CN1126498A - 从硫化物原料回收金属 - Google Patents

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Abstract

一种从含有锌及铁并且还含有铅与银的硫化物原料回收锌和铁的方法。硫化物原料在一种两级逆流加压浸出中在氧化条件下浸出，制成含锌溶液，锌就可以用普通的方法例如电积法从溶液中回收。随后用还原浸出制成一种含有含锌硫化物原料中的几乎全部铅及大部分银的铅与银产物；及一种高浓度的，铁以亚铁状态存在的含铁溶液，可以制成高度纯净的，可销售的或符合环保的以赤铁矿形式存在的铁残渣，它包含了含锌硫化物原料中的大部分溶性铁。

Description

从硫化物原料回收金属
本发明涉及一种从含铁硫化物原料回收锌和其它有色金属的方法，并且涉及生产一种可销售的铁制品。
在整个世界的几个矿区，通过处理络合硫化物矿生产大量的锌、铅、铜及铁精矿。在一些矿区，同时生产混精矿与单一金属的普通精矿。对于其它矿体，只有生产出含有所有有利金属的混精矿时，回收金属的矿石处理才经济可行。这些混精矿几乎都只在密封铅锌鼓风炉中处理。
尽管长期以来人们希望能开发一种湿法冶金的方法来处理混精矿，以生产出高品位的锌或者消除二氧化硫排放物和硫酸产物，这是熔炼炉生产的必要条件。但是这种方法的工业化还没有实现。
含有大约50％Zn，5—10％Fe，不大于3.5％Pb和小于1％Cu的普通锌精矿，通过完全焙烧方法，可将硫化锌转变为氧化锌与铁酸锌混合物。焙烧产物中铁酸锌的含量取决于锌精矿中铁的含量。一般地，5—20％的锌以不溶于弱酸的铁氧体存在。焙烧矿在弱酸浸出流程中处理，使氧化锌溶解并制成溶液。从这种溶液中，锌可以在净化阶段后通过电解进行回收。但是，铁酸锌在弱酸浸出时未受侵蚀，必须经单独的热酸浸出来溶解铁氧体。在这个段，铁也溶解，铁必须在溶解的锌循环至弱酸浸出流程之前沉淀。已经开发出几种方法将铁从热酸浸出溶液中沉淀，例如黄钾铁矾沉淀，聚针铁矿沉淀，针铁矿沉淀和赤铁矿沉淀。
混精矿比普通锌精矿含有更低的锌含量和更高的铅、铁及铜含量。通过完全焙烧方法来处理混精矿存在两个问题。首先，精矿中低的锌含量及高的铁含量致使大部分甚至全部锌转化为只能用热酸浸出处理的铁酸锌。产生的氧化锌不足以中和存在于热酸浸出溶液中的过剩酸。其次，当精矿中铜和铅的总含量高时，产生的焙烧矿在焙烧炉炉床中趋于结块。但是，少量的混精矿已经成功地与普通精矿混合而作为完全焙烧的原料。
The New Brunswick Research and Productivity Counc-il开发了一种硫酸化焙烧方法来处理混精矿。参见J.Synnott等，″Ironcontrol in the RPC Sulphation roast—leach Process″，《IronControl in Hydrometallurgy》，编者J.E.Dutrizac和A.J.Monhemius，Ellis Horwood，Chichester，1986，56—64页。虽然硫酸化焙烧的观念在一个10t/d的中间实验工厂成功地得到了验证，但是，焙烧炉废气的腐蚀性给主体设备带来了问题，并且严重的问题出现在湿法冶金流程中用于处理焙烧矿时水和硫酸盐的平衡。
为了开发湿法冶金氯化方法处理混精矿，现已作过多种尝试。美国矿业署，参见M.M.Wong等，″Integrated operation of ferricchloride leaching，molten—Salt electrolysis process forproduction of lead″，美国内政部，研究报告8770，澳大利亚Dextec；参见P.K.Everett，″The Dextec lead process″，《Hydrometallurgy Research，Development and Plant Practice》，编者K.Osseo—Asare和J.D. Miller，冶金学会，宾夕法尼亚，沃伦代尔，1983，165—173页，挪威Elkem；参见E.Andersen等，″Production of base metals from com-plex sulphide Concentratesby the ferric Chloride