CN108866331A - 一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产氧化锌的方法 - Google Patents

一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产氧化锌的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN108866331A
CN108866331A CN201810817120.9A CN201810817120A CN108866331A CN 108866331 A CN108866331 A CN 108866331A CN 201810817120 A CN201810817120 A CN 201810817120A CN 108866331 A CN108866331 A CN 108866331A
Authority
CN
China
Prior art keywords
zinc
carbonate
ammonia
ammonium
filtrate
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.)
Withdrawn
Application number
CN201810817120.9A
Other languages
English (en)
Inventor
岳辉伟
李世川
龙忠祥
蒋涛
刘权锋
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Chongqing Dong Qun Technology Co Ltd
Original Assignee
Chongqing Dong Qun Technology Co Ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Chongqing Dong Qun Technology Co Ltd filed Critical Chongqing Dong Qun Technology Co Ltd
Priority to CN201810817120.9A priority Critical patent/CN108866331A/zh
Publication of CN108866331A publication Critical patent/CN108866331A/zh
Priority claimed from CN201980002439.9A external-priority patent/CN110972479B/zh
Withdrawn legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/12Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions
    • C22B3/14Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions containing ammonia or ammonium salts
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G9/00Compounds of zinc
    • C01G9/02Oxides; Hydroxides
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/24Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with alkaline solutions, e.g. ammonia
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/34Obtaining zinc oxide
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

本公开涉及一种利用含锌原矿生产氧化锌的方法,包括一次浸提步骤、任选的净化步骤、预处理步骤、沉锌步骤、一次煅烧步骤、二次浸提步骤、加压结晶步骤、减压分解步骤、任选的漂洗步骤、二次煅烧步骤。本公开的方法将湿法浸出与合成工艺结合,实现超低品位锌矿的经济环保利用,适用范围广,无需蒸氨,简便易行,大大降低了工艺的能耗,还避免了蒸氨导致的高温高压安全隐患和设备腐蚀问题,解决了工艺回收率及精品品位问题,污染小,物料可循环,首次实现了锌氨环境下的锌酸钙合成,并经由锌酸钙生产出氧化锌产品,在工艺中创造性地利用碳酸铵的分解条件,通过压差实现了二氧化碳的循环使用。

Description

一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产氧化锌的方法
技术领域
[0001]本发明属于无机化工技术领域,涉及低品位含锌原矿的资源化利用,特别涉及一 种利用低品位氧化锌原矿生产氧化锌的方法。
背景技术
