CN110972479B - 一种两次浸提法生产氧化锌的方法 - Google Patents
一种两次浸提法生产氧化锌的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN110972479B CN110972479B CN201980002439.9A CN201980002439A CN110972479B CN 110972479 B CN110972479 B CN 110972479B CN 201980002439 A CN201980002439 A CN 201980002439A CN 110972479 B CN110972479 B CN 110972479B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- zinc
- leaching
- carbonate
- zinc oxide
- ammonia
- 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.)
- Active
Links
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 208
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 187
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 title claims abstract description 105
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 102
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 27
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims abstract description 37
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims abstract description 33
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims abstract description 20
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims abstract description 19
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 claims abstract description 11
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 205
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 182
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 182
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 149
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 94
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 82
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 69
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims description 68
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 65
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 63
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 61
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 claims description 59
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 52
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 52
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 50
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 49
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 claims description 49
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims description 49
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 claims description 49
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims description 46
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 46
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 claims description 45
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 42
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 claims description 42
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 42
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 claims description 42
- 239000011667 zinc carbonate Substances 0.000 claims description 31
- 229910000010 zinc carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 31
- FMRLDPWIRHBCCC-UHFFFAOYSA-L Zinc carbonate Chemical compound [Zn+2].[O-]C([O-])=O FMRLDPWIRHBCCC-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 28
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 28
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 claims description 27
- 239000011575 calcium Substances 0.000 claims description 26
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 claims description 26
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 26
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 25
- 235000004416 zinc carbonate Nutrition 0.000 claims description 25
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 20
- 229910000013 Ammonium bicarbonate Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 235000012538 ammonium bicarbonate Nutrition 0.000 claims description 15
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- IWLXWEWGQZEKGZ-UHFFFAOYSA-N azane;zinc Chemical compound N.[Zn] IWLXWEWGQZEKGZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims description 12
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims description 11
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 claims description 10
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 10
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 10
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-N carbonic acid Chemical compound OC(O)=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- GVGUFUZHNYFZLC-UHFFFAOYSA-N dodecyl benzenesulfonate;sodium Chemical compound [Na].CCCCCCCCCCCCOS(=O)(=O)C1=CC=CC=C1 GVGUFUZHNYFZLC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 7