ro-ute in a small Continuous plant″，《Complex Sulphide Ores》，编者M.J.Jones，矿冶学会，伦敦，1980，186—192页，法国地质和矿物调查局；参见C.Palvadeau，″Further devel-opments in the electrolysis of lead from Chloride el-ectrolytes：pilot plant progress report″，《Extraction Metallurgy85》，矿冶学会，伦敦，1985，967—977页，及加拿大矿业与能源技术中心；并且参见″The ferric chloride leach process for thetreatment of bulk base metal sulphide concentrates″，《加拿大矿业与能源技术中心报告89—4(OP&J)》，加拿大矿业与能源技术中心，加拿大能源矿业与资源，渥太化，等，均已实施了主要的研究计划。这些方法都没有进展到工业化。
Sherritt公司从1977年就着手研究用加压浸出处理散装锌—铅—铜精矿，已经开发了几种工艺流程。图l所示工艺流程说明了一种一级加压浸出方法。这种方法将精矿中提取的铁在压热器中主要以铅铁矾沉淀。将石灰石和锌浮渣加入浸出溶液以中和浸出溶液中的游离酸，并沉淀残余的可溶铁。含有铅、银及铁的浸出残渣在硫酸中浸渍，制成铅/银残渣和含有酸与铁的溶液。浸出溶液用石灰石处理得到氧化铁/石膏沉淀。
一级加压浸出方法的主要缺点是要消耗大量的石灰石来中和酸和沉淀铁，而且必须蓄积大量的低品位氧化铁/石膏残渣。
随后的实验工作导致开发了一种如图2所示的混精矿两级逆流加压浸出方法，参见M.E.Chalkley等，″A Sherritt Pressureleaching process：non—ferrous metals production from comnplexsulphide concentrates″发表在《Canada/EC Seminar on theTreatment of Complex Minerals》，渥太化，1982，10月12—14日。在这种方法中，由于酸的更好利用和铁在压热器中更完全的沉淀使浸出溶液所需的石灰石减少。同样，大部分溶解铁在压热器中主要以铅铁矾沉淀。通过浮选将铅铁矾残渣与浸出残渣中的硫化物分离，随后在还原浸出中用二氧化硫使铅铁矾溶解并且制成硫化铅/银残渣。该方法提出用石灰或石灰石中和还原浸出溶液，制成氧化铁/石膏残渣。
两级逆流加压浸出在许多方面都优于一级浸出，但是它制成了类似的质量差的铁残渣。
希望直接在加压浸出中制成铅/银残渣导致了进一步的开发工作并且开发了一种两级顺流加压浸出方法，以图3为代表，参见1985年3月19日发布的美国专利号4505744。众所周知，混精矿强酸加压浸出可以制成高品位的铅/银残渣。选取压热器中的条件以使溶解铁的沉淀降至最少。通过确保溶液中总有足够的酸以减少铁水解与沉淀就可实现这种条件。然后，高品位的铅和银残渣就可以通过浮选从浸出残渣中分离出来。尽管铅从混精矿中的回收率会很高，银的回收率取决于银在混精矿中的矿相结构。在强酸浸出中溶解的银可能会作为浸出残渣中硫化物部分的硫化银形式从溶液中沉淀出来。
浸出溶液一般含有大于50g/L的H2SO4及10—15g/L的铁，并且在其为回收锌进行净化和电解之前必须经过进一步处理以中和酸并沉淀铁。在第二级加压浸出阶段中，通过溶液与普通锌精矿在利于消耗酸和沉淀铁的条件下反应，可以方便地进行这种处理。为了减少铅和银的损耗，应优选铅和银含量低的锌精矿。铁的黄钾铁矾，其它碱性硫化铁及水合氧化铁的混合物沉淀。铁残渣通过浮选从浸出溶液中分离出来并蓄积。
两级顺流浸出方法在加压浸出中可以直接从混精矿回收铅和银。但需要两种精矿，混精矿与锌精矿比率约为0.67∶1。这种工艺流程适用于能生产普通精矿和混精矿的矿体。但是，如前面所述工艺流程的情况，铁残渣品位低并且必须蓄积。