[0002]我国锌的生产与消耗均居全球首位,国内锌资源不能满足生产,每年需进口大量 的锌原料。我国是一个氧化锌资源比较丰富的国家,我国氧化锌矿中锌金属储量约为2800 万吨,约占世界氧化锌矿中锌金属储量的27 • 7%。我国氧化锌矿总体上锌品位低,平均品位 不足5 %,目前尚不能经济利用的呆矿、贫矿储量占了绝大部分,其中现堆存含氧化锌3 %〜 5 %的采矿尾矿及选矿尾矿上亿吨。
[0003]因此,高效开发利用低品位氧化锌矿资源,对于缓解国内锌原料供给不足的问题 具有重要的战略意义。
[0004]低品位氧化锌矿利用的主要工艺包括:火法生产次氧化锌,由于该工艺的高能耗 与高污染,为国家产业政策所限制。
[0005]浮选是目前处理氧化锌矿的主要工艺,但就氧化锌浮选工艺而言,国外氧化锌矿 选别指标为:锌品位36 %〜40 %,回收率60 %〜70 %,最高达78 % ;我国氧化锌矿选别指标 为:锌品位35%〜38%,回收率平均为68%,最高达73%。因此选矿回收率低,精矿品位低等 问题是国内外氧化锌矿选矿存在的共性问题,同时浮选氧化锌需要加入大量硫化钠进行硫 化处理,硫化锌需要经火法处理后才能直接作为生产金属锌或生产氧化锌的原料,耗能高 且污染严重。
[0006] 就锌矿的湿法提取而言,现有技术中主要有硫酸浸出法、氯化钙法、氯化铵法等。 硫酸浸出法选择性低,会将矿石中的可溶硅大量浸出,生成的胶态硅难以过滤,且酸浸法生 成大量硫酸盐渣,造成极大的环保处理压力;硫酸浸出也无法有效地对矿石中的硅酸锌、铁 酸锌等成分进行处理。氯化钙法无法有效处理原矿中硅酸锌、铁酸锌等成分的浸出,且浸出 率不理想,需要高温浸出,综合经济效益不佳。而在氯化铵法中,对原矿进行浸出后,从浸出 液中回收锌成分的过程非常困难,不适于工业应用。
[0007] 现有技术中也可使用氨-碳铵法从锌矿生产氧化锌或氧化锌,该工艺主要用于含 锌10%以上氧化锌矿石,针对含锌3〜6%的超低氧化锌矿目前尚无经济利用价值。在现有 的氨-碳铵法工艺中,用氨_碳铵浸出锌矿获得含有锌氨络合物的浸出液后,需要加热锌氨 络合液将氨蒸出,以实现锌成分的结晶沉淀。但由于低品位氧化锌矿的成分构成及工艺配 备的经济投入,在使用3〜6 %的超低品位氧化锌矿时,浸出液中锌浓度难达到20克每升,生 产每吨氧化锌产品需要完成50立方米以上锌氨络合液的蒸发,能耗高,加热蒸发过程中氨 的挥发不易控制,容易造成环保问题,同时现有的氨-碳铵法氧化锌工艺蒸氨过程采用蒸汽 直接换热方式,蒸汽带入的富余水量影响水平衡,增加工艺的环保处理压力;另外,为保证 络合液中的锌浓度,需要提高浸出液中氨水浓度,面临氨挥发带来的环保问题。
[0008] 因此,现有的工艺对低品位含锌原矿的利用尚不能令人满意。
发明内容
[0009] 发明要解决的问题
[0010]目前低品位氧化锌矿利用的工艺存在耗能高、选矿回收率低、造成严重环境污染、 经济价值低等问题。本发明通过对氧化锌矿处理工艺的改进,解决氧化锌矿利用中存在的 上述问题。
[0011]用于解决问题的方案
[0012]为解决现有技术存在的问题,本公开提供一种利用含锌原矿生产氧化锌的方法, 包括以下步骤:
[0013] —次浸提步骤:将磨细后的含锌原矿与第一浸提剂混合搅拌,然后过滤,得到第一 浸出液,其中,所述第一浸提剂为氨和碳酸氢铵的混合水溶液,或氨和碳酸铵的混合水溶 液,或氨、碳酸氢铵和碳酸铵的混合水溶液;
[0014]任选地,对所述一次浸提步骤中得到的第一浸出液进行净化;
[0015]预处理步骤:向所述第一浸出液中加入氧化钙和/或氢氧化钙,搅拌,然后过滤,得 到第一固体和第一滤液;
[0016]沉锌步骤:向所述第一滤液加入氢氧化钙和/或氧化钙,搅拌,然后过滤,得到第二 固体和第二滤液;
[0017] 一次煅烧步骤:取所述第二固体进行煅烧,煅烧温度为150〜1050°C,优选150〜 350。。;
[0018]二次浸提步骤:向所述一次煅烧步骤得到的煆烧产物加入第二浸提剂,搅拌,然后 过滤,得到第二浸出液,其中,所述第二浸提剂为氨和碳酸氢铵的混合水溶液,或氨和碳酸 铵的混合水溶液,或氨、碳酸氢铵和碳酸铵的混合水溶液;
[0019] 加压结晶步骤:向所述第二浸出液中通入加压的二氧化碳,得到含有结晶的浆液;
[0020] 减压分解步骤:将所述加压结晶步骤中得到的所述浆液在密封环境中进行过滤, 得到第三固体和第三滤液,将所述第三滤液减压至常压,使所述第三滤液中的部分碳酸铵 分解为氨和二氧化碳;
[0021] 任选地,用水漂洗所述第三固体;
[0022] 二次煅烧步骤:将所述第三固体干燥,在450〜9〇0°C的温度下进行煅烧,得到氧化 锌产品。
[0023]在本公开进一步的实施方案提供的利用含锌原矿生产氧化锌的方法中,所述第一 浸提剂中的总氨的质量浓度为5%〜15%,所述第一浸提剂中的有效碳酸根的摩尔浓度为:
[0024] 廳麵艮=(聊微_n麵讎$) X a/Vna_
[0025] 其中,
[0026] 为所述第一浸提剂中的有效碳酸根的摩尔浓度,
[0027] 为所述含锌原矿中的锌元素的物质的量,
[0028] n^_为所述含锌原矿中的碳酸锌的物质的量,
[0029] 乂齋葡蒯为所述第一浸提剂的体积,
[0030] a的取值范围为100%〜600%,优选150%〜250% ;
[0031] 所述第二浸提剂中总氨的质量浓度为6%〜12%,有效碳酸根的质量浓度为8%〜 15%〇
[0032]在本公开进一步的实施方案提供的利用含锌原矿生产氧化锌的方法中,所述第一 浸出液中的锌氨络离子浓度(以锌元素的质量计)为l〇g/L以上,优选1〇〜50g/L。
