CN110306067B - 一种净化湿法炼锌中上清液杂质的预处理方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开一种净化湿法炼锌中上清液杂质的预处理方法，包括向湿法炼锌酸性浸出矿浆中加入锰粉浸出并浓缩；将得到的高杂质中上清液导入缓冲槽Ⅰ并加入硫酸亚铁充分混合溶解；将混合溶解后的溶液导入缓冲槽Ⅱ并加入双氧水充分混合并发生化学反应；将混合并发生化学反应的溶液导入缓冲槽Ⅲ并加入石灰乳调整溶液酸度；将调整好酸度的溶液导入缓冲槽Ⅳ并加入硅净化及过滤性能改善剂；将处理后的溶液输入带搅拌机的储槽内边搅拌边液固分离，得预处理后中上清液和预处理后渣。本发明采用化学和物理相结合的方法，对湿法炼锌高杂质原料浸出的高杂质中上清液进行预处理，实现有害杂质和悬浮物提前开路，降低直接采用锌粉置换净化的压力和节约了锌粉。

Description

一种净化湿法炼锌中上清液杂质的预处理方法

技术领域

本发明属于湿法炼锌技术领域，具体涉及一种矿适应性强、锰离子可控、有害杂质净化能力强、净化后溶液清亮、过程环保、可连续化操作的净化湿法炼锌中上清液杂质的预处理方法。

背景技术

目前，湿法炼锌的主要生产流程为：沸腾焙烧、浸出、净化、电解、熔铸；整个生产工艺过程也就是：锌精矿经沸腾焙烧产出用于浸出的焙烧矿和用于制酸的二氧化硫烟气；焙烧矿经过浸出后产出直接用锌粉净化的中上清液和综合回收有价金属的浸出渣；中上清液经锌粉净化后产出用于电解的新液和综合回收的净化渣；新液经电解产出用于熔铸的锌片和返回浸出做前液的电解废液；锌片经熔铸后产出锌锭出售。

但随着有色金属行业的迅速发展，锌矿的过渡开采，资源矛盾也日显突出，使得优质锌矿资源日渐枯竭；从而造成优质锌精矿价格越来越高，锌生产利润空间越来越狭窄。可另一方面，高杂质锌矿由于湿法炼锌工艺技术和生产成本的局限性，市场需求小，采购价格也相对低。但高杂质锌矿目前只能少量和低杂质优质锌矿搭配混合使用，不能单独大量使用。若单独大量使用这种高杂质锌矿，特别是含砷、锑、锗、硅等元素高的锌矿，则对浸出工艺是一个较大的挑战；因为矿中砷、锑、锗高，浸出过程中要加入大量的硫酸亚铁和锰粉，以达到浸出过程水解净化除砷、锑、锗的目的。但若加入大量铁，水解净化时沉清困难，中上清液产出率低，严重时几乎无中上清液；加之矿中硅高，产出的中上清液不清亮悬浮物大，悬浮物在中上清液进行锌粉净化时则吸附包裹在锌粉表面，造成锌粉利用率低，单耗高，所产净化渣含锌高，总量大；给净化渣进一步锌、镉回收造成较大的压力，生产组织困难。

如高杂质含锌焙烧矿：锌40~45wt%、砷0.2~0.3wt%、锑0.01~0.02wt%、锗0.010~0.009wt%、铅3~5wt%、二氧化硅5~6wt%、铁3~5wt%。因为该矿砷、锑、锗、硅比较高，而铁的含量相对低；若单独采用传统的中性浸出生产工艺，需加入大量的硫酸亚铁和锰粉，使铁在浸出过程中形成三价铁水解净化除去被浸出于溶液中的砷、锑、锗；为了除硅和水解净化彻底，一般控制终点酸度pH=5.2~5.4；经过大量试验证明，采用该方法，有如下问题，一是铁量加入过大，虽然所产中上清液中的砷、锑、锗被水解沉淀的铁带走得到了净化，但形成的氢氧化铁胶体使浸出矿浆沉清困难，加之矿中硅高，中上清液产出率只25~35wt%，严重时不足20wt%，且不清亮悬浮物大；二是在浸出过程中加入大量的锰粉，最后锰离子进入溶液，使得锰离子在电解锌系统中失控，影响后续的生产。