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 7
- 229940080264 sodium dodecylbenzenesulfonate Drugs 0.000 claims description 7
- 239000013543 active substance Substances 0.000 claims description 6
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 6
- 239000013078 crystal Substances 0.000 claims description 4
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 3
- GCLGEJMYGQKIIW-UHFFFAOYSA-H sodium hexametaphosphate Chemical compound [Na]OP1(=O)OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])O1 GCLGEJMYGQKIIW-UHFFFAOYSA-H 0.000 claims description 3
- 235000019982 sodium hexametaphosphate Nutrition 0.000 claims description 3
- 239000001577 tetrasodium phosphonato phosphate Substances 0.000 claims description 3
- 230000006837 decompression Effects 0.000 claims description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 abstract description 5
- 235000014692 zinc oxide Nutrition 0.000 description 82
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 42
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 35
- 229910000069 nitrogen hydride Inorganic materials 0.000 description 23
- UOURRHZRLGCVDA-UHFFFAOYSA-D pentazinc;dicarbonate;hexahydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[OH-].[OH-].[OH-].[Zn+2].[Zn+2].[Zn+2].[Zn+2].[Zn+2].[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O UOURRHZRLGCVDA-UHFFFAOYSA-D 0.000 description 23
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 description 21
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 21
- FWABRVJYGBOLEM-UHFFFAOYSA-N diazanium;azane;carbonate Chemical compound N.[NH4+].[NH4+].[O-]C([O-])=O FWABRVJYGBOLEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 17
- 229910021511 zinc hydroxide Inorganic materials 0.000 description 16
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 description 15
- 238000005070 sampling Methods 0.000 description 12
- 229940007718 zinc hydroxide Drugs 0.000 description 12
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 11
- UGZADUVQMDAIAO-UHFFFAOYSA-L zinc hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Zn+2] UGZADUVQMDAIAO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 11
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 9
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 9
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 8
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 8
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 8
- 238000005086 pumping Methods 0.000 description 8
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 8
- 239000004110 Zinc silicate Substances 0.000 description 7
- XLYOFNOQVPJJNP-ZSJDYOACSA-N heavy water Substances [2H]O[2H] XLYOFNOQVPJJNP-ZSJDYOACSA-N 0.000 description 7
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 7
- 235000019352 zinc silicate Nutrition 0.000 description 7
- XSMMCTCMFDWXIX-UHFFFAOYSA-N zinc silicate Chemical compound [Zn+2].[O-][Si]([O-])=O XSMMCTCMFDWXIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 5
- HHICRQHZPBOQPI-UHFFFAOYSA-L diazanium;zinc;dicarbonate Chemical compound [NH4+].[NH4+].[Zn+2].[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O HHICRQHZPBOQPI-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 5
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 5
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 5
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonia chloride Chemical compound [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 4
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 4
- 238000003786 synthesis reaction Methods 0.000 description 4
- 230000002194 synthesizing effect Effects 0.000 description 4
- PTFCDOFLOPIGGS-UHFFFAOYSA-N Zinc dication Chemical compound [Zn+2] PTFCDOFLOPIGGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- ONIOAEVPMYCHKX-UHFFFAOYSA-N carbonic acid;zinc Chemical compound [Zn].OC(O)=O ONIOAEVPMYCHKX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 3
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 3
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910007661 ZnSiO3 Inorganic materials 0.000 description 2
- PRKQVKDSMLBJBJ-UHFFFAOYSA-N ammonium carbonate Chemical compound N.N.OC(O)=O PRKQVKDSMLBJBJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 description 2
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 2
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 description 2
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 238000000975 co-precipitation Methods 0.000 description 2
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 2
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 2
