CN111363917B - 一种高硅锌焙矿的处理方法 - Google Patents

一种高硅锌焙矿的处理方法 Download PDF

Info

Publication number
CN111363917B
CN111363917B CN202010217121.7A CN202010217121A CN111363917B CN 111363917 B CN111363917 B CN 111363917B CN 202010217121 A CN202010217121 A CN 202010217121A CN 111363917 B CN111363917 B CN 111363917B
Authority
CN
China
Prior art keywords
leaching
neutral
acid
ore pulp
low
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
Application number
CN202010217121.7A
Other languages
English (en)
Other versions
CN111363917A (zh
Inventor
吴钧
陈国木
杨全胜
周中华
李国峰
王娜
吴海艳
施洪波
李洪福
刘建平
张少博
高文键
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.)
YUNNAN YUNTONG ZINC CO Ltd
Original Assignee
YUNNAN YUNTONG ZINC 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 YUNNAN YUNTONG ZINC CO Ltd filed Critical YUNNAN YUNTONG ZINC CO Ltd
Priority to CN202010217121.7A priority Critical patent/CN111363917B/zh
Publication of CN111363917A publication Critical patent/CN111363917A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN111363917B publication Critical patent/CN111363917B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • 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
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C02—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F9/00—Multistage treatment of water, waste water or sewage
    • 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
    • C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • 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
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • 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
    • C02—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F1/00—Treatment of water, waste water, or sewage
    • C02F1/001—Processes for the treatment of water whereby the filtration technique is of importance
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C02—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F1/00—Treatment of water, waste water, or sewage
    • C02F1/52—Treatment of water, waste water, or sewage by flocculation or precipitation of suspended impurities
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C02—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F1/00—Treatment of water, waste water, or sewage
    • C02F1/72—Treatment of water, waste water, or sewage by oxidation
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C02—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F1/00—Treatment of water, waste water, or sewage
    • C02F2001/007—Processes including a sedimentation step
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C02—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F—TREATMENT OF WATER, WASTE WATER, SEWAGE, OR SLUDGE
    • C02F2103/00—Nature of the water, waste water, sewage or sludge to be treated
    • C02F2103/16—Nature of the water, waste water, sewage or sludge to be treated from metallurgical processes, i.e. from the production, refining or treatment of metals, e.g. galvanic wastes
    • 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)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Hydrology & Water Resources (AREA)
  • Water Supply & Treatment (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种高硅锌焙矿的处理方法，包括：配制中性浸出前液；将所述浸出前液与焙矿进行中性浸出，得到中性浸出矿浆；向所述中性浸出矿浆中加入第一絮凝剂后，进入第一浓密机中处理，得到中上清和中底流；将所述中底流与电解废液混合，并加入第一氧化剂后进行弱酸浸出，得到弱酸浸出矿浆；将所述弱酸浸出矿浆与电解废液进行低酸浸出，得到低酸浸出矿浆；向所述低酸浸出矿浆加入第二絮凝剂后，进入第二浓密机中处理，得到酸上清和酸底流；将所述酸底流经过滤后，得到锌浸出渣。本发明解决了现有高硅锌焙矿处理时中性浸出矿浆沉降困难、中上清率低、成本高的问题。