为了解决现有技术高杂质锌矿利用中存在的上述问题，有必要研究一种净化高杂质中上清液的方法，既能保证中上清液的产出率，以提高锌回收率，又能有效控制中上清液中的砷、锑、锗、硅等有害杂质元素及其悬浮物，解决高杂质锌矿单独用于湿法炼锌的技术难题。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明提供一种矿适应性强、锰离子可控、有害杂质净化能力强、净化后溶液清亮、过程环保、可连续化操作的净化湿法炼锌中上清液杂质的预处理方法。

本发明是这样实现的：包括浸出、预处理Ⅰ、预处理Ⅱ、预处理Ⅲ、预处理Ⅳ、固液分离步骤，具体步骤如下：

A、浸出：向高杂质锌矿湿法炼锌酸性浸出矿浆中加入锰粉进行中性浸出并浓缩，得到高杂质中上清液和底流；

B、预处理Ⅰ：将高杂质中上清液导入缓冲槽Ⅰ，并同时在缓冲槽Ⅰ的入液口均匀加入硫酸亚铁，使其在缓冲槽Ⅰ内随着溶液的流动充分混合溶解，得到溶液Ⅰ；

C、预处理Ⅱ：将溶液Ⅰ导入缓冲槽Ⅱ，并同时在缓冲槽Ⅱ的入液口均匀加入双氧水，使其在缓冲槽Ⅱ内随着溶液的流动充分混合并发生化学反应，得到溶液Ⅱ；

D、预处理Ⅲ：将溶液Ⅱ导入缓冲槽Ⅲ，并同时在缓冲槽Ⅲ的入液口均匀加入石灰乳，使溶液Ⅱ的酸度调整到pH=5.2~5.4，得到溶液Ⅲ；

E、预处理Ⅳ：将溶液Ⅲ导入缓冲槽Ⅳ，并同时在缓冲槽Ⅳ的入液口均匀按1.0~1.2kg/m³溶液Ⅲ的量加入硅净化及过滤性能改善剂，得到溶液Ⅳ；

F、固液分离：将溶液Ⅳ导入带搅拌机的储槽内，溶液Ⅳ在储槽内边搅拌边进行液固分离，得到作为锌粉净化前液的预处理后中上清液和预处理后渣。

本发明的有益效果为：

1、本发明首先生产高杂质中上清液，使得中上清液的产出率由传统方法的25~35wt%上升到85~90wt%，再对高杂质中上清液进行预处理使杂质开路的方法，为高杂质锌矿，特别是砷、锑、锗、硅等高杂质的锌矿单独使用提供了可行方法，为拓展湿法炼锌原料提供了思路。

2、本发明和传统湿法炼锌浸出相比，矿的适应性更强，传统浸出前的均匀配矿将变得不重要或不需要配矿，能节约大量的人力、物力；再者，本发明在浸出生产高杂质中上清液过程中，只加入少量的锰粉用于还原氧化锌矿中被浸出的二价铁，使锰离子在电解锌系统中的可控性变得容易，避免了电锌系统中锰离子失控而影响生产。

3、本发明的高杂质中上清液经预处理后，所产溶液中砷、锑、锗、硅等有害杂质远低于传统生产的中上清液指标，能达到锌粉净化后新液的指标要求；而且溶液清亮几乎无悬浮物，解决了下一步锌粉净化时悬浮物包裹锌粉造成锌粉单耗上升和净化渣含锌高的难题。

4、本发明最大的特点是采用比较简单的方法、再配合多个简单的缓冲槽，实现了高杂质中上清液的连续预处理，能较好的和现有技术中的湿法炼锌连续浸出、连续净化工艺相连接。

5、本发明与传统生产工艺相比，不产生新的废水、废气、废渣，符合国家综合回收利用、循环经济和可持续发展的要求；本发明在实际生产中得到应用，流程通畅、指标合理、经济效益和社会效益良好。