- 238000005261 decarburization Methods 0.000 description 2
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 2
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 2
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 2
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 230000001698 pyrogenic effect Effects 0.000 description 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 2
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000004073 vulcanization Methods 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-M Bicarbonate Chemical compound OC([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- SRONXGSXMGLHAE-UHFFFAOYSA-N C(O)(O)=O.N[Zn]N Chemical compound C(O)(O)=O.N[Zn]N SRONXGSXMGLHAE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NSEQHAPSDIEVCD-UHFFFAOYSA-N N.[Zn+2] Chemical compound N.[Zn+2] NSEQHAPSDIEVCD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 229910001308 Zinc ferrite Inorganic materials 0.000 description 1
- MUHUIJPSGRCRFX-UHFFFAOYSA-M [Zn+].C([O-])([O-])=O.[NH4+] Chemical compound [Zn+].C([O-])([O-])=O.[NH4+] MUHUIJPSGRCRFX-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000003213 activating effect Effects 0.000 description 1
- 230000032683 aging Effects 0.000 description 1
- 229940105847 calamine Drugs 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 230000000536 complexating effect Effects 0.000 description 1
- 238000010668 complexation reaction Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 230000018109 developmental process Effects 0.000 description 1
- HYJPZWOFVGWLCA-UHFFFAOYSA-N diazanium zinc carbonate Chemical compound [Zn].[NH4+].C([O-])([O-])=O.[NH4+] HYJPZWOFVGWLCA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 description 1
- 238000004134 energy conservation Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052864 hemimorphite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 230000007774 longterm Effects 0.000 description 1
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000003825 pressing Methods 0.000 description 1
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 1
- 230000001737 promoting effect Effects 0.000 description 1
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 1
- 238000010956 selective crystallization Methods 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N zinc ferrite Chemical compound O=[Zn].O=[Fe]O[Fe]=O WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CPYIZQLXMGRKSW-UHFFFAOYSA-N zinc;iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3].[Zn+2] CPYIZQLXMGRKSW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B82—NANOTECHNOLOGY
- B82Y—SPECIFIC USES OR APPLICATIONS OF NANOSTRUCTURES; MEASUREMENT OR ANALYSIS OF NANOSTRUCTURES; MANUFACTURE OR TREATMENT OF NANOSTRUCTURES
- B82Y30/00—Nanotechnology for materials or surface science, e.g. nanocomposites
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B82—NANOTECHNOLOGY
- B82Y—SPECIFIC USES OR APPLICATIONS OF NANOSTRUCTURES; MEASUREMENT OR ANALYSIS OF NANOSTRUCTURES; MANUFACTURE OR TREATMENT OF NANOSTRUCTURES
- B82Y40/00—Manufacture or treatment of nanostructures
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G9/00—Compounds of zinc
- C01G9/02—Oxides; Hydroxides
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/34—Obtaining zinc oxide
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/12—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions
- C22B3/14—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions containing ammonia or ammonium salts
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/44—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
- C01P2004/00—Particle morphology
- C01P2004/60—Particles characterised by their size
- C01P2004/64—Nanometer sized, i.e. from 1-100 nanometer
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
- C01P2006/00—Physical properties of inorganic compounds
- C01P2006/80—Compositional purity
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Nanotechnology (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Physics & Mathematics (AREA)
- Condensed Matter Physics & Semiconductors (AREA)
- General Physics & Mathematics (AREA)
- Crystallography & Structural Chemistry (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Composite Materials (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
一种两次浸提法生产氧化锌的方法,包括一次浸提步骤、任选的净化步骤、第一沉淀步骤、第二沉淀步骤、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。
Description
技术领域
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,特别涉及一种两次浸提法生产氧化锌的方法,尤其涉及从低品位氧化锌原矿出发,通过两次浸提工艺生产氧化锌的方法。
背景技术
