CN110317957A - 一种锌精矿高铁浸出的方法 - Google Patents

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Abstract

一种锌精矿高铁浸出的方法，属于锌冶炼技术领域。将锌精矿细磨后，采用含硫酸和硫酸(亚)铁溶液进行浆化、浸出，控制浸出液固比2～8:1，初始铁离子浓度2～50g/L，初始硫酸浓度20～200g/L，氧分压100～600kPa，反应温度80～130℃。控制初始硫酸浓度和氧分压，使得精矿中锌和非黄铁矿中铁同时浸出进入溶液，浸出液中和后采用针铁矿法或赤铁矿法除铁得到高品位铁渣，浸出渣浮选热滤回收硫磺，并回收铅银渣。利用铁离子的催化作用在较低温度下实现锌的高效浸出，同时控制锌精矿中非黄铁矿中铁浸出进入溶液，实现了锌铁与铅银硫的分离，铁以单独的铁渣形式产出，可有效提高硫磺及铅银渣品位，实现资源综合利用。

Description

一种锌精矿高铁浸出的方法
技术领域
本发明属于锌冶炼技术领域，涉及一种从锌精矿，低品位复杂矿如铜锌混合矿、铜铅锌混合矿，或低品位锌精矿中提取锌的方法。
背景技术
针对传统锌冶炼过程中产出大量二氧化硫问题，二十世纪五十年代Sherritt公司提出了锌精矿加压浸出技术，硫化锌精矿直接浸出，硫以硫磺的形式进入浸出渣中，具有金属综合回收率高、反应速率快、过程中不产出二氧化硫等优点，有效解决了硫酸贮存、销售、运输等问题。1981年加拿大Trail厂首次进行了工业应用，采用一段加压浸出法处理锌精矿，并与传统工艺相结合；加拿大哈德逊湾矿冶公司是首家采用两段逆流加压浸出的企业。我国针对锌精矿加压浸出也进行了大量研究工作，并进行了工业应用。这些研究及工业生产为保证锌的浸出率多将加压浸出温度控制在150℃左右，在浸出锌的同时将铁沉淀进入渣中，溶液中铁含量可降至1～5g/L。铁沉淀进入渣中，虽简化了除铁工序，但铁主要以铁钒形式沉淀，仅少部分为赤铁矿，造成渣量较大，难与铅银分离；该渣属危险废物范畴，目前企业有采用基夫赛特炉或Ausmelt炉等处理，但处置成本高。尤其在两段逆流浸出过程中，铁在一段沉淀进入渣中，在二段高温高酸条件下又浸出进入溶液，造成铁在系统的循环以及氧气的消耗。
发明内容
本发明的目的在于在锌精矿浸出过程中，利用溶液中铁离子的催化氧化作用，实现锌铁的同时高效浸出，降低浸出过程反应温度和压力，减少浸出渣量，提高渣中铅银硫品位，可单独产出高品位的铁渣，实现锌、铁、硫、铅银的综合回收。本发明利用铁离子的催化氧化作用进行锌精矿的高铁浸出，同时控制过程中反应温度、氧分压及酸度等条件，避免铁的氧化沉淀，使精矿中锌铁同时浸出进入溶液，得到高铁高锌溶液，溶液经针铁矿或赤铁矿除铁产出高品位铁渣，可有效提高硫磺和铅银渣品位，降低了加压浸出过程中反应温度和压力，生产中较易实现，同时在浸出过程中实现了锌铁与铅银硫的有效分离，有利于资源的综合利用。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
一种锌精矿高铁浸出的方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)将锌精矿细磨，得到磨后锌精矿；
(2)将磨后锌精矿采用含硫酸溶液和铁的硫酸盐溶液浆化，得到锌精矿矿浆；
(3)将锌精矿矿浆加压浸出，得到浸出液和浸出渣；
(4)将浸出液用中和剂中和，然后液固分离，得到中和渣和中和后液；
(5)将中和后液采用针铁矿法或赤铁矿法除铁，产出高品位铁渣和除铁后液；
(6)将除铁后液净化、电积生产电锌；
(7)将浸出渣浮选热滤回收硫磺，并产出铅银渣。