附图说明

图1为本发明流程示意图；

图2为本发明之预处理设备原理示意图；

图中：1-溜槽，2-缓冲槽Ⅰ，3-缓冲槽Ⅱ，4-缓冲槽Ⅲ，5-缓冲槽Ⅳ，6-搅拌储槽，7-压滤泵，8-压滤机。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变更或改进，均属于本发明的保护范围。

如图1和图2所示，本发明包括浸出、预处理Ⅰ、预处理Ⅱ、预处理Ⅲ、预处理Ⅳ、固液分离步骤，具体步骤如下：

A、浸出：向高杂质锌矿湿法炼锌酸性浸出矿浆中加入锰粉进行中性浸出并浓缩，得到高杂质中上清液和底流；

B、预处理Ⅰ：将高杂质中上清液导入缓冲槽Ⅰ，并同时在缓冲槽Ⅰ的入液口均匀加入硫酸亚铁，使其在缓冲槽Ⅰ内随着溶液的流动充分混合溶解，得到溶液Ⅰ；

C、预处理Ⅱ：将溶液Ⅰ导入缓冲槽Ⅱ，并同时在缓冲槽Ⅱ的入液口均匀加入双氧水，使其在缓冲槽Ⅱ内随着溶液的流动充分混合并发生化学反应，得到溶液Ⅱ；

D、预处理Ⅲ：将溶液Ⅱ导入缓冲槽Ⅲ，并同时在缓冲槽Ⅲ的入液口均匀加入石灰乳，使溶液Ⅱ的酸度调整到pH=5.2~5.4，得到溶液Ⅲ；

E、预处理Ⅳ：将溶液Ⅲ导入缓冲槽Ⅳ，并同时在缓冲槽Ⅳ的入液口均匀按1.0~1.2kg/m³溶液Ⅲ的量加入硅净化及过滤性能改善剂，得到溶液Ⅳ；

F、固液分离：将溶液Ⅳ导入带搅拌机的储槽内，溶液Ⅳ在储槽内边搅拌边进行液固分离，得到作为锌粉净化前液的预处理后中上清液和预处理后渣。

所述硅净化及过滤性能改善剂包括：30～50wt%的锅炉煤渣粉、30～50wt%的锯木粉、10～30wt%的粉末牛胶，前述各原料均匀混合且质量百分比之和不大于100%。

所述锅炉煤渣粉干燥无水分且过60～100目筛，所述锯木粉干燥无水分且过30～60目筛。

所述锅炉煤渣粉不过200目筛，所述锯木粉不过100目筛。

所述浸出步骤中湿法炼锌焙烧矿中性浸出的液固比为8~9：1，浸出温度为85~90℃、浸出时间40~50min、终点pH=5.0；所述浸出步骤中按每立方酸性矿浆均匀加入0.8~1.0kg的锰粉。

所述锰粉为二氧化锰粉末。

所述预处理Ⅰ步骤中硫酸亚铁的加入量为中上清液中砷、锑、锗合计量的15~20倍。

所述预处理Ⅱ步骤中双氧水的加入量为预处理Ⅰ步骤所加硫酸亚铁量的15~20wt%。

所述双氧水为工业双氧水。

所述预处理Ⅱ步骤中双氧水的加入量以溶液Ⅱ中的二价铁小于0.01g/L为准。

所述预处理Ⅲ步骤中石灰乳的浓度为20~25wt%。

所述预处理Ⅲ步骤中石灰乳的加入量以溶液Ⅲ中的全铁小于0.01g/L为准。

本发明还包括水洗分离步骤，所述水洗分离是将预处理后渣在40~50℃的条件下与水按液固比3~4：1搅拌洗涤时间20~30min，然后经液固分离Ⅱ得到送浸出步骤做调浆液的洗水和送回转窑挥发综合回收有价金属的水洗后预处理渣。

实施例1

采用云南罗平锌电股份有限公司高杂质复杂锌矿800吨，混合均匀并取样化验分析，其锌42.36wt%、砷0.22wt%、锑0.013wt%、锗0.010wt%、铅4.26wt%、二氧化硅5.23wt%、铁3.07wt%。