[0033] 在本公开进一步的实施方案提供的利用含锌原矿生产氧化锌的方法中,在所述预 处理步骤中加入的氧化钙和/或氢氧化钙的物质的量为:
[0034] n预哩=(聰^浸脑_艮-X b
[0035] 其中,n预腿为预处理步骤中添加的氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量,n第-麵觀 为第一浸出液中的有效碳酸根的物质的量,nf戀總f为第一浸出液中的锌氨络离子的物质的 量,b的取值范围为90%彡bSllO%。
[0036]在本公开进一步的实施方案提供的利用含锌原矿生产氧化锌的方法中,在所述沉 锌步骤中,向所述第一滤液中加入氢氧化钙和/或氧化钙,直至沉淀物不再增多为止。
[0037]在本公开进一步的实施方案提供的利用含锌原矿生产氧化锌的方法中,在所述加 压结晶步骤中,结晶压力为〇. 3〜0.6MPa。
[0038]在本公开进一步的实施方案提供的利用含锌原矿生产氧化锌的方法中,在所述减 压分解步骤中,使所述第三滤液中的部分碳酸铵分解为氨和二氧化碳的反应在70〜90°C的 温度下进行。
[0039]在本公开进一步的实施方案提供的利用含锌原矿生产氧化锌的方法中,向所述沉 锌步骤得到的所述第二滤液通入二氧化碳,将通入了二氧化碳的第二滤液作为第一浸提 剂,循环用于含锌原矿的一次浸提。
[0040] 在本公开进一步的实施方案提供的利用含锌原矿生产氧化锌的方法中,在所述减 压分解步骤中,将所述第三滤液减压至常压后:
[0041] 收集碳酸铵分解释放的二氧化碳,循环用于加压结晶;
[0042] 收集减压至常压后的第三滤液,循环用于二次浸提。
[0043] 在本公开进一步的实施方案提供的利用含锌原矿生产氧化锌的方法中,所述沉锌 步骤在15〜25°C的温度下进行。
[0044] 发明的效果
[0045] 本公开实现了以下一方面或多方面的有利技术效果:
[0046] 1)将湿法浸出与合成工艺结合,实现超低品位锌矿的经济环保利用。
[0047] 2)本公开的方法适用范围广,氨-碳铵浸出体系可以有效地对多种形式的含锌原 矿进行提取和利用。
[0048] 3)打破传统氨-碳铵法锌络合浸提工艺通过加热蒸发氨而破坏络合环境实现锌离 子结晶分离的固有方法,本申请创造性地向碳铵-锌氨络合物体系中加入氧化钙或氢氧化 钙,使锌氨络离子-锌离子-锌酸钙的平衡发生移动,在不破坏溶液氨环境的前提下通过平 衡移动原理实现锌元素的选择性结晶分离,避免现有加热蒸氨法破坏氨环境导致杂质大量 共沉淀的现象。本公开的工艺无需蒸氨,简便易行,大大降低了工艺的能耗,还避免了蒸氨 导致的高温高压安全隐患、设备腐蚀、大量氨蒸出挥发造成额外的环保处理负担等问题。 [0049] 4)通过碳酸根的循环实现锌的浸出及分离,解决氨循环工艺中因蒸汽带入富余水 量影响工艺水平衡而面临的环保问题。
[00S0] 5)相对于氧化锌浮选工艺,本公开的方法解决了工艺回收率及精品品位问题。
[0051] 6)本公开的方法污染小,物料可循环,解决了现有的氧化锌浮选、硫酸浸出等工艺 造成严重环境污染的问题。
[0052] 7)本公开首次实现了锌氨环境下的锌酸钙合成,并经由锌酸钙生产出氧化锌产 品;从锌氨络离子合成锌酸钙的反应选择性高,简单快速。
[0053] 8)在工艺中创造性地利用碳酸铵的分解条件,通过压差实现了二氧化碳的循环使 用。
具体实施方式
[0054] 以下将详细说明本公开的各种示例性实施例、特征和方面。在这里专用的词“示例 性”意为“用作例子、实施例或说明性”。这里作为“示例性”所说明的任何实施例不必解释为 优于或好于其它实施例。
[0055] 另外,为了更好地说明本公开,在下文的具体实施方式中给出了众多的具体细节。 在一些实例中,对于本领域技术人员熟知的方法、手段、试剂和设备未作详细描述,但本领 域技术人员可以根据本领域的一般知识实现本公开的技术方案。
[0056] 本公开的方法的适用范围没有特别限定,可广泛适用于各种含锌原矿的利用。在 以低品位氧化锌原矿为生产原料时,本文公开的方法的优点特别突出。例如,低品位含锌原 矿可以是含锌量在3 %〜15 %的含锌原矿;特别地,在本公开之前,含锌量在3 %〜6 %的含 锌原矿(贫矿、选矿尾矿)大量堆存,现有的各种工艺对无法对其实现有经济价值的利用,造 成很大的处理压力,而本公开的方法不仅在技术上实现了对此类低品位含锌原矿的有效的 利用,而且工艺简便易行,成本低廉,具有很高的经济价值。
[0057]在本公开中,含锌原矿中锌成分的存在形式没有特别限制,例如锌成分可以以包 括但不限于氧化锌、碳酸锌、硅酸锌等的一种或多种形式存在。
[0058] 名词解释
[0059] 在本文中,除非另有说明,“碳酸氨合锌”是锌氨络离子与碳酸根形成的化合物的 总称,包括[Zn (冊3) 4] C03 (碳酸四氨合锌)、[Zn (NH3) 3] C03 (碳酸三氨合锌)、[Zn (NH3) 2] C03 (碳酸二氨合锌)、[Zn (NH3) ]C03 (碳酸一氨合锌)等。
[0060] 在本文中,除非另有说明,“锌氨络离子”是各级氨合锌络离子的总称,包括[Zn (NH3) 4]2+泗氨合锌离子)、[Zn (膽)3]2+ (三氨合锌离子)、[Zn (NH3) 2]2+ (二氨合锌离子)、[Zn (NH3)]2+(—氨合锌离子)等。
[0061] 在本文中,除非另有说明,溶液(包括但不限于第一浸提剂、第一浸出液、第二浸提 剂等各种液体)中的“有效碳酸根”是指该溶液中碳酸根与碳酸氢根的总和。