Description

一种高硅锌焙矿的处理方法
技术领域
本发明涉及湿法炼锌工艺领域，尤其涉及一种高硅锌焙矿的处理方法。
背景技术
在常规湿法炼锌工艺流程中锌焙矿先经过中性浸出，产出中上清和中底流，中底流再经过弱酸浸出，产出的锌浸出渣去火法处理，弱酸浸出后液返回中性浸出作为其前液。锌焙矿含硅通常低于3％，含硅升高后会导致中性浸出矿浆沉降困难，中上清率偏低，严重影响后续工序的生产，同时有价金属浸出率低，锌浸出渣渣率大，严重加重锌浸出渣后续处理成本。为了降低硅对常规湿法炼锌工艺流程的影响，炼锌厂只能采购低硅锌精矿，导致大量高硅锌资源无法利用。尽管在锌价高的时候，高硅锌精矿采用火法预处理变成氧化锌粉再回到常规湿法炼锌工艺流程处理或在浸出时加入脱硅剂，实现高硅锌资源的利用，但不同程度的存在成本高、工艺复杂的缺点，并且难以实现规模化生产。
因此，现有技术还有待于改进和发展。
发明内容
鉴于上述现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种高硅锌焙矿的处理方法，旨在解决现有湿法炼锌工艺中处理高硅锌精矿存在成本高的问题。
一种高硅锌焙矿的处理方法，其中，包括：
配制中性浸出前液；
将所述中性浸出前液与焙矿进行中性浸出，得到中性浸出矿浆；
向所述中性浸出矿浆中加入第一絮凝剂后，进入第一浓密机中处理，得到中上清和中底流；
将所述中底流与电解废液混合，并加入第一氧化剂后进行弱酸浸出，得到弱酸浸出矿浆；
将所述弱酸浸出矿浆与电解废液混合后进行低酸浸出，得到低酸浸出矿浆；
向所述低酸浸出矿浆中加入第二絮凝剂后，进入第二浓密机中处理，得到酸上清和酸底流；
将所述酸底流经过滤后，得到锌浸出渣；
其中，所述中性浸出的pH为3.8-4.4；
所述弱酸浸出的pH为2.0-3.0；
所述低酸浸出的酸度为10-20g/L。
所述的高硅锌焙矿的处理方法，其中，所述第一氧化剂为二氧化锰或氧气。
所述的高硅锌焙矿的处理方法，其中，所述第一絮凝剂和所述第二絮凝剂均为聚丙烯酰胺类絮凝剂。
所述的高硅锌焙矿的处理方法，其中，所述中性浸出前液的酸度为50-80g/L。
所述的高硅锌焙矿的处理方法，其中，所述中性浸出前液的含铁量为1.0-1.5g/L。
所述的高硅锌焙矿的处理方法，其中，配制中性浸出前液后还包括：向所述中性浸出前液中加入第二氧化剂。
所述的高硅锌焙矿的处理方法，其中，所述第二氧化剂为二氧化锰。
所述的高硅锌焙矿的处理方法，其中，所述中性浸出的过程中，向所述中性浸出前液中添加废电解液，控制所述中性浸出的pH。
所述的高硅锌焙矿的处理方法，其中，所述弱酸浸出的温度为80-85℃。
所述的高硅锌焙矿的处理方法，其中，所述中性浸出在至少5个连续反应槽中进行；所述弱酸浸出在至少4个连续反应槽中进行；所述低酸浸出在至少2个连续反应槽中进行。
有益效果：本发明提供一种高硅锌焙矿的处理方法，在中性浸出过程中，控制中性浸出的pH值能够减少硅酸盐溶解，避免硅酸的大量生成影响中性浸出矿浆的沉降，从而提高中性浸出的中上清率；在弱酸浸出过程中，控制中性浸出矿浆pH使硅酸盐溶解，脱水后转化成不溶于酸的SiO2；在低酸浸出过程中，通过控制酸度使铁不被浸出，并进一步提高有价金属的浸出率、降低锌浸出渣渣率。本高硅锌焙矿的处理方法不改变常规湿法炼锌流程，且具有工艺调整简单、节省投资、见效快的优点。
具体实施方式
本发明提供高硅锌焙矿的处理方法，为使本发明的目的、技术方案及效果更加清楚、明确，以下对本发明进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
一种高硅锌焙矿的处理方法，其中，包括：
配制中性浸出前液；
将所述中性浸出前液与焙矿进行中性浸出，得到中性浸出矿浆；
向所述中性浸出矿浆中加入第一絮凝剂后，进入第一浓密机中处理，得到中上清和中底流；
将所述中底流与电解废液混合，并加入第一氧化剂后进行弱酸浸出，得到弱酸浸出矿浆；
将所述弱酸浸出矿浆与电解废液混合后进行低酸浸出，得到低酸浸出矿浆；
向所述低酸浸出矿浆中加入第二絮凝剂后，进入第二浓密机中处理，得到酸上清和酸底流；