如图2所示，在现有的输送中上清液浸出和净化之间的溜槽上，加装4个体积约0.5~1.0m³的缓冲槽，各缓冲槽之间相距1.5~2.0m并由溜槽联接，在距最后一个缓冲槽后面1.0~1.5m的溜槽末端安装一个带搅拌装置体积约5.0~10.0m³的搅拌储槽，搅拌储槽一端联接溜槽，另一端经压滤泵联接压滤机也就是液固分离设备，预处理后的高杂质中上清液经压滤机液固分离后，产出低杂质、清亮的中上清液，直接由溜槽流入锌粉置换槽进行下一步的锌粉净化。

S100、浸出：因采用连续浸出和连续净化，开启浸出后，调整流量至50~60m³/h，控制液固比8~9：1、过程温度85~90℃、浸出时间40~50min，在浸出过程中按50kg/h加入锰粉、控制终点pH=5.0，浸出矿浆输入浓密槽进行浓缩沉清，产出高杂质的中上清液和产出进行二次浸出的底流；经测算中上清液产出率86.47wt%；待从浓密槽流出的中上清液成份稳定后每2h取样化验1次，共监测24h；监测时间段内所产中上清液平均成份为锌146.12g/L、二价铁0.013g/L、三价铁0.006g/L、砷0.021g/L、锑0.008g/L、锗0.007g/L、二氧化硅1.03g/L、悬浮物2.46g/L、有机物总量0.076g/L。

S200、预处理Ⅰ：从浓密槽流出的中上清液流入储槽，用泵把储槽中的中上清液泵入溜槽流到缓冲槽Ⅰ，同时在缓冲槽Ⅰ的入液口均匀无间断的加入中上清液中砷、锑、锗合量15~16倍的硫酸亚铁，使其在缓冲槽Ⅰ内随着溶液的流动充分混合溶解，得到溶液Ⅰ；每2h取样1次分析化验溶液Ⅰ中的砷、锑、锗含量，根据化验结果调整硫酸亚铁的加入量，因为每次化验结果均有波动，则所加入硫酸亚铁的量也随之波动变化。

S300、预处理Ⅱ：溶液Ⅰ流出缓冲槽Ⅰ后经联接的溜槽自流入缓冲槽Ⅱ，同时在缓冲槽Ⅱ的入液口均匀无间断的加入工业双氧水，加入量为前述所加硫酸亚铁的15~16wt%，使其在缓冲槽Ⅱ内随着溶液的流动充分混合并发生化学反应，把预处理Ⅰ所加的硫酸亚铁全部氧化为硫酸铁，得到溶液Ⅱ；氧化后的溶液Ⅱ每1h取样1次化验二价铁，并根据化验结果调整工业双氧水的加入量使二价铁小于0.01g/L；整个监测时间段内所化验的二价铁平均为0.0085 g/L。

S400、预处理Ⅲ：溶液Ⅱ经溜槽自流入缓冲槽Ⅲ，同时在缓冲槽Ⅲ的入液口均匀无间断的加入浓度20~25wt%的石灰乳，使其在缓冲槽Ⅲ内随着溶液的流动充分混合并发生中和反应，使溶液pH值调整到pH=5.2~5.4，得到溶液Ⅲ；通过调整溶液pH值，使前面形成的硫酸铁充分水解，同时溶液中的砷、锑、锗也被吸附并随之沉淀，达到砷、锑、锗深度净化的目的；中和后的溶液每1h取样化验1次全铁和溶液pH，根据化验结果调整石灰乳的加入量使全铁小于0.01g/L且pH=5.2~5.4；整个监测时间段内所化验的数据平均为：全铁0.006 g/L、pH=5.27。

S500、预处理Ⅳ：溶液Ⅲ随溜槽自流入缓冲槽Ⅳ，同时在缓冲槽Ⅳ的入液口均匀无间断的按1.0kg/m³溶液Ⅲ的量加入硅净化及过滤性能改善剂，使其在缓冲槽Ⅳ内随着溶液的流动充分混合并发生反应，得到溶液Ⅳ；硅净化及过滤性能改善剂由40wt%的干燥无水分且过60～100目筛的锅炉煤渣粉、40wt%的干燥无水分且过30～60目筛的锯木粉及20wt%的无结块粉末牛胶构成。