[0062] “任选的”或“任选地”表示随后所述的步骤可以进行,或者可以不进行,并且该表 述包括随后所述的步骤进行的情形和随后所述的步骤不进行的情形。
[0063] 化学反应式
[0064] 1. —次浸提
[0065] a.氧化锌浸提
[0066] 氨与碳酸氢铵作为浸提剂
[0067] Zn0+ (i-1) NH3+NH4HC〇3= [Zn (NH3) i]C〇3+H20 (i为 1 至4的整数)
[0068]氨与碳酸铵作为浸提剂
[0069] Zn0+ (i-2) NH3+ _4) 2C〇3= [Zn _3) i] CO3+H2O (i为2至4的整数)
[0070] b.氢氧化锌浸提 [0071] 氨与碳酸氢铵作为浸提剂
[0072] Zn (0H) 2+ (i-1) NH3+NH4HC〇3= [Zn (顺3) i] C〇3+2H20 [0073] (i为1至4的整数)
[0074] 氨与碳酸铵作为浸提剂
[0075] Zn (0H) 2+ (i-2)顺3+ (丽4) 2CO3 = [Zn (顺3) i] C〇3+2H20
[0076] (i为2至4的整数)
[0077] c •碳酸锌(菱锌矿)浸提
[0078] ZnC03+iNH3= [Zn (NH3) i]C03 (i为 1 至4的整数)
[0079] d.硅酸锌浸提
[0080]氨与碳酸氢铵作为浸提剂
[0081] ZnSi03+ (i-1) NH3+NH4HC〇3= [Zn _3) i] C〇3+H2〇+Si〇2 [0082] (i为1至4的整数)
[0083] 氨与碳酸铵作为浸提剂
[0084] ZnSi03+ (i-2)丽3+ (NH4) 2CO3 = [Zn (顺3) i] C〇3+H20+Si02
[0085] (i为2至4的整数)
[0086] 2.脱碳
[0087] Ca0+H20 = Ca(0H)2
[0088] Ca (OH) 2+ (NH4) 2CO3 = CaC〇3!+2NH3 • H2〇
[0089] Ca (OH) 2+NH4HCO3 = CaC03丄+NH3+2H2O
[0090] 3 •沉锌
[0091] 沉淀氢氧化锌:
[0092] Ca (OH) 2+ [Zn (NHs) i] C03 = CaC03|+Zn (OH) 2|+iNH3
[0093] (i为1至4的整数)
[0094] 形成锌酸钙:
[0095] 2 [Zn (NHs) i] C03+3Ca (OH) 2+2H20 =
[0096] 2CaC03|+2Ca (OH) 2 • 2Zn (OH) 2 • 2H2〇l+2iNH3
[0097] (i为1至4的整数)
[0098] 4 •—次煆烧
[0099] Ca (OH) 2 * 2Zn (OH) 2 • 2H20 = Ca (OH) 2+2Zn0+4H20
[0100] 或
[0101] Ca (OH) 2 • 2Zn (OH) 2 • 2H20 = Ca0+2Zn0+5H20;
[0102] Zn(0H)2 = Zn0+H20
[0103] 5 •二次浸提
[0104] Zn0+ (i-2)丽3+ (顺4) 2C03= [Zn (NH3) i] CO3+H2O (i为2至4的整数)
[0105] 6 •加压结晶
[0106] 2NH3 • H20+C〇2= (NH4) 2CO3+H2O
[0107] 3[Zn (NH3) i]C〇3+3H20 = ZnC03 • 2Zn (OH) 2 • H20+2 (顺4) 2CO3+ (3i-4) NH3 (i为 1 至4的 整数)
[0108] 7.减压分解
[0109] (NH4)2C〇3+H20=2NH3 • H2O+CO2
[0110] 8.二次煅烧
[0111] ZnCOs • 2Zn (OH) 2 • H20 = 3Zn0+C02+3H20
[0112] 具体工艺步骤
[0113] 步骤1 一次浸提
[0114] 将磨细后的低品位含锌原矿与配制好的第一浸提剂按一定比例混合进行搅拌浸 出。第一浸提剂可以选自:氨和碳酸氢铵的混合水溶液;氨和碳酸铵的混合水溶液;氨、碳酸 氢铵和碳酸铵的混合水溶液。
[0115] 第一浸提剂中的总氨浓度和有效碳酸根浓度没有特别限制,本领域技术人员可根 据原矿成分、品位等因素,结合实际需要进行选择。
[0116] 在优选的方案中,第一浸提剂中总氨的质量浓度为5%〜15%,更优选6%〜8%, 该浓度范围可达到充分的浸提效果,又避免过多的氨造成浪费和环保问题。
[0117] 在优选的方案中,第一浸提剂中有效碳酸根的量是在络合锌理论碳酸根耗用量减 去原料中碳酸锌带入的碳酸根量所得之差的基础上增加〇〜500%,更优选浸提剂中有效碳 酸根的量在络合锌理论碳酸根耗用量减去原料中碳酸锌带入的碳酸根量所得之差的基础 上增加50%_150%。络合锌理论碳酸根耗用量是指将原矿中的锌元素完全转化为碳酸氨合 锌所耗用的碳酸根的量。因此,第一浸提剂中有效碳酸根的摩尔浓度可以按下式计算:
[0118] C第表騎幌瓶=(n廟r;强辛_n原辛)X a/V第^_ij
[0119] 其中,为第一浸提剂中有效碳酸根的摩尔浓度,1¾¾¾梓为含锌原矿中的 锌元素的物质的量,确辩为含锌原矿中的碳酸锌的物质的量,-潛劇为第一浸提剂体积, a为系数,a的取值为100 %〜600 %,优选150 %〜250 %。第一浸提剂中碳酸根的质量浓度可 根据摩尔浓度换算。