本发明除另有说明的以外，所涉及的百分比、比例均以质量为基准。
进一步地，步骤(1)控制磨后锌精矿粒度为45μm以下的占90％以上。
进一步地，控制步骤(3)浸出过程中矿浆液固比2～8:1。
进一步地，控制步骤(3)锌精矿矿浆中初始铁离子浓度2～50g/L。浸出初始加入适量硫酸铁或硫酸亚铁提供适量铁离子促进锌精矿的浸出，一般控制初始铁离子浓度2～50g/L，可为外部加入的硫酸铁或硫酸亚铁固体，也可为传统热酸浸出系统产出的高铁溶液，或为本系统自产出的高铁溶液，即浸出溶液返回液等。
进一步地，控制步骤(3)锌精矿矿浆中初始硫酸浓度20～200g/L。硫酸可以来自电积系统返回的废电解液，也可以加入硫酸配制。
进一步地，步骤(3)浸出过程中鼓入氧气或压缩空气，控制氧分压100～600kPa。通过初始硫酸浓度和氧分压的控制，使得锌和非黄铁矿中铁同时浸出进入溶液，黄铁矿直接进入浸出渣中，避免氧气的消耗及系统酸量的增加。
进一步地，步骤(3)浸出反应温度80～130℃，反应时间1～8h。
进一步地，控制步骤(3)浸出反应终了的硫酸浓度为10g/L以上，避免溶液中铁沉淀。
进一步地，步骤(4)中的中和剂为锌冶炼焙砂、氧化锌烟尘、石灰中的一种或几种。
进一步地，将步骤(4)得到的中和渣返回步骤(3)加压浸出。
加压浸出过程中根据精矿性质及系统平衡后溶液成分，适当调控各物料加入比例，包括废电解液、返回溶液、硫酸(亚)铁及新水量等，控制初始铁离子浓度2～50g/L。加压浸出过程中发生主要反应如下：
ZnS+Fe2(SO4)3＝ZnSO4+2FeSO4+S°
2FeSO4+H2SO4+0.5O2＝Fe2(SO4)3+H2O
FeS+H2SO4+0.5O2＝FeSO4+S°+H2O
过程中通过降低反应温度和适度提高溶液初始酸度，避免铁的氧化沉淀；过程中鼓入氧气或压缩空气，促进铁的氧化及催化作用，提高锌铁的浸出率，产出高锌、高铁的溶液，铁60％以上浸出进入溶液，渣中铁主要以未反应的黄铁矿形式存在；降低了加压浸出过程中的能耗。
本发明通过浸出过程中控制铁的反应，避免铁的氧化沉淀，同时利用溶液中高价铁离子促进硫化物的反应。加压浸出溶液采用针铁矿法或赤铁矿法单独处理，产出高品位铁渣；加压浸出渣经浮选热滤回收硫磺，并产出铅银富集渣，实现锌、铁、硫、铅银的综合回收。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
为了更清楚的说明本发明，列举以下实例，但其对发明的范围无任何限制。
实施例1
浸出用锌精矿组成(％)：Zn47.92，Fe12.32，S31.83。
加压浸出条件为：锌精矿球磨至粒度为45μm以下的占90％以上，称取100g，浆化液固比5:1，初始铁离子浓度10g/L，初始硫酸浓度180g/L，浸出温度100℃，浸出时间5h。浸出渣率43.8％，锌浸出率为96.43％，铁浸出率为63.24％。
实施例2
浸出用锌精矿组成(％)：Zn47.41，Fe7.97，S27.93。
加压浸出条件为：锌精矿球磨至粒度为45μm以下的占90％以上，称取100g，浆化液固比5:1，初始铁离子浓度5g/L，初始硫酸浓度180g/L，浸出温度100℃，浸出时间5h，氧分压300kPa。浸出渣率44.58％，锌浸出率为96.29％，铁浸出率为72.20％。
实施例3
浸出用锌精矿组成(％)：Zn39.52，Fe14.36，S29.03。
加压浸出条件为：锌精矿球磨至粒度为45μm以下的占90％以上，称取100g，浆化液固比4:1，初始铁离子浓度5g/L，初始硫酸浓度180g/L，浸出温度110℃，浸出时间4h，氧分压300kPa。锌浸出率为95.87％，铁浸出率为61.32％。