S600、固液分离：溶液Ⅳ经溜槽自流入带搅拌机的储槽内，溶液Ⅳ在储槽内边搅拌边采用压滤机进行压滤，产出作为锌粉净化前液的预处理后中上清液和预处理后渣；所产预处理后中上清液每2h取样做一次监测化验分析，整个试验过程，监测化验分析数据平均为锌149.38g/L、铁0.006g/L、砷0.000081g/L、锑0.000095 g/L、锗0.000067 g/L、二氧化硅0.013 g/L、悬浮物0.66 g/L、有机物总量0.034 g/L。

S700、水洗分离：将预处理后渣按液固比3~4：1加水，在40℃的条件下进行搅拌洗涤20~30min，搅拌完成后进行压滤，产出送S100步骤浸出做调浆液的洗水和送回转窑挥发综合回收有价金属的水洗后预处理渣。

通过计算可得各项经济指标为：

1、本次高杂质中上清液净化除杂预处理试验共监测24h，浸出过程中，中上清液产出率由传统方法的25~35wt%提高到实施后的86.47wt%；共预处理高杂质中上清液1320m³，产出含锌5.25wt%、含砷0. 26wt%、含锑0.10wt%、含锗0.085wt%、含铁9.36wt%、水分22.56wt%、二氧化硅12.71wt%的洗涤后预处理湿渣13.64吨；所产预处理后中上清液主要成分平均为：锌149.38g/L、铁0.006g/L、砷0.000081g/L、锑0.000095g/L、锗0.000067g/L、二氧化硅0.013g/L、悬浮物0.66g/L、有机物总量0.034g/L。

2、整个预处理过程锌损失小于0.5wt%；渣量小，每处理1m³高杂质中上清液，产洗涤后预处理湿渣10.33kg；所产预处理后中上清液含砷、含锑、含锗均达到湿法炼锌电解新液指标。

3、经实际测算，采用本发明生产的预处理后中上清液和传统方法使用优质锌焙烧矿生产的中上清液相比，净化锌粉单耗减少4.68kg/吨锌锭。

4、整个预处理过程，除砷率99.05wt%、除锑率98.76wt%、除锗率97.14wt%、除二氧化硅率98.72wt%、锌直收率大于99.5wt%。

实施例2

采用云南罗平锌电股份有限公司高杂质复杂锌矿880吨，混合均匀并取样化验分析，其锌43.08wt%、砷0.24wt%、锑0.015wt%、锗0.009wt%、铅4.58wt%、二氧化硅5.47wt%、铁3.24wt%。采用实施例1中的预处理装置。

S100、浸出：因采用连续浸出和连续净化，开启浸出后，调整流量至50~60m³/h，控制液固比8~9：1、过程温度85~90℃、浸出时间40~50min，在浸出过程中按55kg/h加入锰粉、终点pH=5.0，浸出矿浆输入浓密槽进行浓缩沉清，产出高杂质的中上清液和产出用于二次浸出的底流，经测算中上清液产出率87.06 wt%；待从浓密槽流出的中上清液成份稳定后每2h取样化验1次，共监测28h；监测时间段内所产中上清液平均成份为锌147.46g/L、二价铁0.014g/L、三价铁0.005g/L、砷0.023g/L、锑0.008 g/L、锗0.008 g/L、二氧化硅1.05 g/L、悬浮物2.48 g/L、有机物总量0.077 g/L。

S200、预处理Ⅰ：从浓密槽流出的中上清液流入储槽，用泵把储槽中的中上清液泵入溜槽流到缓冲槽Ⅰ，同时在缓冲槽Ⅰ的入液口均匀无间断的加入中上清液中砷、锑、锗合量19~20倍的硫酸亚铁，使其在缓冲槽Ⅰ内随着溶液的流动充分混合溶解，得到溶液Ⅰ；每2h取样分析化验溶液Ⅰ中的砷、锑、锗含量，根据化验结果调整硫酸亚铁的加入量，因为每次化验结果均有波动，则所加入硫酸亚铁的量也随之波动变化