[0120] 优选的第一浸提剂有效碳酸根浓度可使原矿中的锌浸出完全,并且可实现碳酸根 在工艺中的循环,又能避免过多的碳酸根对后续工艺处理造成压力。
[0121]第一浸提剂与含锌原矿粉的重量比没有特别限制,只要锌成分可以被浸出即可。 优选第一浸提剂与含锌原矿粉的重量比为3:1至5:1,既可得到满意的浸提效果,又避免第 一浸提剂的浪费。
[0122]浸提的温度没有特别限制,只要使原矿中的锌成分被浸出即可。优选在常温下进 行浸提,例如在15〜30°C下进行浸提;也可在稍高的温度下(如30〜55°C)进行浸提。也可根 据实际条件选择合适的温度。
[0123]将氧化锌原矿与第一浸提剂混合后进行搅拌,搅拌时间没有特别限制,只要使原 矿中的锌成分被浸出即可,优选搅拌时间为1〜4小时,更优选1〜2小时。
[0124]在一次浸提过程中,原矿中的锌元素转化为锌氨络离子(浸提过程中形成的锋氨 络离子主要为各级锌氨络离子),进入液相中。浸提后进行过滤,过滤后得到含有锌氨络离 子的第一浸出液。第一浸出液中的锌氨络离子浓度没有特别限制,但优选第一浸出液中的 锌氨络离子浓度(以锌元素的质量计)在l〇g/L以上,更优选10〜50g/L,可使本公开的方法 综合经济效益最佳。
[0125] 步骤2净化
[0126] 步骤2为任选的步骤,在有必要时选择进行步骤2。将第一浸出液按公知方法进行 净化,去除铁、锰、铅、铜等杂质元素。一种示例性的净化方法是添加锌粉进行置换然后过 滤,从而除去重金属污染物,但也可以使用其他各种公知的净化方法。净化步骤有助于提高 终产品的纯度。 ^
[0127] 步骤3预处理
[0128]在预处理步骤中,向第一浸出液中加入氢氧化|丐和/或氧化|丐,搅拌反应1〜2小时 后进行过滤,得第一固体和第一滤液。反应优选在例如15〜25 °C的常温下进行。本步骤主要 是将参与碳酸氨合锌形成的碳酸根之外的富余的有效碳酸根转化为碳酸钙(第一固体)从 而过滤除去,而绝大部分的锌氨络离子保留在第一滤液中。此外,以碳酸钙为主要成分得第 一固体还可被煅烧为氧化钙和二氧化碳,实现循环利用。
[0129]从减轻后续工艺处理压力的角度出发,优选预处理步骤加入的氢氧化街和/或氧 化钙的量与第一浸出液中的富余的有效碳酸根的量相匹配。例如,检测第一浸出液中的有 效碳酸根总浓度,结合浸出液总体积,计算浸出液中参与碳酸氨合锌形成的碳酸根之外的 富余的有效碳酸根的量(对于碳酸氨合锌而言,锌氨络离子与碳酸根离子的量大致为1:1关 系),再得出除去浸出液中部分或全部富余的有效碳酸根离子需要添加的氢氧化钙和/或氧 化钙用量(允许稍微过量)。例如,本步骤中添加的氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量可按下 式计算:
[0130] nfpsia= X b
[0131]其中,nM为预处理步骤中添加的氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量,n第一 为第一浸出液中的有效碳酸根的物质的量,子为第一浸出液中的锌氨络离子的物质的 量,b为系数。b的取值范围优选90% 彡110%。
[0132] 步骤4沉锌
[0133]本步骤的目的是将第一滤液中的锌氨络离子转化固体而沉淀下来。在本步骤中, 向第一滤液加入氢氧化街和/或氧化f丐,搅拌进行反应,第一滤液中的锌氨络离子-锌离子一 氢氧化锌/锌酸钙平衡发生移动,锌氨络离子分解,锌成分的一部分以氢氧化锌的形式与碳 酸钙共沉淀,另一部分转化为锌酸钙而沉淀。
[0134]在本步骤中,优选加入氢氧化钙和/或氧化钙直至沉淀物不再增多为止。
[0135]本步骤的反应温度没有特别限制,可以是例如丨5〜90。(:,但由于反应无需加热就 可以良好地进行,故特别优选在常温(15〜25。〇下进行反应,一方面不必加热从而节约能 源,另一方面也减少氨挥发造成的环境污染。
[0136]反应后进行过滤,过滤得到第二固体和第二滤液。第二固体主要为氢氧化锌、锌酸 钙和碳酸钙的混合物。可向第二滤液通入二氧化碳,然后循环用于含锌原矿的浸提。
[0137]步骤5—次煅烧
[0138]在本步骤中,取步骤4得到的第二固体进行煅烧,煅烧温度为150〜1〇5〇。(:,优选 15〇〜35〇°C。通过煅烧,使第二固体中的氢氧化锌转化为氧化锌,锌酸钙分解。如果煅烧温 度在15〇〜350 °C,则锻烧产物主要成分为氧化锌、氢氧化钙和碳酸钙。如果采用更高的煅烧 温度,则氢氧化钙、碳酸钙还可能进一步转化为氧化钙。
[0139] 步骤6二次浸提
[0140] 向一次煅烧步骤得到的煅烧产物中加入配置好的第二浸提剂,进行搅拌浸提,优 选搅拌1〜4小时。第二浸提剂可以是氨和碳酸氢铵的混合水溶液,或氨和碳酸钱的混合水 溶液,或氨、碳酸氢铵和碳酸铵的混合水溶液,优选为氨-碳酸按水溶液,其中总氨质量浓度 为6 %〜12 %,有效碳酸根质量浓度为8 %〜15 %。
[0141] 在本步骤中,一次煅烧产物中的氢氧化钙(或氧化钙)在与第二浸提剂中与水、有 效碳酸根反应生成碳酸钙沉淀,一次煅烧产物中的氧化锌则转化为碳酸氨合锌([Zn (NH3) i] CO3, i为1至4的整数)进入液相。反应完成后过滤除去碳酸钙沉淀,过滤得到的滤液为含有 锌氨络离子的第二浸出液,用于后续的加压结晶步骤。
[0142] 步骤7加压结晶