将所述酸底流经过滤后，得到锌浸出渣；
其中，所述中性浸出的pH为3.8-4.4；
所述弱酸浸出的pH为2.0-3.0；
所述低酸浸出的酸度为10-20g/L。
本发明提供一种高硅锌焙矿的处理方法，在中性浸出过程中，控制中性浸出的pH值减少硅酸盐溶解，避免硅酸的大量生成影响中性浸出矿浆的沉降，提高中性浸出的中上清率；在弱酸浸出过程中，控制中性浸出矿浆pH使硅酸盐溶解并脱水转化成不溶于酸的SiO2；在低酸浸出过程中，通过控制酸度使铁不被浸出，进一步提高有价金属的浸出率、降低锌浸出渣渣率。本高硅锌焙矿的处理方法不改变常规湿法炼锌流程，且具有工艺调整简单、节省投资、见效快的优点。
可见，本发明所述高硅锌焙矿的处理方法解决现有工艺技术存在的中性浸出矿浆沉降困难、中上清率偏低、有价金属浸出率低、锌浸出渣渣率大等问题。
本发明所述中性浸出的目的是通过控制浸出过程中的pH，从而形成易于沉降的沉淀物(Fe2(SiO3)3·nH2O)。
本发明所述中性浸出的pH为3.8-4.4。基于硅酸盐的化学特性，溶液pH值越低硅酸盐越容易溶解(MeSiO3+2H++(n-1)H2O→Me2++SiO2·nH2O)，因此，本发明通过降低中性浸出反应的始酸，从而减少硅酸盐的浸出，避免硅酸的大量生成影响中性浸出矿浆的沉降。同时，由于SiO2·nH2O是胶体且在pH值大于2.0时带负电荷，而Fe(OH)3·nH2O胶体带正电荷成为凝聚剂能使SiO2·nH2O胶体凝聚成颗粒紧密、易于沉降的沉淀物(Fe2(SiO3)3·nH2O)。
本发明配制中性浸出前液是为了避免单独使用电解废液进行中性浸出导致始酸太高硅酸盐被大量溶解形成难以沉降的硅胶。在本发明的一个实施方式中，所述中性浸出前液的酸度为50-80g/L。具体地，将电解废液与中性浸出前液混合后再进行中性浸出。
在本发明的一个实施方式中，所述中性浸出的过程中，通过向所述中性浸出前液添加废电解液(湿法炼锌过程中产生的废电解液)控制所述中性浸出的pH。废电解液的始酸偏高，造成硅酸盐的溶解，形成胶体，会影响中性浸出的效果。基于此，本发明将所述废电解液用作中性浸出的pH调节剂。具体地，将中性浸出前液和废电解液预先混合，再添加到中性浸出的连续反应槽中，实现对中性浸出的pH的调控。本发明能够充分利用湿法炼锌产生的废电解液，不仅能够实现调控中性浸出的pH，还能够提高经济效益。
在本发明的一个实施方式中，所述中性浸出前液的含铁量为1.0-1.5g/L。本发明中所述中性浸出前液中含铁1.0-1.5g/L，既满足少量不可控的硅酸盐被溶解时有足够的凝聚剂使少量的硅酸凝聚成颗粒紧密、易于沉降的沉淀物而又不会生成大量的铁渣。
在本发明的一个实施方式中，配制中性浸出前液后还包括：向所述中性浸出前液中加入第二氧化剂。本发明所述第二氧化剂是一种具有氧化性质的化学物质，其目的是保证所配制的中性浸出前液中的铁离子处于高价态，即三价铁离子。
本发明所述第二氧化剂可以是不对浸出工艺以及湿法炼锌工艺产生不良影响的化学氧化物，例如不会产生杂质影响湿法炼锌的品质。在本发明的一个实施方式中，所述第二氧化剂为二氧化锰。
本发明中所述弱酸浸出是向所述中底流添加入第一氧化剂，将中底流中亚铁氧化为三价铁，在一定的温度下最终生成Fe2O3和不溶于酸的SiO2的过程。当然，中底流中还可以添加一定量的废电解液达到调节pH目的。
具体地，所述弱酸浸出的pH为2.0-3.0，其目的是控制中底流中的硅酸盐的缓慢溶解。
所述第一氧化剂是用于保证弱酸浸出过程中铁离子为高价态的铁离子。具体地，在弱酸浸出过程中由于焙矿含有一定量的不溶硫，会导致部分铁以亚铁的形态被浸出，往弱酸浸出加入第一氧化剂，亚铁氧化成三价铁并且缓慢水解成Fe(OH)3·nH2O，Fe(OH)3·nH2O胶体作为凝聚剂不断吸附缓慢溶解出来的SiO2·nH2O凝聚成颗粒紧密、易于沉降的沉淀物(Fe2(SiO3)3·nH2O)。
本发明所述第一氧化剂是具有氧化性的化学物质，在本发明的一个实施方式中，所述第一氧化剂为二氧化锰或氧气。此外，所述第一氧化剂还可以是双氧水、锰酸盐等。