随着排放铁残渣的环境问题的增长，两级顺流浸出工艺进行了扩充以包括铁以赤铁矿沉淀，如图4，在同时还在继续进行的美国专利申请号中有描述。强酸浸出溶液与锌精矿经过中和/还原阶段，接着用石灰中和制成一种溶液，其中的铁在压热器中以赤铁矿沉淀。然后将赤铁矿沉淀的最终溶液用锌精矿在弱酸浸出中处理，以中和酸并沉淀残余的铁。弱酸浸出的铁残渣通过浮选与浸出残渣中的硫化物部分分离，并且在大气压下铁残渣在废电解液中浸出，以溶解沉淀的铁复合物和制成铅/银残渣并与强酸浸出得到的铅/银残渣结合。这种铁溶解阶段的浸出溶液循环到强酸浸出，以此确保从两种精矿中浸出的铁几乎都以高品位的赤铁矿沉淀排除。
这种工艺流程有许多优点。因为弱酸浸出制成的铁残渣经过铁溶解阶段以回收铅与银金属，这使得用混精矿替代部分甚至全部锌精矿以增加混精矿的处理量成为可能。铅和银总的回收率会提高。一个主要的优点是将铁以环境更易接受的并且极具可销售性的赤铁矿产物排除。
但是，这种工艺流程有某些缺陷。强酸浸出排出溶液中铁主要以亚铁状态存在并且在允许的酸浓度下它所能保持的最大浓度将小于20g/L。所以，包括还原与中和阶段的赤铁矿沉淀流程必须大到足以处理所产生的大量溶液。因为赤铁矿沉淀在约180℃时进行并且是吸热反应，就要求用大量的水蒸汽来加热。此外，这种包括两个分离的进料准备系统及两个分离的浸出残渣浮选阶段的工艺流程比较复杂。
本发明的目的是在一种要求投资和操作费用最少的流程中处理锌及/或散装锌—铅—铜精矿，以得到高回收率的锌、铅和银，和制成一种可销售的铁制品。本发明方法的工艺流程允许处理锌精矿、混和的锌精矿和混精矿、或者单独的混精矿，并在浮选或浓缩器操作中可以增大金属的回收率。使用两级逆流加压浸出考虑到的最简单的两级浸出流程的操作如图2所示。因所有精矿喂入一个浸出阶段，简化了进料准备和料浆进料系统。因为所有第一阶段浸出残渣都在第二阶段处理，所以在加压浸出流程中只需要一个浮选阶段。因为铁在两个浸出阶段都溶解并沉淀，所有在压热器中溶解的银基本上转入铁残渣而且银的总回收率提高。
铁残渣还原浸出时将铅与银富集在一种产物中并可得到高浓度的铁浸出溶液。所有铁以亚铁状态存在，并且制成的高浓度含铁溶液的浓度至少两倍于如图4所示的两级顺流工艺流程中在强酸浸出阶段制成溶液的浓度。因此，显著地减小了在赤铁矿沉淀流程中所需的设备尺寸和水蒸汽量。
本发明的从含锌与铁而且还含铅及银的硫化物精矿中回收锌和铁的方法包括在第一级浸出时，在加压氧化条件下，含水酸性硫酸盐溶液在130℃—170℃范围温度下浸出精矿；在第一级浸出时保持酸与精矿中锌加铅的摩尔比在0.55∶1到0.85∶1范围内，优选约0.7∶1，制成酸和溶解铁含量低的浸出溶液以从溶液中回收锌；在第二级浸出时，在加压氧化条件下，含水酸性硫酸盐溶液在130℃—170℃范围温度下浸出从第一级浸出得到的浸出残渣；在第二级浸出时为了制成锌浓度高的浸出溶液和含有沉淀铁、铅及银的浸出残渣，保持酸与第一级浸出后浸出残渣中锌加铅的摩尔比在1.2∶1到1.4∶1的范围内，优选约1.3∶1；将浸出溶液循环到第一级浸出；将第二级浸出残渣中含有铅、银及铁的部分与含硫和未浸出硫化物部分分离；第三级浸出时，在还原条件下，在含水酸性硫酸盐溶液中，浸出第二级浸出残渣中的含铅、银及铁部分，制成含有铁以亚铁状态存在的浸出溶液和含有铅及银的浸出残渣；中和第三级浸出的浸出溶液以从溶液中除去杂质；在氧化条件下，170℃—200℃范围温度内，处理上述溶液，将铁以赤铁矿形式从溶液中除去；然后将除铁后的溶液循环到第一级浸出。
第三级还原浸出时优选将二氧化硫并且可以将单质硫作为还原剂加入溶液以沉淀铜。为了沉淀铁，在氧化条件下中和第一级浸出的浸出溶液至PH值约为5，制成含有小于5mg/L Fe的硫酸锌溶液，以从溶液中回收锌。第一级浸出后从中和后溶液中沉淀的铁可以与第二级浸出残渣中铅、银及铁部分一起进入第三级还原浸出将铁以亚铁状态溶解。但是，取决于用于中和第一级浸出溶液中和剂的特性，在还原浸出中处理第一级浸出的中和残渣可能导致在含有石膏的还原浸出残渣中铅与银的品位的稀释。
从第三级还原浸出的含有亚铁的浸出溶液，优选在第一级中和时用石灰石或石灰添加剂中和溶液到PH值约为1得到石膏残渣，中和后的溶液在第二级中和时通过加入石灰或石灰石进一步中和至PH值约为4.5，以去除杂质元素。
附图中：
图1是一级加压浸出先有技术的工艺流程图；
图2是两级逆流加压浸出先有技术的工艺流程图；
图3是两级顺流加压浸出先有技术的工艺流程图；
图4是同时还在继续进行的专利的两级顺流加压浸出工艺流程图；以及
图5是本发明方法的一个优选实施方案的工艺流程图。