[0143]将二氧化碳气体压入第二浸出液,使第二浸出液中的游离氨转换为碳酸铵,锌成 分则失去络合条件,以碱式碳酸锌的形式沉淀。结晶压力控制为〇 • 3〜0.6MPa,该过程反应 温度低温优于高温。由于水溶液中的碳酸铵在常压下达到7(TC能自行分解,工业上可以有 效利用压差实现二氧化碳的循环使用,减少工艺二氧化碳的消耗量,因此本步骤优选的反 应温度控制在70〜9〇°C。本步骤得到含有碱式碳酸锌晶体的浆液,送至下一步骤。
[0144] 步骤8减压分解
[0145]将完成结晶的浆液在密封环境(维持加压状态的环境)中进行过滤,得到第三固体 和第三滤液。第三固体的主要成分为碱式碳酸锌,第三滤液中溶解有碳酸铵。将第三滤液减 压至常压,使第三滤液中的部分碳酸铵分解为氨和二氧化碳。释放出的二氧化碳气体可用 于循环加压结晶,氨主要以游离氨的形式存在于溶液中。优选的分解反应温度为70〜90。〇, 在此温度下的常压环境中反应1〜2小时,水溶液中碳酸铵能够分解约60〜70%。分解反应 后的液体重新具有络合条件,可以循环用于二次浸提。
[0146] 步骤9漂洗
[0147] 步骤9为任选的步骤,在有必要时选择进行步骤9。将步骤8得到的主要成分为碱式 碳酸锌的第三固体加水进行漂洗,液固比5〜1〇:1,漂洗次数丨〜?次。
[0148] 步骤10二次煅烧
[0149]将主要成分为碱式碳酸锌的第三固体千燥,然后进行煆烧,煅烧温度450〜900-C。 碱式碳酸锌分解,得到氧化锌固体。
[0150]下面将结合实施例对本公开的实施方案进行详细描述,但是本领域技术人员将会 理解,下列实施例仅用于说明本公开,而不应视为对本公开的范围的限定。实施例中未注明 具体条件者,按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者, 均为可以通过市购获得的常规产品。
[0151]实施例1
[0152]云南某地锌矿,锌含量II.67%,原矿氧化率95.2%,该矿中的锌成分以碳酸锌为 主要存在形式。
[0153]取2000克氧化锌原矿,放入6000毫升的氨-碳铵混合液(总氨质量浓度10%,碳酸 根^量浓度5 %)中进行搅拌浸提,浸提温度常温,搅拌时间为2小时,然后进行过滤,过滤后 的液体中含^成分(以氧化锌当量计)3 _374%,液体中碳酸根质量浓度6.21%,增加部分为 原矿中的碳酸镑带入。根据检验数据,浸提过程原矿中可溶锌回收率为91 • ,总辞回收 率为86.74%。
[0154]将过滤得到的含有锌氨络离子的浸出液进行净化处理。
[0155]取净化后的浸出液5000毫升,加入1%克氧化钙,用于将参与形成碳酸氨合锌的碳 酸根之外的富余碳酸根沉除。搅拌反应1小时后进行过滤。
[0156]向过滤后的液体加入115克氧化钙用于沉淀锌成分。搅拌进行反应,反应丨小时后 进行过滤。
[0157]将过滤得到的氢氧化锌、碳酸钙和锌酸钙混合物千燥,然后在30(TC煅烧2小时。经 取样分析,煅烧产物中氧化锌含量为52.36 %。
[0158]取200克煅烧产物,加入ie〇〇毫升的氨-碳酸铵混合液(总氨质量浓度10%,碳酸根 质量浓度12%)进行搅拌浸提,搅拌时间为2小时,然后进行过滤。过滤后的滤液中锌成分浓 度(以氧化锌当量计)为6.52%。
[0159]将过滤后的滤液加热到70°C后置入反应釜中,将压缩二氧化碳气体通入反应釜进 行反应,压力控制在0 • 3MPa,取样检验,当液体中锌浓度低于〇 • 5 %时停止二氧化碳的加入, 抽入正压过滤器进行过滤。
[0160]过滤得到的碱式碳酸锌按液固比10:1加水进行两次漂洗,漂洗后的碱式碳酸锌在 105°C下千燥2小时,再经80CTC煅烧2小时,所得氧化锌产品经检验分析,其中氧化锌含量为 99.76%。
[0161] 实施例2
[0162]重庆某地锌矿,锌含量12.93%,原矿氧化率94.82%,该矿中的锋成分以桂酸锋为 主要存在形式。
[0163]取2000克氧化锌原矿,放入6〇〇〇毫升的氨-碳铵混合液(总氨质量浓度10%,碳酸 根质量浓度6%)中进行搅拌浸提,浸提温度5〇°C,搅拌时间为2小时,然后进行过滤,过滤后 的液体中含锌成分(以氧化锌当量计)3 • eSl %,液体中碳酸根质量浓度6 • 34%,增加部分为 原矿中的碳酸锌带入。根据检验数据,浸提过程原矿中可溶锌回收率为90.07 %,总锌回收 率为85.41 %。
[0164]将过滤得到的含有锌氨络离子的浸出液进行净化处理。
[0165]取5〇〇〇毫升净化后的浸出液,加入19〇克氧化钙,用于将参与形成碳酸氨合锌的碳 酸根之外的富余碳酸根沉除。搅拌反应1小时后进行过滤。
[0166]向过滤后的液体加入130克氢氧化钙用于沉淀锌成分,搅拌进行反应,反应i小时 后进行过滤。
[0167]将过滤得到的氢氧化锌、碳酸钙和锌酸钙混合物干燥,然后在30(rc煅烧2小时。经 取样分析,煅烧产物中氧化锌含量为52.51 %。
[0168]取200克煅烧产物,放入1600毫升的氨-碳酸铵混合液(总氨质量浓度10%,碳酸根 质量浓度12%)中进行搅拌浸提,搅拌时间为2小时,然后进行过滤。过滤后的滤液中锌成分 浓度(以氧化锌当量计)为6.53%。
[0169]将过滤后的滤液加热到70°C后置入反应釜中,将压缩二氧化碳气体通入反应釜进 行反应,控制压力0_3MPa,取样检验,当液体中锌浓度低于〇.5%时停止二氧化碳的加入,抽 入正压过滤器进行过滤。