本发明中弱酸浸出的温度是用于实现使产生的Fe2(SiO3)3·nH2O沉淀物发生缓慢的脱水反应，最终生成Fe2O3和不溶于酸的SiO2。在本发明的一个实施方式中，所述弱酸浸出的温度为80-85℃。
本发明所述低酸浸出的目的是进一步提高有价金属的浸出率、降低锌浸出渣渣率。具体是，将所述弱酸浸出矿浆与电解废液混合后进行低酸浸出，得到低酸浸出矿浆。其中，添加电解废液具有调节pH的作用。
本发明所述低酸浸出的酸度控制在10-20g/L。通过控制所述低酸浸出的酸度为10-20g/L，能够保证铁尽量不被浸出的条件下(酸上清含铁≤2g/L)，进一步提高有价金属的浸出率、降低锌浸出渣渣率。同时，在弱酸浸出时因反应时间不足尚未完成脱水反应的Fe2(SiO3)3·nH2O进一步加速反应，最终得到易于沉降过滤的矿浆。
在本发明的一个实施方式中，所述中性浸出在至少5个连续反应槽中进行；所述弱酸浸出在至少4个连续反应槽中进行；所述低酸浸出在至少2个连续反应槽中进行。
具体地，所述中性浸出在多个连续反应槽中进行，反应时间2h，槽子个数不少于5个，中性浸出前液和焙矿依次进入第一个槽子至最后一个槽子完成中性浸出。特别地，除最后一个槽子出口pH根据中上清含铁控制外，其余槽子pH值用电解废液控制在3.8-4.4，其目的也是为了降低中性浸出的始酸，避免大量的硅酸盐溶解生成硅酸。
所述弱酸浸出在多个连续反应槽中进行，反应时间2h，槽子个数不少于4个，pH值控制在2.0-3.0，温度控制在80-85℃。
所述低酸浸出在多个连续反应槽中进行，反应时间1h，槽子个数不少于2个，酸度控制在10-20g/L。
进一步地，每个所述连续反应槽的pH不同，具体地，按照浸出的先后顺序，连续反应槽的pH依次递增。
本发明所述第一絮凝剂和所述第二絮凝剂的作用是提高浸出矿浆在浓密机中形成上清和底流的效果。本发明中所述第一絮凝剂和所述第二絮凝剂可以是同一种絮凝剂也可以是不同的絮凝剂。在本发明的一个实施方式中，所述第一絮凝剂和所述第二絮凝剂均为聚丙烯酰胺类絮凝剂。
本发明中第一浓密机和所述第二浓密机使浸出矿浆能够快速形成底流和上清。本发明中所述第一浓密机和所述第二浓密机可以同种型号的浓密机也可以是不同型号的浓密机。具体地，所述第一浓密机为中性浓密机，所述第二浓密机为酸性浓密机。
本发明不改变常规湿法炼锌工艺流程，通过控制中性浸出前液酸度和采用多个连续反应槽降低反应始酸，同时采用pH值控制终酸，实现硅酸盐在中性浸出时尽量少溶解，而在弱酸浸出时缓慢溶解并在第一氧化剂作用下转化成不溶于酸的二氧化硅晶体；增加一道低酸浸出工序在控制铁尽量不被浸出的条件下进一步促进有价金属的浸出。本发明解决了高硅锌焙矿中性浸出矿浆沉降困难、中上清率低的问题，同时有价金属浸出率高、锌浸出渣渣率小，工艺调整简单、投资省、见效快。
下面通过具体的实施例对本发明的技术方案进行说明。
实施例1
提供一种焙矿：按重量百分比计，所述焙矿含锌55.01％，含铜0.56％，含SiO24.00％；
配制中性浸出前液：采用硫酸和硫酸亚铁配制中性浸出前液，并添加过量二氧化锰粉末把铁氧化成三价；所述中性浸出前液含酸80g/L，含铁1.0g/L；
中性浸出：将中性浸出前液与焙矿在5个连续反应槽进行浸出反应，得到中性浸出矿浆；其中，反应时间2h，前面4个连续反应槽出口pH值分别控制3.8、3.9、3.9、4.0，最后一个槽子出口pH控制4.2，取中性浸出矿浆做沉降实验得到中上清和中底流，5min沉降后中上清率为83.24％；
弱酸浸出：将得到的中底流加入氧化剂二氧化锰粉末后在4个连续反应槽中进行弱酸浸出，得到弱酸浸出矿浆；其中，弱酸浸出时间2h，依据弱酸浸出顺序，槽子出口pH值分别控制为2.4、2.5、2.6、2.8，温度分别为82、83、84、84℃，二氧化锰粉末加入量为10kg/每吨焙矿；
低酸浸出：将所述弱酸浸出矿浆与电解废液在2个连续反应槽中进行低酸浸出，得到低酸浸出矿浆；其中，低酸浸出反应时间为1小时，低酸浸出酸度控制18g/L；