本发明的优选实施方案现在将根据图5用例子来说明。以美国专利号4,004,991公开的方式，以一种两级逆流加压浸出方法，在氧化条件下，用水合酸性硫酸盐溶液在约130℃—170℃的范围温度内，来处理硫化锌精矿和/或含有锌、铅、银、铜及铁的混精矿。在加压浸出处理前可能需要将精矿再研磨直到至少90％的精矿小于44微米。在第一级浸出10时，整个精矿流用电解12的部分废电解液，从第二级浸出14回收的浸出溶液及从赤铁矿沉淀16得到的赤铁矿沉淀最终溶液浸出。第一级浸出10的目的是消耗料液中的大部分酸和确保这些溶液中及在第一级浸出溶解的铁大部分沉淀。实现这一目的要维持料液中的酸包括如硫酸铁的酸当量与进料精矿中锌加铅的摩尔比在0.55∶1到0.85∶1范围内，优选约0.7∶1。将美国专利号3,867,286描述的表面活性添加剂，例如木素磺酸盐和白雀树皮汁，加到精矿矿浆中，用来防止未浸出的硫化物颗粒被熔化的单质硫过早润湿，和控制单质硫/硫化物小粒的粒度。
从第一级浸出10的压热器中排放的浸出矿浆进入浓缩机18，浸出溶液从含有单质硫，未浸出硫化物及沉淀的铁复合物，特别是铅铁矾的浸出残渣中分离。浓缩机溢流溶液进入溶液处理和锌回收流程，包括除铁20、液固分离机24所得溶液的净化22，以及电解12制成锌阴极。
第一级浸出浓缩机底流矿浆用泵抽送到第二级浸出14，它在氧化条件下，与部分废电解液汇合。第二级浸出的目的是要获得第一级残渣中未浸出的硫化锌的高的锌提取率，因而在这个方法中获得总的高锌提取率。要达到这个目的要保持料液中酸与进料固体中锌加铅的摩尔比在1.2∶1到1.4∶1范围内，优选约1.3∶1。将如前所述的加入第一级浸出的例如木素磺酸盐与白雀树皮汁添加剂加入第二级浸出进料矿浆，用来防止未浸出的硫化物颗粒被融化的单质硫过早润湿，以及用来控制单质硫/硫化物小粒的粒度。
从压热器中排放的浸出矿浆进入浓缩机26，将浸出溶液与含有单质硫、未浸出的硫化物，主要是黄铁矿，和包括铅铁矾，银铁矾，水合黄钾铁矾及水合氧化铁的沉淀铁的浸出残渣分离。浓缩机的溢流溶液循环到第一级浸出10。
浸出浓缩机的底流矿浆用泵抽送到浮选流程28，将单质硫及未浸出硫化物从浸出残渣的氧化物部分分离。由单质硫及未浸出硫化物，主要是黄铁矿组成的纯净浮选精矿可以作进一步处理，通过熔炼和过滤来回收单质硫。
浮选尾矿含有进料精矿中的大部分铅和银，以及在两级加压浸出中初始溶解的大部分铁。
浮选尾矿在一种流程中处理，该流程是为了回收所含的铅与银金属，以及将铁以一种可销售的氧化铁产物即赤铁矿排除。浮选尾矿进入液固分离机30，液体循环至浮选28，尾矿固体用二氧化硫在废电解液中经还原浸出32。还原浸出的目的是将浮选尾矿所含的铁类沉淀全部溶解。制成以亚铁状态存在含有所有铁的浸出溶液，以及含有浮选尾矿中所有铅与银的浸出残渣，其浓缩形式可以用作炼铅厂的原料。单质硫可以加入浸出中沉碇铜，并转入铅/银产物，通过浮选可以将其分离。浸出残渣在液固分离阶段34从溶液中分离。
在液固分离阶段34回收的浸出溶液含有亚铁，硫酸及锌，须经两级中和用以除酸和从溶液中沉淀杂质。使用石灰石可以方便地进行中和。在第一级中和36中，加入石灰石使PH值增至1可以获得比较纯净的石膏。在第二级中和38中，通过进一步加入石灰石使PH值增至约4.5，而且那些污染赤铁矿产物的元素被沉淀。让小部分铁氧化成三价铁状态并且在阶段38沉淀以增大杂质元素的去除是有益的。液固分离阶段40、42将中和残渣从溶液中分离。第一阶段的石膏制品可以销售，而且，如果经济上可行，可将第二级中和的产物作为回收所含杂质元素处理的原料。
阶段16，在压热器中氧化条件下，在170℃—200℃的范围温度内，处理含硫酸亚铁及硫酸锌的中性溶液以沉淀赤铁矿。赤铁矿在液固分离阶段44从最终矿浆中分离，并且洗涤以除去夹带的溶液。赤铁矿产物可以销售或蓄积。赤铁矿沉淀16后的溶液应优选循环至第一级浸出10。
从第一级加压浸出10的浸出溶液含有残余量的铁和硫酸并且经除铁阶段20处理。一种中和剂，例如石灰石，与氧一起加入以确保中和酸并沉淀铁。通过用石灰处理洗出溶液和排污溶液可方便地制成中和剂，用来生产氢氧化锌或碱性硫酸锌。除铁阶段20的目的是制成一种中性溶液，PH值约为5，含有小于5mg/L的Fe。液固分离阶段24的中和残渣可以贮存，或循环到还原浸出32以确保流程中所有的溶解铁都转化为赤铁矿。在普通的净化流程22和电积法流程12中处理中和溶液以回收锌。
