的矿浆经中间搅拌槽泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铜置换渣，送铜系统进一步提取铜，所得滤液为硫酸锌溶液；
(5)预中和：将硫酸锌溶液以及后述硫酸锌溶液净化的镉回收工序返回的贫镉液放进料液贮槽后，然后泵入预中和反应槽，同时加入锌焙烧矿中和剂进行中和反应，在80℃下反应60min，控制反应终点的硫酸含量为3～4g/L，将预中和后的矿浆进入浓密机浓密，得到预中和浓密上清液和预中和浓密底流，然后将预中和浓密底流泵送至压滤机进行压滤，所得压滤渣即为中和渣，中和渣经浆化后泵送至湿式球磨机球磨，将球磨后的矿浆泵送返至二段氧压浸出；
(6)中和沉铟：将预中和工序中压滤所得的滤液和预中和浓密上清液溢流经中间槽泵送至中和沉铟贮槽，然后再泵送至中和沉铟搅拌反应槽，加入氧化锌中和剂或碱式碳酸锌中和剂进行沉铟反应，在75℃反应60min，控制反应终点pH值为4.5～5，反应后矿浆经中间搅拌槽后泵入压滤机进行压滤，所得压滤渣即为铟渣，送铟生产系统进一步提取铟。
2.根据权利要求1所述的一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：步骤(1)所述的磨矿矿浆的固含量为65～68％。
3.根据权利要求1所述的一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：步骤(2)所述的泵送过程中采用高压釜矿浆计量泵控制流量。
4.根据权利要求1所述的一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：步骤(2)所述的一段浸出浓密上清液硫酸含量为10g/L、铁离子含量小于1g/L。
5.根据权利要求1所述的一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：步骤(3)所述的二段浸出浓密底流泵送至浮选工序进行浮选制备硫磺。
6.根据权利要求1所述的一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：步骤(4)所述的锌粉的粒度为74μm。
7.根据权利要求1所述的一种高效富集硫化锌精矿中铜、铟的工艺，其特征在于：步骤(6)所述的压滤处理后所得的滤液为硫酸锌溶液，将硫酸锌溶液送进贮槽，泵送至除铁工序，继续电锌生产。
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CN102676804A (zh) * 2012-06-08 2012-09-19 大兴安岭云冶矿业开发有限公司 一种硫化锌精矿粉的处理方法
CN103014782B (zh) * 2012-12-27 2015-09-02 云南云铜锌业股份有限公司 一种锌电解过程中的排镁方法
CN103233120B (zh) * 2013-04-27 2016-01-20 湖南水口山有色金属集团有限公司 改善浮选银精矿在氧压酸浸过程中表面活性的方法

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