取低酸浸出矿浆做沉降实验，5min沉降后酸上清率为68.32％，酸底流过滤速度0.1313m3/(m2·h)，锌浸出渣相对于焙矿的渣率为38.97％，锌、铜相对于焙矿的浸出率分别为85.09％、65.21％，酸上清含铁1.78g/L，返回配制中性浸出前液，可以减少硫酸亚铁采购成本。
实施例2
提供一种焙矿：按重量百分比计，所述焙矿含锌52.63％，含铜1.03％，含SiO25.55％；
配制中性浸出前液：采用硫酸和硫酸亚铁配制中性浸出前液，并添加过量二氧化锰粉末把铁氧化成三价；所述中性浸出前液含酸75g/L，含铁1.2g/L；
中性浸出：将中性浸出前液与焙矿在5个连续反应槽进行浸出反应，得到中性浸出矿浆；其中，反应时间2h，前面4个连续反应槽出口pH值分别控制3.8、4.0、4.0、4.1，最后一个槽子出口pH控制4.3，取中性浸出矿浆做沉降实验得到中上清和中底流，5min沉降后中上清率为81.29％；
弱酸浸出：将得到的中底流加入氧化剂二氧化锰粉末后在4个连续反应槽中进行弱酸浸出，得到弱酸浸出矿浆；其中，弱酸浸出时间2h，依据弱酸浸出顺序，槽子出口pH值分别控制为2.4、2.5、2.7、2.8，温度分别为82、83、84、84℃，二氧化锰粉末加入量为10kg/每吨焙矿；
低酸浸出：将所述弱酸浸出矿浆与电解废液在2个连续反应槽中进行低酸浸出，得到低酸浸出矿浆；其中，低酸浸出反应时间为1小时，低酸浸出酸度控制13g/L；
取低酸浸出矿浆做沉降实验，5min沉降后酸上清率为65.72％，酸底流过滤速度0.1212m3/(m2·h)，锌浸出渣相对于焙矿的渣率为39.86％，锌、铜相对于焙矿的浸出率分别为84.38％、58.98％，酸上清含铁1.23g/L，返回配制中性浸出前液，可以减少硫酸亚铁采购成本。
实施例3
提供一种焙矿：按重量百分比计，所述焙矿含锌53.76％，含铜0.61％，含SiO26.68％；
配制中性浸出前液：采用硫酸和硫酸亚铁配制中性浸出前液，并添加过量二氧化锰粉末把铁氧化成三价；所述中性浸出前液含酸70g/L，含铁1.5g/L；
中性浸出：将中性浸出前液与焙矿在5个连续反应槽进行浸出反应，得到中性浸出矿浆；其中，反应时间2h，前面4个连续反应槽出口pH值分别控制3.9、4.0、4.0、4.1，最后一个槽子出口pH控制4.3，取中性浸出矿浆做沉降实验得到中上清和中底流，5min沉降后中上清率为80.74％；
弱酸浸出：将得到的中底流加入氧化剂二氧化锰粉末后在5个连续反应槽中进行弱酸浸出，得到弱酸浸出矿浆；其中，弱酸浸出时间2h，依据弱酸浸出顺序，槽子出口pH值分别控制为2.5、2.5、2.7、2.8、2.8，温度分别为82、83、84、84、85℃，二氧化锰粉末加入量为10kg/每吨焙矿；
低酸浸出：将所述弱酸浸出矿浆与电解废液在2个连续反应槽中进行低酸浸出，得到低酸浸出矿浆；其中，低酸浸出反应时间为1小时，低酸浸出酸度控制20g/L；
取低酸浸出矿浆做沉降实验，5min沉降后酸上清率为63.42％，酸底流过滤速度0.1159m3/(m2·h)，锌浸出渣相对于焙矿的渣率为40.61％，锌、铜相对于焙矿的浸出率分别为86.75％、61.28％，酸上清含铁1.78g/L，返回配制中性浸出前液，可以减少硫酸亚铁采购成本。
上述的实施例中，焙矿含硅均已超过了常规湿法炼锌工艺的正常要求(≤3％)，但中性浸出矿浆沉降快，中上清率高，有价金属的浸出率高，锌浸出渣渣率小，解决了现有工艺技术存在的问题。
综上所述，本发明一种高硅锌焙矿的处理方法，是根据硅酸盐的化学特性在浸出过程中控制不同的pH值和采用加氧化剂的方法在连续浸出的条件下控制硅酸盐的转化，使中性浸出矿浆能正常沉降并且提高中上清率，而在弱酸浸出时硅酸盐溶解并转化成不溶于酸的晶体。另外通过增加低酸浸出在控制铁尽量不被浸出的条件下进一步提高有价金属的浸出率、降低锌浸出渣渣率，同时得到易于沉降过滤的矿浆。本工艺不改变常规湿法炼锌流程，工艺调整简单、投资省、见效快。
应当理解的是，本发明的应用不限于上述的举例，对本领域普通技术人员来说，可以根据上述说明加以改进或变换，所有这些改进和变换都应属于本发明所附权利要求的保护范围。