低品位锌矿难以在生产中得到有效利用是很多国家和地区的矿业企业面临的问题。中国的锌矿总储量比较丰富,但总体上锌品位低,目前尚不能经济利用的呆矿、贫矿占据储量的很大部分,特别是有上亿吨含氧化锌3%~5%的采矿尾矿及选矿尾矿长期堆存,得不到有效利用,造成很大压力。可用的锌原料供给不足,同时大量矿源无法利用,二者矛盾突出。在这样的背景下,开发高效利用低品位氧化锌矿资源的方法对于缓解锌原料供需矛盾问题具有重要意义。
现有技术中对于低品位氧化锌矿的直接利用,主要工艺是通过火法生产次氧化锌。但是该工艺能耗高,污染大,属于应当淘汰的工艺,因此受国家产业政策的严格限制。
低品位锌矿难以在工业过程中直接作为原料使用,一般情况下需要以选矿过程将锌成分富集,以适合后续工业生产的需要。但是选矿回收率低、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。并且目前选矿主要使用浮选法,需要加入大量硫化钠进行硫化处理,硫化包裹后的锌需要经火法或加压氧化二次处理后才能直接作为生产金属锌或生产氧化锌的原料,不仅工艺繁琐,还造成严重的污染。可见现有的选矿工艺存在诸多弊端,低品位锌矿难以通过现有的选矿方式得到有效利用。
目前也有湿法提取锌矿,然后将锌成分回收的工艺。现有的代表性的湿法工艺主要包括硫酸浸出法、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;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。当锌矿品位低时,现有的湿法工艺的弊端更加突出。
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
发明要解决的问题
目前低品位氧化锌矿利用的工艺存在耗能高、收率低、造成严重环境污染、综合经济价值低等问题。本发明通过对锌矿处理工艺的改进,解决低品位锌矿利用中存在的上述问题。
用于解决问题的方案
为解决现有技术存在的问题,本公开提供一种两次浸提法生产氧化锌的方法,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;
第一沉淀步骤: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;
第二沉淀步骤: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150~1050℃,优选150~350℃;
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450~900℃的温度下进行煅烧,得到氧化锌产品。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法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:
C第一浸提剂碳酸根=(n原矿总锌-n原矿碳酸锌)×a/V第一浸提剂
其中,
C第一浸提剂碳酸根为所述第一浸提剂中的有效碳酸根的摩尔浓度,
n原矿总锌为所述含锌原矿中的锌元素的物质的量,
n原矿碳酸锌为所述含锌原矿中的碳酸锌的物质的量,
V第一浸提剂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%,有效碳酸根的质量浓度为8%~15%。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法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10g/L以上,优选10~50g/L,更优选10~25g/L。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法生产氧化锌的方法中,在所述第一沉淀步骤中加入的氧化钙和/或氢氧化钙的物质的量为所述第一浸出液中的有效碳酸根的物质的量的100%至130%,优选100%至110%。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法生产氧化锌的方法中,在所述第一沉淀步骤中加入的氧化钙和/或氢氧化钙的物质的量为:
n预处理=(n第一浸出液碳酸根-n锌氨络离子)×b
其中,n预处理为第一沉淀步骤中添加的氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量,n第一浸出液碳酸根为第一浸出液中的有效碳酸根的物质的量,n锌氨络离子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%≤b≤110%。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法生产氧化锌的方法中,在所述第二沉淀步骤中,向所述第一滤液中加入氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量与第一滤液中锌氨络离子的物质的量之比为1~1.2:2,优选1~1.1:2。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法生产氧化锌的方法中,在所述第二沉淀步骤中,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。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法生产氧化锌的方法中,在所述加压结晶步骤中,结晶压力为0.3~0.6MPa。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法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℃的温度下进行。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法生产氧化锌的方法中,向所述第二沉淀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。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法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:
收集碳酸铵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。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法生产氧化锌的方法中,在所述加压结晶步骤中,在向所述第二浸出液中通入加压的二氧化碳之前,先向所述第二浸出液中加入活性剂。
在本公开进一步的实施方案提供的两次浸提法生产氧化锌的方法中,所述活性剂为选自六偏磷酸钠、十二烷基苯磺酸钠中的一种或多种。
发明的效果
本公开实现了以下一方面或多方面的有利技术效果:
1)本公开首次实现了锌氨环境下的锌酸钙合成,将湿法浸出与合成工艺结合,实现了从低品位锌矿浸出液中高选择性、高收率、简单便捷地回收锌成分,并通过两次浸提回收工艺得到高纯度的氧化锌产品。
2)打破传统氨-碳铵法锌络合浸提工艺中通过加热蒸发氨而实现锌离子结晶分离的固有方法,本申请创造性地利用了碳铵-锌氨络合物体系中存在的锌氨络离子-锌离子-锌酸钙的平衡,通过促进平衡移动移动来实现锌元素的选择性结晶分离,在不破坏溶液氨环境的前提下就实现了锌成分的选择性回收,从而避免了加热蒸氨工艺耗能高、高温高压安全隐患和设备腐蚀、杂质大量共沉淀、氨挥发导致污染等多方面的弊端。
3)在二次浸提回收过程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。
4)本公开的方法适用范围广,氨-碳铵二次浸出回收工艺可以有效地对多种形式的含锌原矿进行提取和利用,得到高品质的氧化锌产品。
5)本公开的方法污染小,辅助物料可循环,解决了现有的氧化锌处理工艺辅助原料带来的环境污染的问题。
具体实施方式
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。
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。
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。
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。
名词解释
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(NH3)4]CO3(碳酸四氨合锌)、[Zn(NH3)3]CO3(碳酸三氨合锌)、[Zn(NH3)2]CO3(碳酸二氨合锌)、[Zn(NH3)]CO3(碳酸一氨合锌)等。
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+(四氨合锌离子)、[Zn(NH3)3]2+(三氨合锌离子)、[Zn(NH3)2]2+(二氨合锌离子)、[Zn(NH3)]2+(一氨合锌离子)等。
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。
“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。
化学反应式
1.一次浸提
a.氧化锌浸提
氨与碳酸氢铵作为浸提剂
ZnO+(i-1)NH3+NH4HCO3=[Zn(NH3)i]CO3+H2O(i为1至4的整数)
氨与碳酸铵作为浸提剂
ZnO+(i-2)NH3+(NH4)2CO3=[Zn(NH3)i]CO3+H2O(i为2至4的整数)
b.氢氧化锌浸提
氨与碳酸氢铵作为浸提剂
Zn(OH)2+(i-1)NH3+NH4HCO3=[Zn(NH3)i]CO3+2H2O
(i为1至4的整数)
氨与碳酸铵作为浸提剂
Zn(OH)2+(i-2)NH3+(NH4)2CO3=[Zn(NH3)i]CO3+2H2O
(i为2至4的整数)
c.碳酸锌(菱锌矿)浸提
ZnCO3+iNH3=[Zn(NH3)i]CO3(i为1至4的整数)
d.硅酸锌浸提
氨与碳酸氢铵作为浸提剂
ZnSiO3+(i-1)NH3+NH4HCO3=[Zn(NH3)i]CO3+H2O+SiO2
(i为1至4的整数)
氨与碳酸铵作为浸提剂
ZnSiO3+(i-2)NH3+(NH4)2CO3=[Zn(NH3)i]CO3+H2O+SiO2
(i为2至4的整数)
2.第一沉淀
石灰与水反应
CaO+H2O=Ca(OH)2
沉淀
Ca(OH)2+(NH4)2CO3=CaCO3↓+2NH3·H2O
Ca(OH)2+NH4HCO3=CaCO3↓+NH3+2H2O
[Zn(NH3)i]CO3+Ca(OH)2=[Zn(NH3)i](OH)2+CaCO3↓