Claims (10)

1.一种锌精矿高铁浸出的方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)将锌精矿细磨，得到磨后锌精矿；
(2)将磨后锌精矿采用含硫酸溶液和铁的硫酸盐溶液浆化，得到锌精矿矿浆；
(3)将锌精矿矿浆加压浸出，得到浸出液和浸出渣；
(4)将浸出液用中和剂中和，然后液固分离，得到中和渣和中和后液；
(5)将中和后液采用针铁矿法或赤铁矿法除铁，产出高品位铁渣和除铁后液；
(6)将除铁后液净化、电积生产电锌；
(7)将浸出渣浮选热滤回收硫磺，并产出铅银渣。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)控制磨后锌精矿粒度为45μm以下的占90％以上。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，控制步骤(3)浸出过程中矿浆液固比2～8:1。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，控制步骤(3)锌精矿矿浆中初始铁离子浓度2～50g/L。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，控制步骤(3)锌精矿矿浆中初始硫酸浓度20～200g/L。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)浸出过程中鼓入氧气或压缩空气，控制氧分压100～600kPa。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)浸出反应温度80～130℃，反应时间1～8h。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，控制步骤(3)浸出反应终了的硫酸浓度为10g/L以上。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)中的中和剂为锌冶炼焙砂、氧化锌烟尘、石灰中的一种或几种。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，将步骤(4)得到的中和渣返回步骤(3)加压浸出。
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Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111876612A (zh) * 2020-07-14 2020-11-03 矿冶科技集团有限公司 一种含锌含铁酸性溶液的处理方法
CN116812874A (zh) * 2023-08-30 2023-09-29 昆明理工大学 一种湿法炼锌高硫渣高效回收硫磺和锌银的方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1584072A (zh) * 2004-05-25 2005-02-23 云南冶金集团总公司 高铁硫化锌精矿的加压自催化选择性浸出方法
US20100034716A1 (en) * 2008-08-07 2010-02-11 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Separation method for zinc sulfide
CN102134654A (zh) * 2010-01-21 2011-07-27 云南冶金集团股份有限公司 硫化锌精矿的处理方法
JP2012057234A (ja) * 2010-09-10 2012-03-22 Akita Univ 金属の浸出方法
CN103952572A (zh) * 2014-05-22 2014-07-30 北京矿冶研究总院 一种加压浸出优化湿法炼锌热酸浸出工艺的方法
CN109022759A (zh) * 2017-06-12 2018-12-18 北京有色金属研究总院 一种回收锌氧压浸出渣中锌和铁的方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1584072A (zh) * 2004-05-25 2005-02-23 云南冶金集团总公司 高铁硫化锌精矿的加压自催化选择性浸出方法
US20100034716A1 (en) * 2008-08-07 2010-02-11 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Separation method for zinc sulfide
CN102134654A (zh) * 2010-01-21 2011-07-27 云南冶金集团股份有限公司 硫化锌精矿的处理方法
JP2012057234A (ja) * 2010-09-10 2012-03-22 Akita Univ 金属の浸出方法
CN103952572A (zh) * 2014-05-22 2014-07-30 北京矿冶研究总院 一种加压浸出优化湿法炼锌热酸浸出工艺的方法
CN109022759A (zh) * 2017-06-12 2018-12-18 北京有色金属研究总院 一种回收锌氧压浸出渣中锌和铁的方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
翟秀静: "《重金属冶金学》", 31 December 2011 *

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111876612A (zh) * 2020-07-14 2020-11-03 矿冶科技集团有限公司 一种含锌含铁酸性溶液的处理方法
CN116812874A (zh) * 2023-08-30 2023-09-29 昆明理工大学 一种湿法炼锌高硫渣高效回收硫磺和锌银的方法
CN116812874B (zh) * 2023-08-30 2023-11-17 昆明理工大学 一种湿法炼锌高硫渣高效回收硫磺和锌银的方法

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