Claims (8)

1.一种高硅锌焙矿的处理方法，其特征在于，包括：
配制中性浸出前液；
将所述中性浸出前液与焙矿进行中性浸出，得到中性浸出矿浆；
向所述中性浸出矿浆中加入第一絮凝剂后，进入第一浓密机中处理，得到中上清和中底流；
将所述中底流与电解废液混合，并加入第一氧化剂后进行弱酸浸出，得到弱酸浸出矿浆；
将所述弱酸浸出矿浆与电解废液混合后进行低酸浸出，得到低酸浸出矿浆；向所述低酸浸出矿浆中加入第二絮凝剂后，进入第二浓密机中处理，得到酸上清和酸底流；
将所述酸底流经过滤后，得到锌浸出渣；
其中，所述中性浸出前液的酸度为50-80g/L；
所述中性浸出的pH为3.8-4.4；
所述弱酸浸出的pH为2.0-3.0；
所述低酸浸出的酸度为10-20g/L；
所述中性浸出在至少5个连续反应槽中进行；所述弱酸浸出在至少4个连续反应槽中进行；所述低酸浸出在至少2个连续反应槽中进行。
2.根据权利要求1所述的高硅锌焙矿的处理方法，其特征在于，所述第一氧化剂为二氧化锰或氧气。
3.根据权利要求1所述的高硅锌焙矿的处理方法，其特征在于，所述第一絮凝剂和所述第二絮凝剂均为聚丙烯酰胺类絮凝剂。
4.根据权利要求1所述的高硅锌焙矿的处理方法，其特征在于，所述中性浸出前液的含铁量为1.0-1.5g/L。
5.根据权利要求1所述的高硅锌焙矿的处理方法，其特征在于，配制中性浸出前液后还包括：向所述中性浸出前液中加入第二氧化剂。
6.根据权利要求5所述的高硅锌焙矿的处理方法，其特征在于，所述第二氧化剂为二氧化锰。
7.根据权利要求1所述的高硅锌焙矿的处理方法，其特征在于，所述中性浸出的过程中，向所述中性浸出前液中添加废电解液，控制所述中性浸出的pH。
8.根据权利要求1所述的高硅锌焙矿的处理方法，其特征在于，所述弱酸浸出的温度为80-85℃。
CN202010217121.7A 2020-03-25 2020-03-25 一种高硅锌焙矿的处理方法 Active CN111363917B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202010217121.7A CN111363917B (zh) 2020-03-25 2020-03-25 一种高硅锌焙矿的处理方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202010217121.7A CN111363917B (zh) 2020-03-25 2020-03-25 一种高硅锌焙矿的处理方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN111363917A CN111363917A (zh) 2020-07-03
CN111363917B true CN111363917B (zh) 2021-11-09