S300、预处理Ⅱ：溶液Ⅰ流出缓冲槽Ⅰ后经联接的溜槽自流入缓冲槽Ⅱ，同时在缓冲槽Ⅱ的入液口均匀无间断的加入工业双氧水，加入量为前述硫酸亚铁的19~20wt%，使其在缓冲槽Ⅱ内随着溶液的流动充分混合并发生化学反应，把预处理Ⅰ所加的硫酸亚铁全部氧化为硫酸铁，得到溶液Ⅱ；氧化后的溶液Ⅱ每1h取样化验1次二价铁，并根据化验结果调整工业双氧水的加入量使二价铁小于0.01g/L；整个监测时间段内所化验的二价铁平均为0.0078 g/L。

S400、预处理Ⅲ：溶液Ⅱ经溜槽自流入缓冲槽Ⅲ，同时在缓冲槽Ⅲ的入液口均匀无间断的加入浓度20~25wt%的石灰乳，使其在缓冲槽Ⅲ内随着溶液的流动充分混合并发生中和反应，使溶液pH值调整到pH=5.2~5.4，得到溶液Ⅲ；通过调整溶液pH值，使前面形成的硫酸铁充分水解，同时溶液中的砷、锑、锗也被吸附并随之沉淀，达到砷、锑、锗深度净化的目的；中和后的溶液每1h取样化验1次全铁和溶液pH，根据化验结果调整石灰乳的加入量使全铁小于0.01g/L且pH=5.2~5.4；整个监测时间段内所化验的数据平均为：全铁0.005g/L、pH=5.36。

S500、预处理Ⅳ：溶液Ⅲ随溜槽自流入缓冲槽Ⅳ，同时在缓冲槽Ⅳ的入液口均匀无间断的按1.2kg/m³溶液Ⅲ的量加入硅净化及过滤性能改善剂，使其在缓冲槽Ⅳ内随着溶液的流动充分混合并发生反应，得到溶液Ⅳ；硅净化及过滤性能改善剂由50wt%的干燥无水分且过60～100目筛的锅炉煤渣粉、30wt%的干燥无水分且过30～60目筛的锯木粉及20wt%的无结块粉末牛胶构成。

S600、固液分离：将溶液Ⅳ经溜槽自流入带搅拌机的储槽内，溶液Ⅳ在储槽内边搅拌边采用压滤机进行压滤，产出作为锌粉净化前液的预处理后中上清液和预处理后渣；所产预处理后中上清液每2h取样做一次监测化验分析，整个试验过程，监测化验分析数据平均为锌150.46g/L、铁0.005g/L、砷0.000080g/L、锑0.000093g/L、锗0.000065g/L、二氧化硅0.014g/L、悬浮物0.68g/L、有机物总量0.036g/L。

S700、水洗分离：将预处理后渣按液固比3~4：1加水，在50℃的条件下进行搅拌洗涤20~30min，搅拌完成后进行压滤，产出送S100步骤浸出做调浆液的洗水和送回转窑挥发综合回收有价金属的水洗后预处理渣

通过计算可得各项经济指标为：

1、本次高杂质中上清液净化除杂预处理试验共监测28h，浸出过程中，中上清液产出率由传统方法的25~35wt%提高到实施后的87.06wt%；共预处理高杂质中上清液1624m³，产出含锌5.31wt%、含砷0. 285wt%、含锑0.11wt%、含锗0.098wt%、含铁9.38wt%、水分22.71wt%、二氧化硅12.94wt%的洗涤后预处理湿渣16.81吨；所产预处理后中上清液主要成分平均为：锌150.46g/L、铁0.005g/L、砷0.000080g/L、锑0.000093g/L、锗0.000065g/L、二氧化硅0.014g/L、悬浮物0.68g/L、有机物总量0.036g/L。

2、整个预处理过程锌损失小于0.5wt%；渣量小，每处理1m³高杂质中上清液液，产出洗涤后预处理湿渣10.35kg；所产预处理后中上清液含砷、含锑、含锗均达到湿法炼锌电解新液指标。