(i为1至4的整数)
可能发生的反应:
Ca(OH)2+[Zn(NH3)i]CO3=CaCO3↓+Zn(OH)2↓+iNH3
(i为1至4的整数)
3.第二沉淀
锌酸钙合成:
2[Zn(NH3)i](OH)2+Ca(OH)2+2H2O=Ca(OH)2·2Zn(OH)2·2H2O+2iNH3
(i为1至4的整数)
共沉淀:
Ca(OH)2+[Zn(NH3)i]CO3=CaCO3↓+Zn(OH)2↓+iNH3
(i为1至4的整数)
4.一次煅烧
Ca(OH)2·2Zn(OH)2·2H2O=Ca(OH)2+2ZnO+4H2O
或
Ca(OH)2·2Zn(OH)2·2H2O=CaO+2ZnO+5H2O;
CaCO3=CaO+CO2
Ca(OH)2=CaO+H2O
5.二次浸提
ZnO+(i-2)NH3+(NH4)2CO3=[Zn(NH3)i]CO3+H2O(i为2至4的整数)
6.加压结晶
2NH3·H2O+CO2=(NH4)2CO3+H2O
3[Zn(NH3)i]CO3+3H2O=ZnCO3·2Zn(OH)2·H2O+2(NH4)2CO3+(3i-4)NH3(i为2至4的整数)
7.减压分解
(NH4)2CO3+H2O=2NH3·H2O+CO2
8.二次煅烧
ZnCO3·2Zn(OH)2·H2O=3ZnO+CO2+3H2O
具体工艺步骤
步骤1一次浸提
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。
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。
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。
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0~500%,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:
C第一浸提剂碳酸根=(n原矿总锌-n原矿碳酸锌)×a/V第一浸提剂
其中,C第一浸提剂碳酸根为第一浸提剂中有效碳酸根的摩尔浓度,n原矿总锌为含锌原矿中的锌元素的物质的量,n原矿碳酸锌为含锌原矿中的碳酸锌的物质的量,V第一浸提剂为第一浸提剂体积,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。
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。
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。
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℃下进行浸提;也可在稍高的温度下(如30~55℃)进行浸提。也可根据实际条件选择合适的温度。
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。
在一次浸提过程中,原矿中的锌元素转化为锌氨络离子(浸提过程中形成的锌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,第一浸出液可用于脱碳工艺。
浸出过程得到的第一浸出液中,锌氨络离子浓度没有特别限制,但优选浸出液中的锌氨络离子浓度(以锌元素的质量计)在10g/L以上,优选10~50g/L,更优选10~25g/L,可使工艺的处理效率最优,在后续的锌酸钙合成步骤中得到良好的收率和纯度,综合经济效益最佳。如果原始浸出的液体中锌氨络离子浓度不在优选范围内,也可任选地将浸出的液体进行浓缩或稀释,将浸出液中的锌氨络离子浓度调节为优选的10~25g/L范围。
步骤2净化
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。
步骤3第一沉淀步骤
在第一沉淀步骤中,向第一浸出液中加入氢氧化钙和/或氧化钙,搅拌反应得到沉淀(第一固体),然后过滤,得到第一固体和第一滤液。第一沉淀步骤主要是为了将第一浸出液中的部分或全部有效碳酸根沉淀除去,而大部分的锌氨络离子保留在第一滤液中。本步骤过滤得到第一滤液用于进行下一步骤,第一固体中所含的碳酸钙则可被煅烧为氧化钙和二氧化碳,实现循环利用。本步骤搅拌反应的时间优选1~2小时,既可使反应充分,又可将能耗控制在合理范围内。搅拌反应的温度优选例如15~25℃的常温。
第一沉淀步骤中加入的氢氧化钙和/或氧化钙的量,可根据实际情况具体选择。以下提出两种可供选择的方案:
第一种方案是对第一浸出液进行基本完全的脱碳,即根据第一浸出液中全部有效碳酸根的量,匹配确定第一沉淀步骤加入氧化钙和/或氢氧化钙的量,从而将第一浸出液中的有效碳酸根转化为碳酸钙沉淀。例如,优选第一沉淀步骤加入的氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量为第一浸出液中有效碳酸根的物质的量的100%至130%,更优选100%至110%。加入氧化钙和/或氢氧化钙后进行搅拌,过滤,过滤所得的第一固体主要成分为碳酸钙。如果第一浸出液中锌氨络离子浓度偏高,部分锌成分可能以氢氧化锌的形式与碳酸钙共沉淀,使得第一固体中也可能含有少量氢氧化锌。如果出现第一固体含有大量锌成分的情况,技术人员可以考虑改用第二种方案。
第二种方案是对第一浸出液进行预处理,仅将第一浸出液中的富余的有效碳酸根转化为碳酸钙沉淀(第一固体)而过滤除去,而不是将第一浸出液中的全部有效碳酸根除去。因此,在第二种方案中,可根据第一浸出液中的富余的有效碳酸根的量,匹配确定第一沉淀步骤加入氢氧化钙和/或氧化钙的量。例如,检测第一浸出液中的有效碳酸根总浓度,结合第一浸出液总体积,计算第一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,按照第二种方案,第一沉淀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:
n预处理=(n第一浸出液碳酸根-n锌氨络离子)×b
其中,n预处理为第一沉淀步骤(预处理步骤)中添加的氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量,n第一浸出液碳酸根为第一浸出液中的有效碳酸根的物质的量,n锌氨络离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%≤b≤110%。
步骤4第二沉淀步骤
第二沉淀步骤的目的是将第一滤液中的锌氨络离子转化为固体形态而沉淀下来,从而将锌成分回收。
在第二沉淀步骤中,向步骤3得到的第一滤液加入氢氧化钙和/或氧化钙,搅拌进行反应,反应中发生锌氨络离子-锌离子-氢氧化锌/锌酸钙平衡的移动,锌氨络离子分解,第一滤液中的大部分锌成分转化为沉淀。如果步骤3对第一浸出液进行了较为完全的脱碳,则本步骤搅拌反应时锌成分主要以锌酸钙的形式沉淀;如果步骤3仅将第一浸出液中的部分有效碳酸根除去,则本步骤搅拌反应时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。
反应温度没有特别限制,可以是例如15~90℃,优选20~90℃,进一步优选30~60℃;或者也优选15~25℃的反应温度,该温度范围具有无需加热、节能且减少氨挥发的优点。反应0.5~2小时(优选0.5~1小时)后即可进行过滤,无需长时间的反应和陈化过程。反应后进行过滤,过滤得到第二固体和第二滤液,可向第二滤液通入二氧化碳,然后作为第一浸提剂循环用于含锌原矿的浸提。第二固体的成分以锌酸钙为主,也可能含有一定量的碳酸钙、氢氧化锌。
本步骤中加入的氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量与第一滤液中锌氨络离子的物质的量之比优选1~1.2:2,更优选1~1.1:2。或者,本步骤也可以采取逐渐添加物料并进行观察的方式进行,逐步加入氢氧化钙和/或氧化钙,直至沉淀物不再增多为止。
步骤5一次煅烧
在本步骤中,取步骤4得到的第二固体进行煅烧,使第二固体中的锌酸钙分解;如果第二固体中含有氢氧化锌,则煅烧过程还会将氢氧化锌转化为氧化锌。煅烧温度在150~1050℃,优选150~350℃。煅烧得到的产物为混合物,如果煅烧温度在150~350℃,则煅烧产物主要成分为氧化锌和氢氧化钙,还可能有少量碳酸钙;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,故煅烧产物主要含氧化锌、氧化钙。
步骤6二次浸提
向一次煅烧步骤得到的的混合物中加入配制好的第二浸提剂,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,或氨和碳酸铵的混合水溶液,或氨、碳酸氢铵和碳酸铵的混合水溶液,优选为氨-碳酸铵水溶液,其中总氨质量浓度为6~12%,有效碳酸根质量浓度为8~15%。
在本步骤中,一次煅烧产物中的氢氧化钙(或氧化钙)与第二浸提剂中的水、有效碳酸根反应生成碳酸钙沉淀,混合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)。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。
步骤7加压结晶
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结晶沉淀。结晶压力控制为0.3~0.6MPa,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70℃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70~90℃。本步骤得到含有碱式碳酸锌晶体的浆液,送至下一步骤。
此外,如果希望控制结晶粒径以便后续得到纳米氧化锌产品,则本步骤中先向第二浸出液中加入活性剂,然后再将二氧化碳气体压入第二浸出液。活性剂优选六偏磷酸钠或十二烷基苯磺酸钠,用量优选为估算终产品质量的0.01~0.05%。
步骤8减压分解
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℃,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。
步骤9漂洗
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5~10:1,漂洗次数1~2次。
步骤10二次煅烧
将主要成分为碱式碳酸锌的第三固体干燥,然后进行煅烧,煅烧温度450~900℃。碱式碳酸锌分解,得到终产品氧化锌固体。如果步骤7中加入了活性剂,则本步骤碱式碳酸锌分解后可得到纳米氧化锌固体,其平均粒径为10~100nm。