本发明的方法将根据以下非限定的实施例进行描述。
实施例1—第一级浸出
将含有0.6％Cu，17.8％Fe，8.3％Pb，0.021％Ag，34.6％S与28.2％Zn的混精矿和含有1.69g/LCu，6.5g/LFe，45.5g/LH2SO4与85.2g/LZn的合成溶液连续地喂入工作容积为10L用钛作内衬的四室压热器中的第一室。料液的组成模拟第二级浸出溶液和锌电解沉积的废电解液的混合物。与精矿一起加入木素磺酸钙、白雀树皮汁，及加入比率分别为0.4与0.8kg/吨精矿。氧连续地喷入各室以维持350KPa的氧过压。温度维持在150℃。混精矿以重量比为70％的固体矿浆加入，加入速度为2.9kg/h固体，溶液以11.4L/h的速度加入，使矿浆在容器中停留的时间约45分钟。
矿浆连续地从容器末室排放，以维持容器中的矿浆高度。排放的矿浆经浓缩，产生含有重量比为60％固体的浓缩机底流矿浆。产生的固体与溶液组成如下面表I所示。锌的提取率为52％。
               表I
 产物                                 分析％或g/L
    Cu     Fe      Pb     Ag     S   SO4  H2SO4    Zn
 固体溶液     0.72.0    23.80.8      9.60.01   0.0270.0002    38.7NA   9.5NA    NA8.8   15.6138
NA-未分析
实施例2—第二级浸出
将如实施例1所述的连续第一级加压浸出试验的浓缩机底流矿浆，2.25升矿浆含有3100g固体，与含有579g/L Zn及151g/LH2SO4的5.25L合成废电解液，0.75g木素磺酸钙和1.5g白雀树皮汁一起放入3加仑(11.4L)的钛内衬压热器中处理。将混合物加热至150℃维持90分钟并搅拌。氧通过喷射管连续喷入容器中，维持345KPa的氧过压。产生的固体与溶液的组成如下面表II所示。两级加压浸出总的锌提取率为92.5％。
                    表II
 产物                                      分析％或g/L
   Cu     Fe    Pb     Ag     S  S(SO4)   H2SO4  Zn
 固体溶液    0.50.3    26.71.0   10.80.01   0.0320.0002    45.4NA   11.7NA   NA24.2  2.8NA
NA-未分析
实施例3—还原浸出
如实施例2所述得到第二级浸出排放的矿浆经过一个150微米筛分机以去除含有单质硫和未浸出硫化物的颗粒，筛下产物须经浮选以进一步除去单质硫和未浸出硫化物。在第二级浸出残渣中百分之六十七的银，98.5％的铅及31％的锌转入浮选尾矿。
浮选尾矿经过滤和洗涤，湿滤饼的一部分，其400g固体含有0.2％Cu，20.8％Fe，28.6％Pb，0.054％Ag及2.2％Zn，和含有5.5g/LH2SO4与45g/LSO2的2.2升溶液一起加入到1加仑(3.8升)钛内衬实验室压热器中处理。将混合物加热至150℃维持20分钟并搅拌。实验产品的组成如下面表III所示。包括还原浸出的总的锌提取率增加到95％。还原液出残渣中总的铅与银回收率分别为98％与66％。
                                表III
产物                               分析％或g/L
    Cu     Fe     Pb      Ag      SO4     Zn
固体溶液     0.45NA     0.5736.1     58.8NA     0.0980.001      27.1NA    0.04NA
NA-末分析
实施例4—两级浸出