3、经实际测算，采用本发明生产的预处理后中上清液和传统方法使用优质锌焙烧矿生产的中上清液相比，净化锌粉单耗减少4.53kg /吨锌锭。

4、整个预处理过程，除砷率99.11wt%、除锑率99.98wt%、除锗率97.98wt%、除二氧化硅率98.57wt%、锌直收率大于99.5wt%。

Claims (5)

1.一种净化湿法炼锌中上清液杂质的预处理方法，其特征在于，包括浸出、预处理Ⅰ、预处理Ⅱ、预处理Ⅲ、预处理Ⅳ、固液分离步骤，具体步骤如下：

A、浸出：向高杂质锌矿湿法炼锌酸性浸出矿浆中加入锰粉进行中性浸出并浓缩，得到高杂质中上清液和底流；中性浸出的液固比为8~9:1，浸出温度为85~90℃、浸出时间40~50min、终点pH=5.0；按每立方酸性矿浆均匀加入0.8~1.0kg的锰粉；所述锰粉为二氧化锰粉末；

B、预处理Ⅰ：将高杂质中上清液导入缓冲槽Ⅰ，并同时在缓冲槽Ⅰ的入液口均匀加入硫酸亚铁，使其在缓冲槽Ⅰ内随着溶液的流动充分混合溶解，得到溶液Ⅰ；硫酸亚铁的加入量为中上清液中砷、锑、锗合计量的15~20倍；

C、预处理Ⅱ：将溶液Ⅰ导入缓冲槽Ⅱ，并同时在缓冲槽Ⅱ的入液口均匀加入双氧水，使其在缓冲槽Ⅱ内随着溶液的流动充分混合并发生化学反应，得到溶液Ⅱ；双氧水的加入量为预处理Ⅰ步骤所加硫酸亚铁量的15~20wt%；

D、预处理Ⅲ：将溶液Ⅱ导入缓冲槽Ⅲ，并同时在缓冲槽Ⅲ的入液口均匀加入石灰乳，使溶液Ⅱ的酸度调整到pH=5.2~5.4，得到溶液Ⅲ；石灰乳的加入量以溶液Ⅲ中的全铁小于0.01g/L为准；

E、预处理Ⅳ：将溶液Ⅲ导入缓冲槽Ⅳ，并同时在缓冲槽Ⅳ的入液口均匀按1.0~1.2kg/m³溶液Ⅲ的量加入硅净化及过滤性能改善剂，得到溶液Ⅳ；所述硅净化及过滤性能改善剂包括：30~50wt%的锅炉煤渣粉、30~50wt%的锯木粉和10~30wt%的粉末牛胶，前述各原料均匀混合且质量百分比之和不大于100%；

F、固液分离：将溶液Ⅳ导入带搅拌机的储槽内，溶液Ⅳ在储槽内边搅拌边进行液固分离，得到作为锌粉净化前液的预处理后中上清液和预处理后渣。

2.根据权利要求1所述净化湿法炼锌中上清液杂质的预处理方法，其特征在于，所述锅炉煤渣粉干燥无水分且过60~100目筛，所述锯木粉干燥无水分且过30~60目筛。

3.根据权利要求1所述净化湿法炼锌中上清液杂质的预处理方法，其特征在于，所述预处理Ⅱ步骤中双氧水的加入量以溶液Ⅱ中的二价铁小于0.01g/L为准。

4.根据权利要求1所述净化湿法炼锌中上清液杂质的预处理方法，其特征在于，所述预处理Ⅲ步骤中石灰乳的浓度为20~25wt%。

5.根据权利要求1所述净化湿法炼锌中上清液杂质的预处理方法，其特征在于，还包括水洗分离步骤，所述水洗分离步骤是将预处理后渣在40~50℃的条件下与水按液固比3~4:1搅拌洗涤时间20~30min，然后液固分离Ⅱ得到送浸出步骤做调浆液的洗水和送回转窑挥发综合回收有价金属的水洗后预处理渣。

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