CN113528855A - 一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法 - Google Patents

一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN113528855A
CN113528855A CN202110838018.9A CN202110838018A CN113528855A CN 113528855 A CN113528855 A CN 113528855A CN 202110838018 A CN202110838018 A CN 202110838018A CN 113528855 A CN113528855 A CN 113528855A
Authority
CN
China
Prior art keywords
leaching
zinc
zinc oxide
washing
oxide concentrate
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.)
Granted
Application number
CN202110838018.9A
Other languages
English (en)
Other versions
CN113528855B (zh
Inventor
袁野
和晓才
施辉献
何光深
任玖阳
徐庆鑫
许娜
任婷
和秋谷
徐亚飞
庄晓东
张徽
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.)
Kunming University of Science and Technology
Kunming Metallurgical Research Institute
Original Assignee
Kunming Metallurgical Research Institute
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 Kunming Metallurgical Research Institute filed Critical Kunming Metallurgical Research Institute
Priority to CN202110838018.9A priority Critical patent/CN113528855B/zh
Publication of CN113528855A publication Critical patent/CN113528855A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN113528855B publication Critical patent/CN113528855B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

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
    • C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/02—Preliminary treatment of ores; Preliminary refining of 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
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • 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
    • 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
    • C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/16—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of zinc, cadmium or mercury
    • 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)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法，所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法包括调浆、预脱泡、中性浸出、浓密和后处理步骤，具体包括：将待处理浮选氧化锌精矿进行调浆得到调浆液a；将调浆液a采用压缩气和机械搅拌进行预脱泡得到物料b；将物料b进行中性浸出得到矿浆c；将矿浆c经浓密后得到上清液d和底流e；将上清液d经净化、电积、熔铸得到锌锭；底流e经高浸、联浸、压滤后得到滤液f和滤渣g；滤液f返回调浆步骤；滤渣g经水洗涤后得到洗渣h和洗液i，洗渣h进行堆存；洗液i返回高浸步骤。本发明浸出效果好，成本低、耗时少、铁杂质含量低，且对后续净化、电积等工序无影响。