Family

ID=71204814

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202010217121.7A Active CN111363917B (zh) 2020-03-25 2020-03-25 一种高硅锌焙矿的处理方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN111363917B (zh)

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113088698B (zh) * 2021-03-29 2022-08-05 云南驰宏资源综合利用有限公司 一种高铜高锗焙烧矿常规法浸出时提高铜回收率的方法
CN115612860B (zh) * 2022-10-26 2023-09-19 云南驰宏资源综合利用有限公司 一种高硅锌焙烧矿的浸出方法

Family Cites Families (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101418377A (zh) * 2008-11-20 2009-04-29 云南金鼎锌业有限公司 高硅氧化锌原矿湿法冶炼工艺
CN102399997A (zh) * 2011-10-28 2012-04-04 中南大学 一种选冶联合炼锌的方法
JP5699918B2 (ja) * 2011-11-28 2015-04-15 住友金属鉱山株式会社 高品位焼鉱の製造方法及び高品位焼鉱を製造するための焼成装置
CN205313640U (zh) * 2015-12-28 2016-06-15 云南云铜锌业股份有限公司 一种湿法冶金连续反应釜设备
CN110358932A (zh) * 2019-08-19 2019-10-22 新疆紫金有色金属有限公司 一种高硅锌精矿湿法冶金工艺
CN110358933A (zh) * 2019-08-19 2019-10-22 新疆紫金有色金属有限公司 一种湿法炼锌矿浆浓密液固分离的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN111363917A (zh) 2020-07-03

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN109355515B (zh) 钙化提钒尾渣的提钒方法
CN111363917B (zh) 一种高硅锌焙矿的处理方法
CN109207740A (zh) 高钙高磷钒渣的提钒方法
CN109319823B (zh) 处理含铜蚀刻废液的方法
CN104726717B (zh) 一种逆锑净化钴渣回收钴的方法
CN103173625A (zh) 一种氧化锌烟尘高效浸出铟的方法
WO2020019919A1 (zh) 一种从红土镍矿酸浸液中均相沉淀分离铁铝的方法
CN101974683A (zh) 高铁硫化锌精矿通过两段加压酸浸产出中上清溶液的方法
CN104261473B (zh) 一种五氧化二钒的制备方法
CN114368781B (zh) 一种含钛渣中钛的有效回收利用及提升副产物价值的方法
CN102888512A (zh) 一种钒溶液的除杂方法
CN110747343B (zh) 一种锌冶炼钴渣制备氧化钴的方法
WO2024178774A1 (zh) 一种废旧锂离子电池粉的浸出方法
CN115637305B (zh) 一种铁矿石或钢渣中铁元素酸浸出的方法及其应用
CN112760485B (zh) 从优溶渣中浸出有价资源的方法
CN104775033A (zh) 利用废杂铜循环强化提取高纯铜粉的工艺
CN107502738A (zh) 一种高硅氧化锌矿直接浸出制取硫酸锌溶液的方法
US11021772B2 (en) Method and device for removing iron in iron-containing solution in hydrometallurgy
CN113881857A (zh) 一种湿法锌冶炼镉回收工序产出的含钴溶液的处理方法
CN108754179B (zh) 一种氧化预处理含锌二次物料的方法
CN111304442A (zh) 一种除去次氧化锌烟灰中F、Cl并制备纯净电解液的方法
CN115110123B (zh) 一种湿法炼锌废电解液脱氟氯的方法
CN113355511B (zh) 氨铵氧化浸出体系选择性降低钒钛磁铁精矿中钒钛含量的方法
CN113337709B (zh) 一种降低钒钛磁铁精矿中钛含量的方法
CN114438340B (zh) 一种湿法炼锌浸出工艺

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