[0170]过滤后的碱式碳酸锌按液固比10:1加水进行两次漂洗,漂洗后的碱式碳酸锌在 105°C下干燥2小时,再经800°C煆烧2小时,所得氧化锌产品经检验分析,其中氧化锌含量 99.8%〇 „ u
[0171]以上己经描述了本公开的各实施例,上述说明是示例性的,并非穷尽性的,并且也 不限于所披露的各实施例。在不偏离所说明的各实施例的范围和精神的情况下,对于本技 术领域的普通技术人员来说许多修改和变更都是显而易见的。本文中所用术语的选择,曰 在最好地解释各实施例的原理、实际应用或对市场中的技术改进,或者使本技术领域的其 它普通技术人员能理解本文披露的各实施例。

Claims (10)

1. 一种利用含锌原矿生产氧化锌的方法,其特征在于,所述利用含锌原矿生产氧化锌 的方法包括以下步骤: 一次浸提步骤:将磨细后的含锌原矿与第一浸提剂混合搅拌,然后过滤,得到第一浸出 液,其中,所述第一浸提剂为氨和碳酸氢铵的混合水溶液,或氨和碳酸铵的混合水溶液,或 氨、碳酸氢铵和碳酸铵的混合水溶液; 任选地,对所述一次浸提步骤中得到的第一浸出液进行净化; 预处理步骤:向所述第一浸出液中加入氧化钙和/或氢氧化钙,搅拌,然后过滤,得到第 一固体和第一滤液; 沉锌步骤:向所述第一滤液加入氢氧化钙和/或氧化钙,搅拌,然后过滤,得到第二固体 和第二滤液; 一次煅烧步骤:取所述第二固体进行煅烧,煅烧温度为150〜105(TC,优选150〜350°C; 二次浸提步骤:向所述一次煅烧步骤得到的煅烧产物加入第二浸提剂,搅拌,然后过 滤,得到第二浸出液,其中,所述第二浸提剂为氨和碳酸氢铵的混合水溶液,或氨和碳酸铵 的混合水溶液,或氨、碳酸氢铵和碳酸铵的混合水溶液; 加压结晶步骤:向所述第二浸出液中通入加压的二氧化碳,得到含有结晶的浆液; 减压分解步骤:将所述加压结晶步骤中得到的所述浆液在密封环境中进行过滤,得到 第三固体和第三滤液,将所述第三滤液减压至常压,使所述第三滤液中的部分碳酸铵分解 为氨和二氧化碳; 任选地,用水漂洗所述第三固体; 二次煅烧步骤:将所述第三固体干燥,在45〇〜9〇〇°C的温度下进行煅烧,得到氧化锌产 品。
2. 根据权利要求1所述的利用含锌原矿生产氧化锌的方法,其特征在于,所述第一浸提 剂中的总氨的质量浓度为5%〜15%,所述第一浸提剂中的有效碳酸根的摩尔浓度为: 其中, 为所述第一浸提剂中的有效碳酸根的摩尔浓度, 为所述含锋原矿中的锌元素的物质的量, 为所述含锌原矿中的碳酸锌的物质的量, Vp潛靜y为所述第一浸提剂的体积, a的取值范围为100%〜600%,优选150%〜250% ; 所述第二浸提剂中总氨的质量浓度为6 %〜12 %,所述第二浸提剂中有效碳酸根的质 量浓度为8%〜15%。
3. 根据权利要求1或2所述的利用含锌原矿生产氧化锌的方法,其特征在于,所述第一 浸出液中的锌氨络离子浓度(以锌元素的质量计)为10g/L以上,优选10〜50g/L。
4.根据根据权利要求1至3任一项所述的利用含锌原矿生产氧化锌的方法,其特征在 于,在所述预处理步骤中加入的氧化钙和/或氢氧化钙的物质的量为: nfp®i= X b 其中,n»®为预处理步骤中添加的氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量,瓶为第 一浸出液中的有效碳酸根的物质的量,为第一浸出液中的锌氨络离子的物质的量,b 的取值范围为90%彡b彡110%。
5. 根据权利要求1至4任一项所述的利用含锌原矿生产氧化锌的方法,其特征在于,在 所述沉锌步骤中,向所述第一滤液中加入氢氧化钙和/或氧化钙,直至沉淀物不再增多为 止。
6. 根据权利要求1至5任一项所述的利用含锌原矿生产氧化锌的方法,其特征在于,在 所述加压结晶步骤中,结晶压力为0.3〜0.6MPa。
7. 根据权利要求1至6任一项所述的利用含锌原矿生产氧化锌的方法,其特征在于,在 所述减压分解步骤中,使所述第三滤液中的部分碳酸铵分解为氨和二氧化碳的反应在70〜 90°C的温度下进行。
8. 根据权利要求1至7任一项所述的利用含锌原矿生产氧化锌的方法,其特征在于,向 所述沉锌步骤得到的所述第二滤液通入二氧化碳,将通入了二氧化碳的第二滤液作为第一 浸提剂,循环用于含锌原矿的一次浸提。
9. 根据权利要求1至8任一项所述的利用含锌原矿生产氧化锌的方法,其特征在于,在 所述减压分解步骤中,将所述第三滤液减压至常压后: 收集碳酸钱分解释放的二氧化碳,循环用于加压结晶; 收集减压至常压后的第三滤液,循环用于二次浸提。
10. 根据权利要求1至9任一项所述的利用含锌原矿生产氧化锌的方法,其特征在于,所 述沉锌步骤在15〜25°C的温度下进行。
CN201810817120.9A 2018-07-24 2018-07-24 一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产氧化锌的方法 Withdrawn CN108866331A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201810817120.9A CN108866331A (zh) 2018-07-24 2018-07-24 一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产氧化锌的方法