将1.79kg含有0.7％Cu，18.4％Fe，7.6％Pb，0.022％Ag，34.6％S及28.5％Zn的混精矿，在一个11.4升的钛内衬压热器中与含有8.3g/LFe，68.3g/LH2SO4，74.5g/LZn，0.18g/L木素磺酸钙及0.369/L白雀树皮汁的5.0L合成溶液混合。将混合物加热至150℃在搅拌下维持两个小时。将氧连续喷入容器中以维持350KPa的氧过压。第一级浸出生成的矿浆经过滤，其固体在一个3.8L的钛内衬压热器中与含有120g/LH2SO4，50g/LZn，0.189/L木素磺酸钙及0.36g/L白雀树皮汁的2.5L合成废电解液混合。将混合物加热到150℃在搅拌下维持两个小时。向容器中连续喷入氧以维持350KPa的氧过压。第二级浸出制成的矿浆经一个150微米筛分机筛分，并且分别分析两部分固体。1.23kg两种粒经的固体及两者结合的固体的分析如下面的表IV所示，表IV给出了两级浸出产物的化学分析。在两级浸出中总的锌提取率为97％，与实施例2中的92.5％相比较，这个实施例中由于在浸出阶段增加滞留时间以及第二级浸出排放溶液的强酸性使锌的提取率增加。在两级浸出残渣中83％的锌排出到小于150微米的固体部分说明潜在的总的锌提取率在这部分固体用二氧化硫还原浸出后将超过99％。两级浸出小于150微米部分还含有原料中98.9％的铅及74.5％的银。两级浸出残渣中小于150微米部分用二氧化硫在还原浸出处理后，还原浸出残渣有希望得到铅的回收率大于原料中的98％且银的回收率大于原料中的73％。
                        表IV
    产物                                 分析％或g/L
    Cu     Fe     Pb      Ag   S   H2SO4   Zn
第一级溶液 0.8 0.3 NA NA NA 4.2 147
第二级固体+150μm固体-150μm固体总量溶液 0.4O.10.31.9 30.321.926.81.3 0.222.99.7NA 0.0140.0570.032NA 67.712.444.6NA NANANA34.8 0.42.51.3115
NA-未分析
本发明的方法具有许多重要的优势。本方法可以用湿法冶金处理锌和/或混精矿，并得到高回收率的锌、铅及银并且可制成一种可销售的铁制品。尽管本发明的方法已经明确地指明用来处理含有大量有价铅和/或银的锌和/或混精矿，本方法同样地适用于处理含有少量或不含铅及银金属的锌精矿，和用于所有排放铁残渣是环境问题的地方。本方法的残渣处理段可用于处理在锌精矿加压浸出期间的任何铁沉淀，将铁转化成一种可销售的赤铁矿制品。
不言而喻，在不违反所附的权利要求的范围和权限的情况下，可以对本发明的实施例进行改造和修改。

Claims (10)

1.一种从含锌与铁而且还含有铅与银的硫化物精矿中回收锌和铁的方法，包括：在第一级浸出时，在加压氧化条件下，用含水酸性硫酸盐溶液在约130℃—170℃范围温度下浸出精矿；在第一级浸出时保持酸与精矿中锌加铅的摩尔比在0.55∶1到0.85∶1范围内，制成酸和溶解铁含量低的浸出溶液以从溶液中回收锌，从第一级浸出溶液中分离浸出残渣，在第二级浸出时，在加压氧化条件下，用含水酸性硫酸盐溶液在130℃—170℃范围温度下浸出从第一级浸出得到的浸出残渣；在第二级浸出时为了制成锌浓度高的浸出溶液和含有沉淀铁、铅、银、硫及未浸出硫化物的浸出残渣，保持酸与第一级浸出后浸出残渣中锌加铅的摩尔比在1.2∶1到1.4∶1的范围内，将第二级浸出溶液从浸出残渣中分离，再将第二级浸出溶液循环到第一级浸出；从第二级浸出残渣的硫和未浸出的硫化物中分离铅、银和铁，在第三级浸出中，在还原条件下于含水酸性硫酸盐溶液中浸出第二中浸出残渣中的铅、银和铁残渣，制成含铅和银的残渣以及含有铁以亚铁状态存在的浸出溶液；中和从第三级浸出得到的浸出溶液以从溶液中除去杂质；在氧化条件下，于约170℃—200℃范围温度下处理上述中和的浸出溶液，以从中将铁以赤铁矿形式除去。
2.根据权利要求1的方法，其中在除铁以后将中和溶液循环到第一级浸出。
3.根据权利要求1的方法，其中通过添加二氧化硫在第三级还原浸出中形成还原条件。
4.根据权利要求3的方法，其中向第三级还原浸出中添加单质硫以沉淀铜。
5.根据权利要求4的方法，其中在氧化条件下中和由第一级浸出得到的浸出溶液以沉淀铁，并制成含有小于5mg/升Fe的硫酸锌溶液，以便从中回收锌。
6.根据权利要求2的方法，其中从第三级还原浸出得到的含有亚铁的浸出溶液，在第一级中和时用石灰石或石灰添加剂中和到PH值约为1并得到石膏残渣，中和后的溶液在第二级中和时通过添加石灰或石灰石进一步中和到PH值约为4.5，以在除铁之前从中除去杂质元素。
7.根据权利要求5的方法，其中将由第二级浸出和由第一级浸出的中和溶液得到的沉淀铁，供入第三级还原浸出，从而以亚铁状态溶解沉淀铁。
8.根据权利要求2的方法，其中在第一级浸出时酸与精矿中锌加铅的摩尔比保持约0.7∶1。
9.根据权利要求8的方法，其中在第二级浸出时酸与浸出残渣中锌加铅的摩尔比保持约1.3∶1。
10.一种从含锌与铁而且还含有铅与银的硫化物精矿中回收锌和铁的方法，包括：在第一级浸出时，在加压氧化条件下，用含水酸性硫酸盐溶液在约130℃—170℃范围温度下浸出精矿；在第一级浸出时保持酸与精矿中锌加铅的摩尔比约0.7∶1，制成酸和溶解铁含量低的浸出溶液以从溶液中回收锌；从第一级浸出溶液中分离浸出残渣，在第二级浸出时，在加压氧化条件下，用含水酸性硫酸盐溶液在130℃—170℃范围温度下浸出从第一级浸出得到的浸出残渣；在第二级浸出时为了制成锌浓度高的浸出溶液和含有沉淀铁、铅、银、硫及未浸出硫化物的浸出残渣，保持酸与第一级浸出后浸出残渣中锌加铅的摩尔比约1.3∶1，将第二级浸出溶液从浸出残渣中分离，再将第二级浸出溶液循环到第一级浸出；从第二级浸出残渣的硫和未浸出的硫化物中分离铅、银和铁，在第三级浸出中，在还原条件下于含水酸性硫酸盐溶液中浸出第二级浸出残渣中的铅、银和铁残渣，制成含铅和银的残渣以及含有铁以亚铁状态存在的浸出溶液；中和从第三级浸出得到的浸出溶液以从溶液中除去杂质；在氧化条件下，于约170℃—200℃范围温度下处理上述中和的浸出溶液，以从中将铁以赤铁矿形式除去。
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Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100419099C (zh) * 2001-12-13 2008-09-17 奥托库姆普联合股份公司 从硫酸锌溶液中以赤铁矿的形式沉淀铁的方法
CN101351567B (zh) * 2005-12-29 2011-10-12 奥图泰有限公司 在锌浸出过程中回收稀有金属的方法
CN103748242A (zh) * 2012-07-16 2014-04-23 泰姆5有限公司 从铁含量高的硫化锌精矿开始回收含硫介质中的锌的湿法冶金方法
CN103894281A (zh) * 2012-12-28 2014-07-02 北京有色金属研究总院 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺
CN104789771A (zh) * 2015-05-06 2015-07-22 昆明贵益金属材料有限公司 复杂铜铅锌银混合精矿有价金属分离方法
CN110352254A (zh) * 2018-02-01 2019-10-18 高丽亚铅株式会社 从硫酸锌溶液回收铁的方法

Families Citing this family (24)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB9422476D0 (en) * 1994-11-08 1995-01-04 Sherritt Inc Recovery of zinc from sulphidic concentrates
US6395242B1 (en) 1999-10-01 2002-05-28 Noranda Inc. Production of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing
JP3911536B2 (ja) * 2000-01-31 2007-05-09 Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 亜鉛精鉱の浸出法
MXPA03000209A (es) * 2000-07-14 2004-09-13 Noranda Inc Produccion de oxido de zinc a partir de minerales solubles en acido utilizando un metodo de precipitacion.
US6843976B2 (en) 2001-02-27 2005-01-18 Noranda Inc. Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing
US6835230B2 (en) * 2001-03-28 2004-12-28 Dowa Mining Co., Ltd. Method for leaching zinc concentrate
CA2472495A1 (en) * 2004-02-18 2005-08-18 Sgs Lakefield Research Limited Process to recover base metals
BRPI0811938A2 (pt) 2007-05-21 2014-11-25 Exploration Orbite Vspa Inc Processos para a extração de alumínio e de ferro a partir de minérios aluminosos
US8900535B2 (en) * 2010-01-07 2014-12-02 Barrick Gold Corporation Production of zinc sulphate concentrates from a dilute zinc sulphate solution
RU2588960C2 (ru) 2011-03-18 2016-07-10 Орбит Элюминэ Инк. Способы извлечения редкоземельных элементов из алюминийсодержащих материалов
AU2012250460B2 (en) 2011-05-04 2015-11-26 Orbite Aluminae Inc. Processes for recovering rare earth elements from various ores
CA2834356C (en) 2011-06-03 2014-11-25 Orbite Aluminae Inc. Methods for preparing hematite
AU2012308068B2 (en) 2011-09-16 2015-02-05 Aem Technologies Inc. Processes for preparing alumina and various other products
US8852357B2 (en) 2011-09-30 2014-10-07 Ppg Industries Ohio, Inc Rheology modified pretreatment compositions and associated methods of use
CA2852984A1 (en) * 2011-10-18 2013-04-25 Pyrogenesis Canada Inc. Energy efficient salt-free recovery of metal from dross
WO2013104059A1 (en) 2012-01-10 2013-07-18 Orbite Aluminae Inc. Processes for treating red mud
EP2838848B1 (en) 2012-03-29 2019-05-08 Orbite Technologies Inc. Processes for treating fly ashes
RU2597096C2 (ru) 2012-07-12 2016-09-10 Орбит Алюминэ Инк. Способы получения оксида титана и различных других продуктов
US9353425B2 (en) 2012-09-26 2016-05-31 Orbite Technologies Inc. Processes for preparing alumina and magnesium chloride by HCl leaching of various materials
EP2920114A4 (en) 2012-11-14 2016-03-02 Orbite Aluminae Inc PROCESS FOR PURIFYING ALUMINUM IONS
CN105506277B (zh) * 2014-09-22 2017-08-25 湖北鑫荣矿业有限公司 一种硝酸分银的方法
US20180265947A1 (en) * 2016-04-28 2018-09-20 Eldorado Gold Corporation Hydrometallurgical method for silver recovery
FI128281B (en) * 2016-12-15 2020-02-28 Teknologian Tutkimuskeskus Vtt Oy Processing of metal-containing industrial waste material
CN114438340B (zh) * 2022-01-11 2023-12-29 云南云铜锌业股份有限公司 一种湿法炼锌浸出工艺

Family Cites Families (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA971368A (en) * 1972-11-20 1975-07-22 Paul Kawulka Recovery of zinc from zinc sulphides by direct pressure leaching
US3954450A (en) * 1975-03-26 1976-05-04 The Anaconda Company Recovery of lead, zinc and iron sulfide
CA1049953A (en) * 1975-10-22 1979-03-06 Herbert Veltman Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides
CA1166022A (en) * 1981-05-22 1984-04-24 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material
CA1176853A (en) * 1981-08-05 1984-10-30 Gerald L. Bolton Process for recovering zinc from zinc ferrite material
CA1212242A (en) * 1982-07-27 1986-10-07 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
CA1212841A (en) * 1983-08-29 1986-10-21 Arnaldo Ismay Process for the recovery of zinc and production of hematite from zinc plant residues
NO157742C (no) * 1984-03-08 1988-05-11 Cheminvest As Fremgangsmaate ved utvinning av metaller i metallsulfidholdige materialer.
LU85385A1 (fr) * 1984-05-28 1986-01-29 Mines Fond Zinc Vieille Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
CA1228483A (en) * 1984-09-19 1987-10-27 Donald R. Weir Process for the pressure oxidation acid leaching of non-ferrous metal and iron-containing sulphidic material
US4614543A (en) * 1985-01-31 1986-09-30 Amax Inc. Mixed lixiviant for separate recovery of zinc and lead from iron-containing waste materials

Cited By (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100419099C (zh) * 2001-12-13 2008-09-17 奥托库姆普联合股份公司 从硫酸锌溶液中以赤铁矿的形式沉淀铁的方法
CN101351567B (zh) * 2005-12-29 2011-10-12 奥图泰有限公司 在锌浸出过程中回收稀有金属的方法
CN103748242A (zh) * 2012-07-16 2014-04-23 泰姆5有限公司 从铁含量高的硫化锌精矿开始回收含硫介质中的锌的湿法冶金方法
CN103748242B (zh) * 2012-07-16 2017-01-18 泰姆5有限公司 从铁含量高的硫化锌精矿开始回收含硫介质中的锌的湿法冶金方法
CN103894281A (zh) * 2012-12-28 2014-07-02 北京有色金属研究总院 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺
CN103894281B (zh) * 2012-12-28 2016-06-15 北京有色金属研究总院 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺
CN104789771A (zh) * 2015-05-06 2015-07-22 昆明贵益金属材料有限公司 复杂铜铅锌银混合精矿有价金属分离方法
CN110352254A (zh) * 2018-02-01 2019-10-18 高丽亚铅株式会社 从硫酸锌溶液回收铁的方法
CN110352254B (zh) * 2018-02-01 2021-06-11 高丽亚铅株式会社 从硫酸锌溶液回收铁的方法

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DE69406132T2 (de) 1998-02-19

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