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。
实施例1
云南某地锌矿,锌含量5.6%,原矿氧化率96.3%,该矿中的锌成分以碳酸锌为主要存在形式。
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%,碳酸根质量浓度3%)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,过滤后的液体中含锌成分(以氧化锌当量计)1.632%,液体中碳酸根质量浓度4.23%,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90.79%,总锌回收率为87.43%。
将过滤得到的含有锌氨络离子的浸出液进行净化处理。
向净化后的浸出液加入145克氧化钙,用于沉淀碳酸根,反应1小时后进行过滤。
取过滤后的液体5000毫升,加入24.5克氢氧化钙用于锌酸钙的合成,搅拌进行反应,反应1小时后进行过滤,过滤后得到以锌酸钙为主要成分的固体。
将锌酸钙固体在105℃下进行干燥2小时,再经300℃煅烧。
取80克煅烧后的固体,加入800毫升的氨-碳酸铵混合液(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。
将过滤后的滤液加热到70℃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0.5%时停止二氧化碳的加入,抽入正压过滤器进行过滤。
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℃下干燥2小时,再经800℃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%。
实施例2
重庆某地锌矿,锌含量4.7%,原矿氧化率95.52%,该矿中的锌成分以硅酸锌为主要存在形式。
取2000克氧化锌原矿,放入6000毫升的氨-碳铵混合液(氨水质量浓度10%,碳酸根质量浓度3%)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,过滤后的液体中含锌成分(以氧化锌当量计)1.367%,液体中碳酸根质量浓度3.54%,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91.35%,总锌回收率为87.26%。
将过滤得到的含有锌氨络离子的浸出液进行净化处理。
向净化后的浸出液加入145克氧化钙,用于沉淀碳酸根,反应1小时后进行过滤。
取过滤后的液体5000毫升,加入20克氢氧化钙用于锌酸钙的合成,搅拌进行反应,反应1小时后进行过滤,过滤后得到以锌酸钙为主要成分的固体。
将锌酸钙固体在105℃下进行干燥2小时,再经300℃煅烧。
取80克煅烧后的固体,放入800毫升的氨-碳酸铵混合液(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。
将过滤后的滤液加热到70℃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0.5%时停止二氧化碳的加入,抽入正压过滤器进行过滤。
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℃下干燥2小时,再经800℃煅烧2小时,所得氧化锌产品经检验分析,其中氧化锌含量99.8%。
实施例3
云南某地锌矿,锌含量5.6%,原矿氧化率96.3%,该矿中的锌成分以碳酸锌为主要存在形式。
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%,碳酸根质量浓度3%)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,过滤后的液体中含锌成分(以氧化锌当量计)1.632%,液体中碳酸根质量浓度4.23%,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90.79%,总锌回收率为87.43%。
将过滤得到的含有锌氨络离子的浸出液进行净化处理。
向净化后的浸出液加入145克氧化钙,用于沉淀碳酸根,反应1小时后进行过滤。
取过滤后的液体5000毫升,加入24.5克氢氧化钙用于锌酸钙的合成,搅拌进行反应,反应1小时后进行过滤,过滤后得到以锌酸钙为主要成分的固体。
将锌酸钙固体在105℃下进行干燥2小时,再经300℃煅烧。
取80克煅烧后的固体,加入800毫升的氨-碳酸铵混合液(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。
向过滤后的滤液加入5毫克十二烷基苯磺酸钠,将滤液加热到70℃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0.5%时停止二氧化碳的加入,抽入正压过滤器进行过滤。
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℃下干燥2小时,再经800℃煅烧2小时,所得纳米氧化锌产品经检验分析,其中氧化锌含量为99.76%,平均粒径32.1nm。
实施例4
重庆某地锌矿,锌含量4.7%,原矿氧化率95.52%,该矿中的锌成分以硅酸锌为主要存在形式。
取2000克氧化锌原矿,放入6000毫升的氨-碳铵混合液(氨水质量浓度10%,碳酸根质量浓度3%)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,过滤后的液体中含锌成分(以氧化锌当量计)1.367%,液体中碳酸根质量浓度3.54%,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91.35%,总锌回收率为87.26%。
将过滤得到的含有锌氨络离子的浸出液进行净化处理。
向净化后的浸出液加入145克氧化钙,用于沉淀碳酸根,反应1小时后进行过滤。
取过滤后的液体5000毫升,加入20克氢氧化钙用于锌酸钙的合成,搅拌进行反应,反应1小时后进行过滤,过滤后得到以锌酸钙为主要成分的固体。
将锌酸钙固体在105℃下进行干燥2小时,再经300℃煅烧。
取80克煅烧后的固体,放入800毫升的氨-碳酸铵混合液(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。
向过滤后的滤液加入5毫克十二烷基苯磺酸钠,将滤液加热到70℃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0.5%时停止二氧化碳的加入,抽入正压过滤器进行过滤。
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℃下干燥2小时,再经800℃煅烧2小时,所得纳米氧化锌产品经检验分析,其中氧化锌含量99.8%,平均粒径36.2nm。
实施例5
云南某地锌矿,锌含量11.67%,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。
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%,碳酸根质量浓度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,过滤后的液体中含锌成分(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锌带入。根据检验数据,浸提过程原矿中可溶锌回收率为91.11%,总锌回收率为86.74%。
将过滤得到的含有锌氨络离子的浸出液进行净化处理。
取净化后的浸出液5000毫升,加入195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。
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1小时后进行过滤。
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300℃煅烧2小时。经取样分析,煅烧产物中氧化锌含量为52.36%。
取200克煅烧产物,加入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%)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%。
将过滤后的滤液加热到70℃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0.5%时停止二氧化碳的加入,抽入正压过滤器进行过滤。
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℃下干燥2小时,再经800℃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%。
实施例6
重庆某地锌矿,锌含量12.93%,原矿氧化率94.82%,该矿中的锌成分以硅酸锌为主要存在形式。
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%,碳酸根质量浓度6%)中进行搅拌浸提,浸提温度50℃,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)3.681%,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%。
将过滤得到的含有锌氨络离子的浸出液进行净化处理。
取5000毫升净化后的浸出液,加入190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。
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1小时后进行过滤。
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300℃煅烧2小时。经取样分析,煅烧产物中氧化锌含量为52.51%。
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%。
将过滤后的滤液加热到70℃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0.5%时停止二氧化碳的加入,抽入正压过滤器进行过滤。
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℃下干燥2小时,再经800℃煅烧2小时,所得氧化锌产品经检验分析,其中氧化锌含量99.8%。