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201810817120.9A CN108866331A (zh) 2018-07-24 2018-07-24 一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产氧化锌的方法
CN201980002439.9A CN110972479B (zh) 2018-07-24 2019-05-27 一种两次浸提法生产氧化锌的方法
PCT/CN2019/088490 WO2020019854A1 (zh) 2018-07-24 2019-05-27 一种两次浸提法生产氧化锌的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN108866331A true CN108866331A (zh) 2018-11-23

Family

ID=64304937

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201810817120.9A Withdrawn CN108866331A (zh) 2018-07-24 2018-07-24 一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产氧化锌的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN108866331A (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2020019854A1 (zh) * 2018-07-24 2020-01-30 重庆东群科技有限公司 一种两次浸提法生产氧化锌的方法
CN110817930A (zh) * 2019-07-25 2020-02-21 重庆东群科技有限公司 一种生产碳酸锌铵的方法

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2020019854A1 (zh) * 2018-07-24 2020-01-30 重庆东群科技有限公司 一种两次浸提法生产氧化锌的方法
CN110817930A (zh) * 2019-07-25 2020-02-21 重庆东群科技有限公司 一种生产碳酸锌铵的方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102329964B (zh) 一种从钒铬还原废渣中分离回收钒和铬的方法
CN108862370A (zh) 一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产纳米氧化锌的方法
CN106282608B (zh) 一种分解黑白钨混合矿的方法
CN106048217B (zh) 氧化锌粉的综合回收利用方法
CN103349994B (zh) 一种从煤灰中回收催化剂并分离得到含铝化合物的方法
CN108866331A (zh) 一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产氧化锌的方法
CN102828034B (zh) 一种利用低品位氧化锌矿氨法脱碳生产高纯氧化锌的方法
CN108622927A (zh) 一种利用含锌原矿生产纳米氧化锌的方法
CN108588413A (zh) 一种利用含锌原矿生产纳米氧化锌的方法
CN108862371A (zh) 一种利用含锌原矿生产氧化锌的方法
CN108754140A (zh) 一种利用含锌原矿生产含锌复合物的方法
CN108950239A (zh) 一种利用含锌原矿生产含锌复合物的方法
CN109988902B (zh) 一种铁强化赤泥脱碱并分离回收铁的方法
CN110972479B (zh) 一种两次浸提法生产氧化锌的方法
CN101760638B (zh) 从硫酸镁溶液中回收镁的方法
CN101760646A (zh) 含镁矿石的浸出方法
CN108913887A (zh) 一种利用含锌原矿生产氧化锌的方法
CN108793227A (zh) 一种利用含锌原矿生产纳米氧化锌的方法
CN108622925A (zh) 一种利用含锌原矿生产锌酸钙的方法
CN108585026A (zh) 一种利用含锌原矿生产纳米锌酸钙的方法
CN108640146A (zh) 一种利用含锌原矿生产纳米氧化锌的方法
CN108950241A (zh) 一种利用含锌原矿生产氧化锌的方法
CN108913885A (zh) 一种利用含锌原矿生产氧化锌的方法
CN108950240A (zh) 一种低品位含锌原矿的选矿方法
CN108892166A (zh) 一种利用含锌原矿生产锌酸锶的方法

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
WW01 Invention patent application withdrawn after publication

Application publication date: 20181123

WW01 Invention patent application withdrawn after publication