Description

一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法
技术领域
本发明属于冶金技术领域，具体涉及一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法。
背景技术
浮选氧化锌精矿中，锌以菱锌矿、硅锌矿、异极矿、锌铁尖晶石和闪锌矿等多种组分存在，氧化率只能达到90%~95%，且矿石中含有大量的方解石、菱镁矿、菱铁矿、白铅矿，还含有由氧化锌原矿或氧硫混合铅锌矿经采矿、破碎、脱泥、分选后带入的大量粘性有机物。
长期以来，国内外锌冶炼厂一直都以闪锌矿为原料，经沸腾焙烧、中性浸出、高温高酸浸出、净化、电积、熔铸的传统工艺生产金属锌，而2003年国内采用的加压氧浸技术也是用来处理高铁闪锌矿。对氧化锌精矿或氧硫混合矿的利用这一世界级的技术难题，一直也只是停留在研究阶段，还未实现工业化生产应用。
浮选氧化锌精矿采用碱浸时，环境不友好，浸出液杂质含量高且难脱杂，工艺长，成本高；采用湿法酸浸时，碳酸盐和有机物在酸的作用下，矿浆会被粘性泡沫带出浸出槽，酸性浸出困难；采用火法预处理，虽能实现精矿的酸性浸出，但需在400℃以上的中高温度下才能脱除矿石中的有机物，且矿石中的闪锌矿达不到氧化的目的，该过程由于矿石含水率高（15%~50%）、矿石比热大，因此能耗高、设备投资大，工艺复杂。因此需要发明一种简便易操作，成本低、效果好的消泡方式，解决生产中存在的问题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法。
本发明的目的是这样实现的，所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法包括调浆、预脱泡、中性浸出、浓密和后处理步骤，具体包括：
A、调浆：将待处理浮选氧化锌精矿进行调浆得到调浆液a；
B、预脱泡：将调浆液a采用压缩气和机械搅拌进行预脱泡得到物料b；
C、中性浸出：将物料b进行中性浸出得到矿浆c；
D、浓密的：将矿浆c经浓密后得到上清液d和底流e；
E、后处理：
1）将上清液d经净化、电积、熔铸得到锌锭；
2）底流e经高浸、联浸、压滤后得到滤液f和滤渣g；滤液f返回调浆步骤；滤渣g经水洗涤后得到洗渣h和洗液i，洗渣h进行堆存；洗液i返回高浸步骤。
具体操作方法如下：
浮选氧化锌精矿经调浆、气浮脱泡、中性消泡浸出、浓密后得上清液和浓密底流，上清液净化、电积、熔铸后得金属锌；浓密底流经高酸消泡浸出、联浸、压滤、渣洗涤后堆存，洗液返回高酸消泡浸出。具体步骤如下：
1、浮选氧化锌精矿调浆，调浆液浓度0g/L~10g/L，调浆液固比为2:1~10:1，调浆温度为室温到90℃。
2、气浮预脱泡的压缩气体为N2、空气、CO2之一或者多种组合，其P气压/P矿浆为1.1~100，刮板转速为1r/min~500r/min，搅拌位置为矿浆液面处或浸出槽溢流口处。
3、中性浸出的压缩气体为N2、空气、CO2之一或者多种组合，其P气压/P矿浆为1.1~100，浸出温度为室温~90℃，浸出时间1h~10h，浸出酸浓度大于20g/L，浸出终点PH值4.5~6.0，浸出液固比3:1~10:1，机械搅拌转速为20r/min~1000r/min。
4、联合浸出温度为室温~90℃，浸出时间0.5~5h，浸出终点PH值4.5~6.0，浸出液固比2:1~10:1，联合浸出搅拌转速20r/min~1000r/min。
本发明采用“压缩气+机械”的方式可实现氧化锌精矿不冒槽，锌浸出率可达96%~99%，浸出矿浆过滤性好，浸出液中Fe2+浓度由1.8~2.6g/L降低到1.2~1.5g/L，浸出时间由5h降低到2.5h，渣锌＜0.8%。该工艺浸出效果好，成本低、耗时少、铁杂质含量低，且对后续净化、电积等工序无影响。其原理如下：
1、压缩气由压缩空气、CO2、N2等多组气体组成，其中O2量不小于5%。通入O2主要是起到氧化Fe2+、Co2+、Cd+等元素，氧化矿石里的硫化物，在提高Zn浸出率的同时也起到除杂作用；压缩气还起到搅拌作用，促进酸与金属氧化物/氢氧化物的接触反应，促进对流传质，降低反应时间。
2、压缩气在反应过程中，分散在矿浆里，所形成的泡沫是细小泡沫，携带的矿石量少（矿石比重大于泡沫浮力），到达表面的泡沫为白色或者浅灰色泡沫，易于去除；没有采用压缩气的浸出，大量形成粘性大的大泡沫而携矿冒槽（矿石比重小于泡沫浮力），造成大量矿石损失。
3、矿浆表面的搅拌桨起到两个作用：一是刮开表层气泡，让多余的气体更好外逸（表层有机物相对较多，小气泡也较大）；二是进一步碎泡，把上浮的气泡破碎。
浮选氧化锌精矿的酸性浸出过程如不采取人为干预措施，则40%~50%的矿料会随泡沫一起冒槽，精矿与酸无法接触反应，达不到浸出的目的。同时，留在槽内的精矿由于泡沫的阻隔作用，浸出率只有55%~64%左右（正常浸出率＞95%）。
采用高温煅烧后在酸性浸出，能实现浮选氧化锌精矿的酸性浸出。但精矿中存在大量碳酸盐会分解CO2气体，再加上精矿中S含量低，煅烧后烟气SO2浓度低，导致制酸成本高，且在850℃煅烧时还需再添加能源物质才能实现浮选氧化锌精矿沸腾焙烧。氧化锌精矿采用“煅烧+酸浸”工艺浸出，浸出温度在75℃~85℃，浸出时间大于5h的条件下，氧化锌浸出率在91%~95%，Fe3+浓度高达8g/L，渣锌在1.3%~2%间；制酸成本+燃料成本+除铁成本相较于“压缩气+机械”工艺成本提高280元/t-矿，且Zn回收率降低1.6~2.5倍。
采用化学试剂也能也能实现浮选氧化锌精矿的消泡浸出。目前试验所得有机醇添加量在1.5%以上才能抑制泡沫，锌浸出率92%~93%，浸出液中Fe2+浓度在2.8 g/L以上，浸出时间4h~5h，渣锌1.2%左右。但有机醇的加入成本增加130元/t-矿，后端电积工序的阳极板寿命整体降低15%左右，电流效率降低1.7%。
附图说明
图1为未采用“压缩气+机械搅拌”效果图；
图2为采用“压缩气+机械搅拌”消泡效果图；
图3为本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例和附图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换或替换，均属于本发明的保护范围。
本发明所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法包括调浆、预脱泡、中性浸出、浓密和后处理步骤，具体包括：
A、调浆：将待处理浮选氧化锌精矿进行调浆得到调浆液a；
B、预脱泡：将调浆液a采用压缩气和机械搅拌进行预脱泡得到物料b；
C、中性浸出：将物料b进行中性浸出得到矿浆c；
D、浓密的：将矿浆c经浓密后得到上清液d和底流e；
E、后处理：
1）将上清液d经净化、电积、熔铸得到锌锭；
2）底流e经高浸、联浸、压滤后得到滤液f和滤渣g；滤液f返回调浆步骤；滤渣g经水洗涤后得到洗渣h和洗液i，洗渣h进行堆存；洗液i返回高浸步骤。
A步骤中所述的调浆液a的浓度为0.1g/L~10g/L，液固比为（2~10）：1。
B步骤中所述的压缩气为含氧量＞5%的压缩气。
所述的压缩气为氧气与二氧化碳、氮气、氦气、氩气中一种或几种组成。
B步骤中P气压/P矿浆=1.1~100。
B步骤中机械搅拌的转速为1~500r/min。
C步骤中所述的中性浸出的压缩气体为N2、空气、CO2之一或者多种组合，其P气压/P矿浆为1.1~100，浸出温度为10~90℃，浸出时间1h~10h，浸出酸浓度大于15~25g/L，浸出终点PH值4.5~6.0，浸出液固比3:1~10:1，机械搅拌转速为20r/min~1000r/min。
E步骤2）中联浸的温度为10~90℃，浸出时间0.5~5h，浸出终点PH值4.5~6.0，浸出液固比2:1~10:1，联合浸出搅拌转速20r/min~1000r/min。
下面以具体实施案例对本发明做进一步说明：
实施例1
1、用联浸压滤液和自来水一起对浮选氧化锌精矿进行调浆，调浆后浆料L:S为5:1，调浆后浆料温度40℃。
2、在调浆料中通入压缩空气进行气浮预脱泡，矿浆进入中性浸出，泡沫进入联浸。其中，P气压/P矿浆为3，刮板转速为100r/min。
3、预脱泡沫矿浆在P气压/P矿浆为3，温度50℃~60℃，时间2h，终点PH值4.5~5.5，液固比6:1，机械搅拌转速为200r/min的条件下浸出。
4、中性浸出浓密，底流液固比1.5:1，上清液经净化、电积、熔铸后制备锌锭，其净化除Zn、Co、Cu、Fe及有机物与传统工艺流程相同，电积和熔铸工序也同传统工序。
5、浓密底流配入硫酸和洗液，在P气压/P矿浆为3，温度60℃~70℃，时间2h，终点酸浓度20g/L，液固比6:1，机械搅拌转速为200r/min的条件下进行高浸。
6、高浸结束后料浆和气浮泡沫或氧化锌原矿进行联浸，联浸条件为60℃~70℃，浸出时间1h，浸出终点PH值4.5~5.0，浸出液固比6:1，联浸搅拌转速200r/min。
7、联浸结束后压滤，滤液返回到调浆，滤渣进行水洗，逆流洗涤3次，洗涤液固比为3:1，洗液返回高浸，洗渣堆存。
本实施例中锌浸出率为98.92%，浸出矿浆过滤性好，浸出液中Fe2+浓度由2.58g/L降低到1.47g/L，渣锌为0.23%。
实施例2
1、用联浸压滤液和自来水一起对浮选氧化锌精矿进行调浆，调浆后浆料L:S为6:1，调浆后浆料温度50℃。
2、在调浆料中通入压缩空气进行气浮预脱泡，矿浆进入中性浸出，泡沫进入联浸。其中，P气压/P矿浆为20，刮板转速为100r/min。
3、预脱泡沫矿浆在P气压/P矿浆为20，温度40℃~50℃，时间2h，终点PH值4.5~5.5，液固比6:1，机械搅拌转速为200r/min的条件下浸出。
4、中性浸出浓密，底流液固比1.5:1，上清液经净化、电积、熔铸后制备锌锭，其净化除Zn、Co、Cu、Fe及有机物与传统工艺流程相同，电积和熔铸工序也同传统工序。
5、浓密底流配入硫酸和洗液，在P气压/P矿浆为20，温度60℃~70℃，时间3h，终点酸浓度20g/L，液固比7:1，机械搅拌转速为300r/min的条件下进行高浸。
6、高浸结束后料浆和气浮泡沫或氧化锌原矿进行联浸，联浸条件为60℃~70℃，浸出时间2h，浸出终点PH值4.5~5.0，浸出液固比7:1，联浸搅拌转速200r/min。
7、联浸结束后压滤，滤液返回到调浆，滤渣进行水洗，逆流洗涤3次，洗涤液固比为3:1，洗液返回高浸，洗渣堆存。
本实施例中锌浸出率为97.83%，浸出矿浆过滤性好，浸出液中Fe2+浓度由1.85g/L降低到1.31g/L，渣锌为0.38%。
实施例3
1、用联浸压滤液和自来水一起对浮选氧化锌精矿进行调浆，调浆后浆料L:S为2:1，调浆后浆料温度10℃。
2、在调浆料中通入压缩空气进行气浮预脱泡，矿浆进入中性浸出，泡沫进入联浸。其中，P气压/P矿浆为98，刮板转速为500r/min。
3、预脱泡沫矿浆在P气压/P矿浆为95，温度70℃~90℃，时间6h，终点PH值4.5~5.5，液固比10:1，机械搅拌转速为200r/min的条件下浸出。
4、中性浸出浓密，底流液固比3:1，上清液经净化、电积、熔铸后制备锌锭，其净化除Zn、Co、Cu、Fe及有机物与传统工艺流程相同，电积和熔铸工序也同传统工序。
5、浓密底流配入硫酸和洗液，在P气压/P矿浆为20，温度60℃~70℃，时间2h，终点酸浓度18g/L，液固比7:1，机械搅拌转速为180r/min的条件下进行高浸。
6、高浸结束后料浆和气浮泡沫或氧化锌原矿进行联浸，联浸条件为60℃~70℃，浸出时间1h，浸出终点PH值4.5~5.0，浸出液固比3:1，联浸搅拌转速150r/min。
7、联浸结束后压滤，滤液返回到调浆，滤渣进行水洗，逆流洗涤3次，洗涤液固比为3:1，洗液返回高浸，洗渣堆存。
本实施例中锌浸出率为99.13%，浸出矿浆过滤性好，浸出液中Fe2+浓度由2.1g/L降低到1.27g/L，渣锌为0.41%。
实施例4
1、用联浸压滤液和自来水一起对浮选氧化锌精矿进行调浆，调浆后浆料L:S为10:1，调浆后浆料温度90℃。
2、在调浆料中通入压缩空气进行气浮预脱泡，矿浆进入中性浸出，泡沫进入联浸。其中，P气压/P矿浆为60，刮板转速为300r/min。
3、预脱泡沫矿浆在P气压/P矿浆为48，温度30℃~40℃，时间10h，终点PH值4.5~5.5，液固比5:1，机械搅拌转速为60r/min的条件下浸出。
4、中性浸出浓密，底流液固比2.1:1，上清液经净化、电积、熔铸后制备锌锭，其净化除Zn、Co、Cu、Fe及有机物与传统工艺流程相同，电积和熔铸工序也同传统工序。
5、浓密底流配入硫酸和洗液，在P气压/P矿浆为15，温度60℃~70℃，时间2h，终点酸浓度18g/L，液固比5:1，机械搅拌转速为300r/min的条件下进行高浸。
6、高浸结束后料浆和气浮泡沫或氧化锌原矿进行联浸，联浸条件为60℃~70℃，浸出时间1h，浸出终点PH值4.5~5.0，浸出液固比6:1，联浸搅拌转速200r/min。
7、联浸结束后压滤，滤液返回到调浆，滤渣进行水洗，逆流洗涤3次，洗涤液固比为5:1，洗液返回高浸，洗渣堆存。
本实施例中锌浸出率为97.68%，浸出矿浆过滤性好，浸出液中Fe2+浓度由2.35g/L降低到1.37g/L，渣锌为0.41%。

Claims (8)

1.一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法，其特征在于所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法包括调浆、预脱泡、中性浸出、浓密和后处理步骤，具体包括：
A、调浆：将待处理浮选氧化锌精矿进行调浆得到调浆液a；
B、预脱泡：将调浆液a采用压缩气和机械搅拌进行预脱泡得到物料b；
C、中性浸出：将物料b进行中性浸出得到矿浆c；
D、浓密：将矿浆c经浓密后得到上清液d和底流e；
E、后处理：
1）将上清液d经净化、电积、熔铸得到锌锭；
2）底流e经高浸、联浸、压滤后得到滤液f和滤渣g；滤液f返回调浆步骤；滤渣g经水洗涤后得到洗渣h和洗液i，洗渣h进行堆存；洗液i返回高浸步骤。
2.根据权利要求1所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法，其特征在于A步骤中所述的调浆液a的浓度为0.1g/L~10g/L，液固比为（2~10）：1。
3.根据权利要求1所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法，其特征在于B步骤中所述的压缩气为含氧量＞5%的压缩气。
4.根据权利要求1或3所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法，其特征在于所述的压缩气为氧气与二氧化碳、氮气、氦气、氩气中一种或几种组成。
5.根据权利要求1所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法，其特征在于B步骤中P气压/P矿浆=1.1~100。
6.根据权利要求1所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法，其特征在于B步骤中机械搅拌的转速为1~500r/min。
7.根据权利要求1所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法，其特征在于C步骤中所述的中性浸出的压缩气体为N2、空气、CO2之一或者多种组合，其P气压/P矿浆为1.1~100，浸出温度为10~90℃，浸出时间1h~10h，浸出酸浓度大于15~25g/L，浸出终点PH值4.5~6.0，浸出液固比3:1~10:1，机械搅拌转速为20r/min~1000r/min。
8.根据权利要求1所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法，其特征在于E步骤2）中联浸的温度为10~90℃，浸出时间0.5~5h，浸出终点PH值4.5~6.0，浸出液固比2:1~10:1，联合浸出搅拌转速20r/min~1000r/min。
CN202110838018.9A 2021-07-23 2021-07-23 一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法 Active CN113528855B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202110838018.9A CN113528855B (zh) 2021-07-23 2021-07-23 一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202110838018.9A CN113528855B (zh) 2021-07-23 2021-07-23 一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN113528855A true CN113528855A (zh) 2021-10-22
CN113528855B CN113528855B (zh) 2023-02-14

Family

ID=78089426

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202110838018.9A Active CN113528855B (zh) 2021-07-23 2021-07-23 一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN113528855B (zh)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN115478172A (zh) * 2022-09-30 2022-12-16 云南金鼎锌业有限公司 一种锌湿法冶炼降低浸出氧化剂的方法

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1107895A (zh) * 1994-03-02 1995-09-06 张振逵 联产硫酸锌与铅精矿的工艺与装置
CN102126751A (zh) * 2011-04-27 2011-07-20 攀钢集团钢铁钒钛股份有限公司 罩式消泡器及硫酸法制备钛白粉的酸解工艺
CN106435174A (zh) * 2016-10-08 2017-02-22 珠海格力电器股份有限公司 一种气液乳化法浸铜方法
AU2017100906A4 (en) * 2017-07-03 2017-08-03 Shen Zhen Qian Hai Zhong He Sen Mining Technology Industrial Co., Ltd Beneficiation method for high-clay mixed lead-zinc oxide-sulfide ore
CN110157924A (zh) * 2019-06-11 2019-08-23 长沙有色冶金设计研究院有限公司 一种低品位高氧化率氧硫混合锌矿二次富集锌的方法
CN111020185A (zh) * 2019-12-25 2020-04-17 昆明冶金研究院有限公司 一种氧化锌精矿熟化浸出方法
AU2021101480A4 (en) * 2021-03-23 2021-05-13 Guangxi University Method for Regulating Zinc Oxide Flotation foam

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1107895A (zh) * 1994-03-02 1995-09-06 张振逵 联产硫酸锌与铅精矿的工艺与装置
CN102126751A (zh) * 2011-04-27 2011-07-20 攀钢集团钢铁钒钛股份有限公司 罩式消泡器及硫酸法制备钛白粉的酸解工艺
CN106435174A (zh) * 2016-10-08 2017-02-22 珠海格力电器股份有限公司 一种气液乳化法浸铜方法
AU2017100906A4 (en) * 2017-07-03 2017-08-03 Shen Zhen Qian Hai Zhong He Sen Mining Technology Industrial Co., Ltd Beneficiation method for high-clay mixed lead-zinc oxide-sulfide ore
CN110157924A (zh) * 2019-06-11 2019-08-23 长沙有色冶金设计研究院有限公司 一种低品位高氧化率氧硫混合锌矿二次富集锌的方法
CN111020185A (zh) * 2019-12-25 2020-04-17 昆明冶金研究院有限公司 一种氧化锌精矿熟化浸出方法
AU2021101480A4 (en) * 2021-03-23 2021-05-13 Guangxi University Method for Regulating Zinc Oxide Flotation foam

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN115478172A (zh) * 2022-09-30 2022-12-16 云南金鼎锌业有限公司 一种锌湿法冶炼降低浸出氧化剂的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN113528855B (zh) 2023-02-14

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN109706319B (zh) 从电镀污泥中低成本回收金属并生产精制硫酸镍的方法
CN110358917B (zh) 一种处理福美钠钴渣的工艺方法
CN101434385B (zh) 一种从铜阳极泥中提取碲的工艺
CN107385215B (zh) 一种铜电解黑铜泥资源化利用的方法
CN103526024A (zh) 一种清洁环保的高铟高铁锌精矿综合回收新工艺
CN102220489A (zh) 一种从铜阳极泥中提取碲的方法
CN112522512B (zh) 一种利用锌冶炼厂有机钴渣制备电池级硫酸钴的方法
CN112342377B (zh) 镍精矿的处理工艺
WO2012171481A1 (zh) 全面综合回收和基本无三废、零排放的湿法冶金方法
CN103740945A (zh) 一种从铅冶炼系统中富集回收镉的方法
CN113528855B (zh) 一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法
CN1821060A (zh) 采用加压酸浸工艺从铜阳极泥中浸出碲的方法
CN111575490A (zh) 一种从铬泥中提取钒和铬的方法
CN111057847A (zh) 一种镍盐制备电池级硫酸镍的绿色方法
CN112779419B (zh) 一种镍钴锰铜溶液常压除铁铝硅的方法
CN113526576B (zh) 一种高镍低酸低钠硫酸镍溶液的制取方法
CN113528816B (zh) 一种直接酸浸浮选氧化锌精矿的方法
CN114134330A (zh) 一种从高镉烟尘中回收镉的方法
CN103934096A (zh) 一种回收混合铜矿的方法
CN103498052A (zh) 从复杂低品位热滤渣中高效富集稀贵金属的方法
CN104789771B (zh) 复杂铜铅锌银混合精矿有价金属分离方法
CN1236082C (zh) 湿法提铜工艺
CN109234545B (zh) 一种钴锍浸出或钴锍与钴矿的混合物浸出的方法
CN108411109B (zh) 一种含碲金精矿的金碲分离提取工艺
CN109055764B (zh) 一种高氯低锌物料的综合回收方法

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
TA01 Transfer of patent application right
TA01 Transfer of patent application right

Effective date of registration: 20220318

Address after: No. 68, Wenchang Road, No. 121 street, Kunming, Yunnan 650499

Applicant after: Kunming University of Science and Technology

Applicant after: Kunming Metallurgical Research Institute Co.,Ltd.

Address before: No.86 Yuantong North Road, Kunming, Yunnan 650021

Applicant before: Kunming Metallurgical Research Institute Co.,Ltd.

GR01 Patent grant
GR01 Patent grant