实施例7
云南某地锌矿,锌含量11.67%,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。
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%,碳酸根质量浓度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,过滤后的液体中含锌成分(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锌带入。根据检验数据,浸提过程原矿中可溶锌回收率为91.11%,总锌回收率为86.74%。
将过滤得到的含有锌氨络离子的浸出液进行净化处理。
取净化后的浸出液5000毫升,加入195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。
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1小时后进行过滤。
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300℃煅烧2小时。经取样分析,煅烧产物中氧化锌含量为52.36%。
取200克煅烧产物,加入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%)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%。
向过滤后的滤液加入30毫克十二烷基苯磺酸钠,将滤液加热到70℃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0.5%时停止二氧化碳的加入,抽入正压过滤器进行过滤。
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℃下干燥2小时,再经800℃煅烧2小时,所得纳米氧化锌产品经检验分析,其中氧化锌含量为99.76%,平均粒径21.6nm。
实施例8
重庆某地锌矿,锌含量12.93%,原矿氧化率94.82%,该矿中的锌成分以硅酸锌为主要存在形式。
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%,碳酸根质量浓度6%)中进行搅拌浸提,浸提温度50℃,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)3.681%,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%。
将过滤得到的含有锌氨络离子的浸出液进行净化处理。
取5000毫升净化后的浸出液,加入190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。
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1小时后进行过滤。
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300℃煅烧2小时。经取样分析,煅烧产物中氧化锌含量为52.51%。
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%。
向过滤后的滤液加入30毫克十二烷基苯磺酸钠,将滤液加热到70℃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0.5%时停止二氧化碳的加入,抽入正压过滤器进行过滤。
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℃下干燥2小时,再经800℃煅烧2小时,所得氧化锌产品经检验分析,其中氧化锌含量99.8%,平均粒径17.6nm。
以上已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,旨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 (20)
1.一种两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,所述两次浸提法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;
第一沉淀步骤: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;
第二沉淀步骤:向所述第一滤液加入氢氧化钙和/或氧化钙,搅拌,反应温度为30~60℃或15~25℃,然后过滤,得到以锌酸钙为主要成分的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150~1050℃,;
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450~900℃的温度下进行煅烧,得到氧化锌产品。
2.根据权利要求1所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,所述一次煅烧步骤的煅烧温度为150~350℃。
3.根据权利要求1所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,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:
C第一浸提剂碳酸根=(n原矿总锌-n原矿碳酸锌)×a/V第一浸提剂
其中,
C第一浸提剂碳酸根为所述第一浸提剂中的有效碳酸根的摩尔浓度,
n原矿总锌为所述含锌原矿中的锌元素的物质的量,
n原矿碳酸锌为所述含锌原矿中的碳酸锌的物质的量,
V第一浸提剂为所述第一浸提剂的体积,
a的取值范围为100%~600%;
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%。
4.根据权利要求3所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,所述a的取值范围为150%~250%。
5.根据权利要求1至4任一项所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,所述第一浸出液中的以锌元素的质量计的锌氨络离子浓度为10g/L以上。
6.根据权利要求5所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,所述第一浸出液中的以锌元素的质量计的锌氨络离子浓度为10~50g/L。
7.根据权利要求6所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,所述第一浸出液中的以锌元素的质量计的锌氨络离子浓度为10~25g/L。
8.根据权利要求1至4任一项所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,在所述一次浸提步骤中,将过滤得到的所述第一浸出液中的以锌元素的质量计的锌氨络离子的浓度调节为10~25g/L。
9.根据权利要求1至4任一项所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,在所述第一沉淀步骤中加入的氧化钙和/或氢氧化钙的物质的量为所述第一浸出液中的有效碳酸根的物质的量的100%至130%。
10.根据权利要求9所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,在所述第一沉淀步骤中加入的氧化钙和/或氢氧化钙的物质的量为所述第一浸出液中的有效碳酸根的物质的量的100%至110%。
11.根据权利要求1至4任一项所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,在所述第一沉淀步骤中加入的氧化钙和/或氢氧化钙的物质的量为:
n预处理=(n第一浸出液碳酸根-n锌氨络离子)×b
其中,n预处理为第一沉淀步骤中添加的氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量,n第一浸出液碳酸根为第一浸出液中的有效碳酸根的物质的量,n锌氨络离子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%≤b≤110%。
12.根据权利要求9所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,在所述第二沉淀步骤中,向所述第一滤液中加入氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量与第一滤液中锌氨络离子的物质的量之比为1~1.2:2。
13.根据权利要求12所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,在所述第二沉淀步骤中,向所述第一滤液中加入氢氧化钙和/或氧化钙的物质的量与第一滤液中锌氨络离子的物质的量之比为1~1.1:2。
14.根据权利要求11所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,在所述第二沉淀步骤中,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。
15.根据权利要求1至4任一项所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,在所述加压结晶步骤中,结晶压力为0.3~0.6MPa。
16.根据权利要求1至4任一项所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,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℃的温度下进行。
17.根据权利要求1至4任一项所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,向所述第二沉淀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。
18.根据权利要求1至4任一项所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,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:
收集碳酸铵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。
19.根据权利要求1至4任一项所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,在所述加压结晶步骤中,在向所述第二浸出液中通入加压的二氧化碳之前,先向所述第二浸出液中加入活性剂。
20.根据权利要求19所述的两次浸提法生产氧化锌的方法,其特征在于,所述活性剂为选自六偏磷酸钠、十二烷基苯磺酸钠中的一种或多种。
Applications Claiming Priority (9)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN2018108172659 | 2018-07-24 | ||
CN201810817516.3A CN108622927A (zh) | 2018-07-24 | 2018-07-24 | 一种利用含锌原矿生产纳米氧化锌的方法 |
CN2018108171209 | 2018-07-24 | ||
CN201810817517.8A CN108913887A (zh) | 2018-07-24 | 2018-07-24 | 一种利用含锌原矿生产氧化锌的方法 |
CN2018108175178 | 2018-07-24 | ||
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 |
CN201810817265.9A CN108862370A (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纳米氧化锌的方法 |
CN2018108175163 | 2018-07-24 | ||
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 (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN110972479A CN110972479A (zh) | 2020-04-07 |
CN110972479B true CN110972479B (zh) | 2022-05-06 |
Family
ID=69180873
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201980002439.9A Active CN110972479B (zh) | 2018-07-24 | 2019-05-27 | 一种两次浸提法生产氧化锌的方法 |
Country Status (2)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN110972479B (zh) |
WO (1) | WO2020019854A1 (zh) |
Families Citing this family (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112578077B (zh) * | 2020-11-11 | 2022-08-12 | 韶关凯鸿纳米材料有限公司 | 一种二氧化硅检测的锌回收方法 |
CN112408461B (zh) * | 2020-12-10 | 2022-08-16 | 平江县吉成科技有限责任公司 | 一种饲料级活性氧化锌的制备方法 |
CN114540638B (zh) * | 2022-01-11 | 2024-02-27 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种锌浸出液净化方法 |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS4738754B1 (zh) * | 1964-06-08 | 1972-09-30 | ||
CN88102610A (zh) * | 1988-04-30 | 1988-12-28 | 四川省自贡市化工研究设计院 | 从菱锌矿制氧化锌技术 |
CN1055766A (zh) * | 1991-05-27 | 1991-10-30 | 河北省藁城市化肥厂 | 从含锌烟道灰制取氧化锌的工艺 |
CN102849783A (zh) * | 2012-09-25 | 2013-01-02 | 四川巨宏科技有限公司 | 利用低品位氧化锌矿氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法 |
CN107099672A (zh) * | 2017-05-16 | 2017-08-29 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含锌炼钢烟尘的回收方法 |
Family Cites Families (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103145176B (zh) * | 2013-02-04 | 2015-07-08 | 唐山海港合缘锌业有限公司 | 一种利用工业含锌烟尘生产高活性空架氧化锌的方法 |
CN108862370A (zh) * | 2018-07-24 | 2018-11-23 | 重庆东群科技有限公司 | 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 |
CN108622927A (zh) * | 2018-07-24 | 2018-10-09 | 重庆东群科技有限公司 | 一种利用含锌原矿生产纳米氧化锌的方法 |
CN108866331A (zh) * | 2018-07-24 | 2018-11-23 | 重庆东群科技有限公司 | 一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产氧化锌的方法 |
CN108913887A (zh) * | 2018-07-24 | 2018-11-30 | 重庆东群科技有限公司 | 一种利用含锌原矿生产氧化锌的方法 |
-
2019
- 2019-05-27 CN CN201980002439.9A patent/CN110972479B/zh active Active
- 2019-05-27 WO PCT/CN2019/088490 patent/WO2020019854A1/zh active Application Filing
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS4738754B1 (zh) * | 1964-06-08 | 1972-09-30 | ||
CN88102610A (zh) * | 1988-04-30 | 1988-12-28 | 四川省自贡市化工研究设计院 | 从菱锌矿制氧化锌技术 |
CN1055766A (zh) * | 1991-05-27 | 1991-10-30 | 河北省藁城市化肥厂 | 从含锌烟道灰制取氧化锌的工艺 |
CN102849783A (zh) * | 2012-09-25 | 2013-01-02 | 四川巨宏科技有限公司 | 利用低品位氧化锌矿氨法脱碳生产高纯纳米氧化锌的方法 |
CN107099672A (zh) * | 2017-05-16 | 2017-08-29 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含锌炼钢烟尘的回收方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN110972479A (zh) | 2020-04-07 |
WO2020019854A1 (zh) | 2020-01-30 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN110972479B (zh) | 一种两次浸提法生产氧化锌的方法 | |
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 | |
CN110896643B (zh) | 利用含锌原矿经锌酸钙合成中间步骤生产含锌复合物或氧化锌的方法 | |
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 | |
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 | |
CN108950239A (zh) | 一种利用含锌原矿生产含锌复合物的方法 | |
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 | |
CN108862372A (zh) | 一种利用含锌原矿生产纳米氧化锌与碳酸钙复合物的方法 | |
CN110817935A (zh) | 一种利用锌的再生资源制备高纯度氧化锌的方法 | |
CN108913887A (zh) | 一种利用含锌原矿生产氧化锌的方法 | |
CN108862369B (zh) | 一种利用电解锌酸法浸出渣生产纳米氧化锌的方法 | |
CN108585026A (zh) | 一种利用含锌原矿生产纳米锌酸钙的方法 | |
CN108793227A (zh) | 一种利用含锌原矿生产纳米氧化锌的方法 | |
CN108950225B (zh) | 一种利用电解锌酸法浸出渣生产氧化锌的方法 | |
CN108622925A (zh) | 一种利用含锌原矿生产锌酸钙的方法 | |
CN110896633B (zh) | 一种生产锌酸钙的方法 | |
CN110205489B (zh) | 一种以锌酸钡合成途径处理含锌原矿的方法 | |
CN108950238A (zh) | 一种低品位含锌原矿的选矿方法 | |
CN110228816B (zh) | 一种通过锌酸锶合成步骤利用含锌原矿的方法 | |
CN110972482B (zh) | 一种低品位含锌原矿的选矿方法 | |
CN110817930A (zh) | 一种生产碳酸锌铵的方法 | |
CN108892162A (zh) | 一种利用含锌原矿生产氧化锌与碳酸钙复合物的方法 | |
CN108640146A (zh) | 一种利用含锌原矿生产纳米氧化锌的方法 |
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 | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |