CN108893597B - 从硅锌矿资源中回收锌的工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种从硅锌矿资源中回收锌的工艺，属于矿物加工技术领域，包括：(1)将原矿进行破碎处理，得到预定细度的硅锌矿；(2)向硅锌矿中加入钙化剂，充分混匀后制粒，将混合料在氧化气氛下进行钙化焙烧，冷却后得到钙化焙烧产物；(3)将钙化焙烧产物进行破碎处理，通过氨浸处理，锌滤液和浸出渣。本发明采用矿相重构‑氨浸法提取锌，通过钙化焙烧使硅酸锌矿相转化为氧化锌，转化效果好，易于后续氨浸提取，采用的钙化剂廉价易得，与火法碳化还原相比，不需添加还原剂，反应速率快，选择性好，本发明与酸法浸出相比，不会产生硅胶，易于后续浸出过滤分离，浸出渣可回收用于做水泥生产原料，浸出液可加热分解以回收利用氨，能耗低，绿色环保。

Description

从硅锌矿资源中回收锌的工艺
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，涉及一种从硅锌矿资源中回收锌的工艺。
背景技术
锌是第三大有色金属，是制备防腐材料、能源材料和磁性材料的重要原料。目前锌冶炼的主要原料为硫化锌矿，近年来，随着锌工业的快速发展，优质硫化锌资源日益短缺，成为限制锌工业发展的瓶颈。回收利用氧化锌矿以及二次锌资源对解决锌工业原料短缺具有重要意义，各类氧化锌矿物中，具有岛状硅酸盐结构的硅锌矿结构稳定、难于回收，导致含有硅锌矿的氧化锌矿和二次锌资源锌的回收率低，而这部分锌资源，特别是二次锌资源数量大，锌回收率低，造成严重的锌资源浪费和环境污染。
目前，从含硅锌矿资源中提取锌的研究方法主要包括火法还原挥发和湿法浸出等，这些方法能有效回收氧化锌物相中的锌资源，但对硅酸锌物相中的锌资源回收则效果不佳。火法还原方法需要依赖还原煤或焦炭为还原剂和燃料，通过高温还原挥发的方法回收锌，硅锌矿的还原挥发温度比氧化锌温度高出250℃左右，还原难度大、能耗高、经济性差。湿法浸出主要包括酸浸法和碱浸法两大类，酸浸法需要高酸、高温环境下才能获得较高的锌浸出率，温度低、能耗低，但酸浸时，易形成大量硅胶造成固液分离困难，并且浸出过程杂质元素如Fe、Ca、Mg、Al等的被大量溶出，导致酸耗增大的同时也加大了浸出液净化难度。碱浸法主要包括NaOH强碱浸出法和氨浸出法两种，与酸浸法相比，碱浸法具有良好的选择性浸出特性，但用于含硅锌矿资源时锌浸出率低，限制了碱浸法在处理硅锌矿时的应用，到目前为止，还没有开发出适于硅锌矿资源的锌回收方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种回收效率高、生产成本低、绿色环保的从硅锌矿资源中回收锌的工艺。
本发明提供的这种从硅锌矿资源中回收锌的工艺，包括以下步骤：
(1)将原矿进行破碎处理，得到预定细度的硅锌矿；
(2)向步骤(1)所得硅锌矿中加入钙化剂，充分混匀后制粒，将混合料在氧化气氛下进行钙化焙烧，使硅锌矿完成矿相重构，冷却后得到钙化焙烧产物；
(3)将步骤(2)所得钙化焙烧产物破碎处理后，通过氨浸处理，使氧化锌溶解浸出，固液分离后，得到锌滤液和浸出渣。
优选的，所述钙化剂为碳酸钙、氧化钙或氢氧化钙中的一种或多种。
优选的，所述钙化剂中有效CaO含量与硅锌矿中硅酸锌的摩尔比为(2.8～3.2)：1。
优选的，所述步骤(1)中，控制原矿破碎后的细度至-1.0mm。
优选的，所述步骤(2)中，混合料的粒径(D90)为3.0～20mm。
优选的，所述钙化焙烧在回转窑中进行，焙烧温度为1240～1280℃，焙烧时间为30～60min。
优选的，所述钙化焙烧产物采用自然冷却或水淬冷却。
优选的，所述步骤(3)中，控制氧化锌矿破碎后的细度至-3.0mm。
优选的，所述步骤(3)中，采用搅拌浸出方式，浸出装置密闭。
优选的，所述氨浸制度为：浸出固液比为20～120g/L，浸出温度为25～60℃，浸出时间2～3h。
优选的，所述氨浸处理采用NH4Cl-NH3·H2O溶液作为浸出液，NH4Cl和NH3·H2O的摩尔浓度比为1：1，浸出液中总氨浓度为6～7mol/L。
优选的，所述原矿为硅锌矿或含硅酸锌类二次锌资源，主要物相为硅酸锌。
本发明以硅锌矿资源为原料，采用钙化焙烧-氨浸的工艺回收硅锌矿资源中锌，通过添加过量的钙化剂在氧化气氛下进行焙烧，将结构稳定的硅锌矿转化简单结构的氧化锌，利用氧化锌可被氨选择性浸出的特性，采用氨浸出将氧化锌选择性溶出，进而实现从含硅锌矿资源中高效回收锌资源，本发明主要涉及的化学反应如下：
Zn2SiO4+2CaCO3＝2ZnO+Ca2SiO4+2CO2↑
ZnO+4NH3·H2O＝[Zn(NH3)4](OH)2+3H2O
ZnO+2NH4Cl＝Zn(NH3)2Cl2+H2O
与现有技术相比，本发明的有益技术效果：
(1)本发明所述从硅锌矿资源中回收锌的工艺，采用矿相重构-氨浸法提取锌，硅锌矿钙化焙烧使硅酸锌矿相转化为氧化锌，转化效果好，可使硅酸锌全部转化为氧化锌，易于后续氨浸提取，本发明采用的钙化剂，廉价易得，与火法碳化还原相比，不需添加焦炭或还原煤作为还原剂，且反应速率快，锌浸出率可达90％以上。
(2)本发明所述从硅锌矿资源中回收锌的工艺，硅锌矿钙化焙烧使硅酸锌矿相转化为氧化锌，其氨浸提取锌效果好，浸出成本低，选择性好，钙、硅等杂质不被浸出，本发明与酸法浸出相比，不会产生硅胶，易于后续浸出过滤分离，所得浸出渣主要成分为硅酸钙(Ca2SiO4)，可回收用于做水泥生产原料，浸出液可加热分解以回收利用氨，工艺能耗低，绿色环保。
附图说明
图1为本发明从硅锌矿资源中回收锌的工艺流程图。
具体实施方式
下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅是本发明一部分实施例，而不是全部实施例，基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
实施例1
云南某氧化锌矿，含有6.8wt％的硅锌矿，其主要物相为硅酸锌，将原矿破碎至-1mm，加入碳酸钙，控制碳酸钙中有效CaO与硅锌矿中硅酸锌的摩尔比为3：1，充分混匀后制粒成3～20mm的小球，混合料在回转窑中进行钙化焙烧使矿相重构，焙烧制度为：焙烧温度为1260℃，焙烧时间为45min，得到氧化锌矿，自然冷却，破碎至-3mm，进行氨浸处理，氨浸制度为：固液比为60g/L，浸出温度50℃，浸出时间3h，浸出液采用NH4Cl-NH3·H2O溶液，浸出液中NH4Cl和NH3·H2O的摩尔浓度比为1：1，浸出液中总氨浓度为7mol/L，浸出液经过滤后，锌浸出率为95.34％。
实施例2
广西某铅锌尾矿(TZn 2.64％，Zn2SiO4 48.11％)，将原矿破碎至-1mm，加入碳酸钙，控制碳酸钙中有效CaO与硅锌矿中硅酸锌的摩尔比为3.2：1，充分混匀后制粒成3～20mm的小球，混合料在回转窑中进行钙化焙烧使矿相重构，焙烧制度为：焙烧温度为1280℃，焙烧时间为40min，得到氧化锌矿，自然冷却，破碎至-3mm，进行氨浸处理，氨浸制度为：固液比为20g/L，浸出温度40℃，浸出时间3h，浸出液采用NH4Cl-NH3·H2O溶液，浸出液中NH4Cl和NH3·H2O的摩尔浓度比为1：1，浸出液中总氨浓度为6mol/L，浸出液经过滤后，锌浸出率为98.81％。
实施例3
广西某铅锌尾矿(TZn 2.64％，Zn2SiO4 48.11％)，将原矿破碎至-1mm，加入氧化钙，控制CaO含量与硅锌矿中硅酸锌的摩尔比为2.8：1，充分混匀后制粒成3～20mm的小球，混合料在回转窑中进行钙化焙烧使矿相重构，焙烧制度为：焙烧温度为1240℃，焙烧时间为50min，得到氧化锌矿，自然冷却，破碎至-3mm，进行氨浸处理，氨浸制度为：固液比为20g/L，浸出温度40℃，浸出时间3h，浸出液采用NH4Cl-NH3·H2O溶液，浸出液中NH4Cl和NH3·H2O的摩尔浓度比为1：1，浸出液中总氨浓度为6mol/L，浸出液经过滤后，锌浸出率为95.96％。
实施例4
广西某铅锌尾矿(TZn 2.64％，Zn2SiO4 48.11％)，将原矿破碎至-1mm，加入氢氧化钙，控制氢氧化钙中有效CaO含量与硅锌矿中硅酸锌的摩尔比为3：1，充分混匀后制粒成3～20mm的小球，混合料在回转窑中进行钙化焙烧使矿相重构，焙烧制度为：焙烧温度为1280℃，焙烧时间为40min，得到氧化锌矿，自然冷却，破碎至-3mm，进行氨浸处理，氨浸制度为：固液比为80g/L，浸出温度25℃，浸出时间3h，浸出液采用NH4Cl-NH3·H2O溶液，浸出液中NH4Cl和NH3·H2O的摩尔浓度比为1：1，浸出液中总氨浓度为6mol/L，浸出液经过滤后，锌浸出率为95.43％。
对比例1
广西某铅锌尾矿(TZn 2.64％，Zn2SiO4 48.11％)，将原矿破碎至-1mm，制粒成3～20mm的小球，在回转窑中进行焙烧，焙烧制度为：焙烧温度为1280℃，焙烧时间为40min，得到氧化锌矿，自然冷却，破碎至-3mm，进行氨浸处理，氨浸制度为：固液比为80g/L，搅拌速度为350r/min，浸出温度25℃，浸出时间3h，浸出液采用NH4Cl-NH3·H2O溶液，浸出液中NH4Cl和NH3·H2O的摩尔浓度比为1：1，浸出液中总氨浓度为6mol/L，浸出液经过滤后，锌浸出率为51.52％。
对比例2
广西某铅锌尾矿(TZn 2.64％，Zn2SiO4 48.11％)，采用焦炭作为还原剂和燃料，通过高温还原挥发的方法回收锌，控制焦炭与铅锌尾矿的质量比为2.5：1，最终得到的锌浸出率为74.99％。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，本发明的保护范围并不仅局限于上述实施例。对于本技术领域的技术人员来说，在不脱离本发明技术构思前提下所得到的改进和变换也应视为本发明的保护范围。

Claims (7)

1.一种从硅锌矿资源中回收锌的工艺，其特征在于，包括以下步骤：
(1) 将原矿进行破碎处理，得到预定细度的硅锌矿；
(2) 向步骤(1)所得硅锌矿中加入钙化剂，充分混匀后制粒，将混合料在氧化气氛下进行钙化焙烧，使硅锌矿完成矿相重构，冷却后得到钙化焙烧产物；
(3) 将步骤(2)所得钙化焙烧产物破碎处理后，通过氨浸处理，使氧化锌溶解浸出，固液分离后，得到锌滤液和浸出渣；
所述钙化焙烧在回转窑中进行，焙烧温度为1240～1280℃，焙烧时间为30～60min；
所述氨浸处理制度为：浸出固液比为20～120g/L，浸出温度为25～60℃，浸出时间2～3h；
所述氨浸处理采用NH4Cl-NH3∙H2O溶液作为浸出液，NH4Cl和NH3∙H2O的摩尔浓度比为1：1，浸出液中总氨浓度为6～7mol/L。
2.根据权利要求1所述从硅锌矿资源中回收锌的工艺，其特征在于，所述钙化剂为碳酸钙、氧化钙或氢氧化钙中的一种或多种。
3.根据权利要求1或2所述从硅锌矿资源中回收锌的工艺，其特征在于，所述钙化剂中有效CaO含量与硅锌矿中硅酸锌的摩尔比为(2.8～3.2)：1。
4.根据权利要求1所述从硅锌矿资源中回收锌的工艺，其特征在于，所述步骤(1)中，控制原矿破碎后的细度至-1.0mm。
5.根据权利要求1所述从硅锌矿资源中回收锌的工艺，其特征在于，所述步骤(2)中，混合料的粒径(D90)为3.0～20mm。
6.根据权利要求1所述从硅锌矿资源中回收锌的工艺，其特征在于，所述步骤(3)中，采用搅拌浸出方式，浸出装置密闭。
7.根据权利要求1、2、4～6中任一项所述从硅锌矿资源中回收锌的工艺，其特征在于，所述原矿为硅锌矿或含硅酸锌类二次锌资源，主要物相为硅酸锌。
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