CN113846214B - 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法 - Google Patents

一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法 Download PDF

Info

Publication number
CN113846214B
CN113846214B CN202111084272.0A CN202111084272A CN113846214B CN 113846214 B CN113846214 B CN 113846214B CN 202111084272 A CN202111084272 A CN 202111084272A CN 113846214 B CN113846214 B CN 113846214B
Authority
CN
China
Prior art keywords
zinc
leaching
iron
lead
slag
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
CN202111084272.0A
Other languages
English (en)
Other versions
CN113846214A (zh
Inventor
李存兄
张兆闫
魏昶
邓志敢
李兴彬
樊刚
李旻廷
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
Original Assignee
Kunming University of Science and Technology
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 University of Science and Technology filed Critical Kunming University of Science and Technology
Priority to CN202111084272.0A priority Critical patent/CN113846214B/zh
Publication of CN113846214A publication Critical patent/CN113846214A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN113846214B publication Critical patent/CN113846214B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction 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
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/04Obtaining noble metals by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/04Obtaining noble metals by wet processes
    • C22B11/042Recovery of noble metals from waste materials
    • C22B11/044Recovery of noble metals from waste materials from pyrometallurgical residues, e.g. from ashes, dross, flue dust, mud, skim, slag, sludge
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/02Obtaining lead by dry processes
    • C22B13/025Recovery from waste materials
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/04Obtaining lead by wet processes
    • C22B13/045Recovery from waste materials
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/30Obtaining zinc or zinc oxide from metallic residues or scraps
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/006Wet processes
    • C22B7/007Wet processes by acid leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04Working-up slag
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明涉及一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,属于湿法冶炼技术领域,本发明包括以下步骤:1)磨矿;2)常压中和浸出;3)I段加压浸出;4)Ⅱ段加压浸出;5)浸出渣浆化洗涤。本发明同时实现了湿法炼锌生产中的含锌物料中有价金属高效浸出和铁的高效同步沉淀。锌浸出率大于98%,获得铁含量低于2g/L的浸出液无需除铁可返回湿法炼锌主系统,巧妙地实现了湿法炼锌生产中的含锌物料中铁由危害杂质向火法炼铅原料的转变,并最终稳定固化于火法炼铅炉渣或窑渣中,省去了湿法炼锌过程溶液除铁的操作工序,简化了工艺流程,降低了过程操作成本,实现了湿法炼锌生产中的含锌物料危废铁渣的减排。

Description

一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法
技术领域
本发明属于湿法冶炼技术领域,具体的说,涉及一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法。
背景技术
金属锌被称为“现代工业的保护剂”,是航空航天、交通运输、能源工业等领域不可缺少的战略金属。硫化矿是提取锌的主要原料,目前,全球约85%以上的硫化锌矿采用焙烧-浸出-净化-电积的湿法主工艺流程生产。根据浸出方式和浸出渣处理方法不同,含锌物料的处理方法又分为常规处理工艺和热酸浸出工艺。
湿法炼锌过程中含锌物料常与铁伴生,在浸出过程中,铁和锌、锗、铜、铟等有价金属一起被浸出并进入浸出液,浸出液在进行有价金属回收前需要将铁沉出。目前的湿法炼锌企业多采用黄钾铁矾法或针铁矿法去除浸出液中的铁,使铁以危废黄钾铁矾渣或危废针铁矿渣沉淀析出,这类含铁废渣,含铁量较低,很难回收利用。如何避免在有价金属和铁同存于浸出液,一直是行业内的难题。
以锌焙烧矿为例,锌焙烧矿的常规处理工艺主要是通过高温碳热还原挥发的火法工艺实现锌焙烧矿浸出渣中锌、铅及其它伴生元素的高效挥发并将其富集于氧化锌烟尘中,锌焙烧矿中的铁被高温固化进入窑渣或水淬渣中,高温固化铁渣无需二次无害化处理。但常规处理工艺存在碳质还原剂用量大、能耗高、低浓度SO2烟气污染严重或尾吸成本高、伴生有价金属如铜、银等回收率低、工艺冗长等问题。
锌焙烧矿的热酸浸出工艺主要是通过高温高酸浸出的湿法工艺实现锌焙烧矿浸出渣中锌、铜等有价金属的高效浸出并将铅、银等富集于热酸浸出渣中。然而,热酸浸出过程中80%以上的铁进入溶液,目前的湿法炼锌企业多采用黄钾铁矾法或针铁矿法去除热酸浸出液中的铁,使铁以危废黄钾铁矾渣或危废针铁矿渣沉淀析出,这类含铁废渣,含铁量较低,很难回收利用,根据国家2015年出台的《铅锌行业规范条件》,上述危废铁渣须做无害化处理。据统计,每处理1t锌焙烧矿将产生1.2~1.4t危废黄钾铁矾渣或0.8~1.0t危废针铁矿渣,每吨危废铁渣的无害化处理成本高达600~800元。此外,目前的热酸浸出工艺还存在伴生铜、铟、锗等有价元素无法高效回收等问题。
发明内容
为了克服背景技术中存在的问题,本发明提供了一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,将含锌物料通过两段加压浸出,I段加压浸出实现浸出体系中铁的水解沉淀和部分有价金属的浸出,获得低酸低铁的I段加压浸出液和I段加压浸出底流;I段加压浸出底流经
Figure DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出实现有价金属的深度浸出并将铁、铅、银富集于/>
Figure 982571DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣中;/>
Figure 580649DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣经浆化洗涤后进入火法炼铅系统综合回收其中的铅、银,铁作为造渣剂稳定固化于火法炼铅炉渣或窑渣中。不仅实现了铁的有效利用,且有价金属的浸出率更高。
本发明在未做特殊说明情况下,所述的百分含量(%)均指质量百分含量。
为实现上述目的,本发明是通过如下技术方案实现的:
将湿法炼锌生产中的含锌物料经两段加压浸出,实现含锌物料中有价金属的高效浸出和铁的同步沉淀,具体如下:
(1)I段加压浸出:将湿法炼锌生产中的含锌物料、木质素磺酸钙或木质素磺酸钠与酸液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行
Figure DEST_PATH_IMAGE004
段加压浸出,控制釜内压力0.3~1.4MPa,终点反应酸度25~45g/L,反应结束后液固分离,得到铁含量小于2g/L的I段加压浸出液和I段加压浸出底流;
(2)
Figure 328025DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出:将I段加压浸出底流与木质素磺酸钙或木质素磺酸钠、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行/>
Figure 538427DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出,控制釜内压力0.3~1.3MPa,终点反应酸度50~90g/L,反应结束后反应矿浆经液固分离得到/>
Figure 422069DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液和/>
Figure 895776DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣。
进一步的,一段加压浸出和Ⅱ段加压浸出的反应温度均大于100℃,反应时间60~180min。
进一步的,Ⅱ段加压浸出液返回I段加压浸出。
进一步的,I段加压浸出在立式反应釜或卧式反应釜内完成,
Figure 68131DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出在立式反应釜或卧式反应釜内完成,两段反应釜串联。
进一步的,在I段加压浸出前,将含锌物料磨矿或粉碎处理。
进一步的,将Ⅱ段加压浸出渣进行浆化洗涤、过滤,得到洗水和铅银铁渣。
进一步的,所得铅银铁渣可采用两种工艺回收其中的铅、银,并实现铁的无害化处理:铅银铁渣直接进入火法炼铅系统回收其中的铅、银,铁作为造渣剂最终稳定固化于炉渣中,实现由杂质向炼铅原料的转变;或者先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣,再利用火法炼铅或铅富集技术回收铅铁渣中的铅,铁做为造渣熔剂最终稳定固化于炉渣或铅富集过程的窑渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
进一步的,所述含锌物料为湿法炼锌过程中的伴生有铁的含锌物料。
进一步的,所述含锌物料为湿法炼锌过程中的锌焙烧矿、中性或酸性浸出渣。
进一步的,含锌物料为锌焙烧矿时,将锌焙烧矿磨矿处理后,进行常压浸出,常压浸出渣再进行两段加压浸出;含锌物料为中性或酸性浸出渣时,将中性或酸性浸出渣磨矿处理后,进行两段加压浸出。
本发明的有益效果:
本发明获得的I段加压浸出液含铁小于2g/L,显著低于现工业湿法炼锌热酸浸出液铁含量10~25g/L的水平,无需除铁可返回湿法炼锌主系统;获得的浸出终渣(即铅银铁渣)含锌<2%,显著低于现工业湿法炼锌热酸浸出渣含锌5~8%的水平,可直接进入火法炼铅系统进行搭配处理。本发明大幅度提升了湿法炼锌过程锌的综合回收率,并简化了锌冶炼流程。
本发明巧妙地实现了含锌物料中的铁由危害杂质向火法炼铅原料的转变,并最终以火法炼铅炉渣或窑渣形式稳定固化,省去了湿法炼锌过程溶液除铁的操作工序,简化了工艺流程,降低了过程操作成本,实现了含锌物料处理过程危废铁渣的减排。因此,含锌物料中伴生铁由杂质向原料的资源化转变并由此产生的危废铁渣减排效应是本发明的重要技术创新及优势。
本发明克服了现有含锌物料处理工艺中存在的能耗高、工艺流程复杂、伴生金属回收率低、危废铁渣量大及无害化处理成本高等不足之处,同时实现了含锌物料中有价金属高效浸出和铁的高效同步沉淀。
附图说明
图1是本发明的工艺流程简图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚,下面将对本发明的优选实施例进行详细的说明,以方便技术人员理解。
(1)磨矿:将锌焙烧矿采用湿磨或干磨,得到粒度为100-200目的矿浆或矿粉。
(2)常压浸出:将步骤(1)的矿浆或矿粉与含锰物料和酸性溶液混合调浆后进行串联溢流中和浸出,调浆槽内Mn2+浓度为4~6g/L,pH值为2.0-5.4,在浸出过程中,随着浸出时间的延长,按溢流顺序,浸出槽内pH值依次递增,浸出温度为60~85℃,反应时间90~180min。
经常压浸出后液固分离得到常压中和浸出渣和浸出液,常压中和浸出液进入湿法炼锌主系统的净化-电积流程生产电积锌。
该步骤的主要作用是用I段加压浸出液中和浸出锌焙烧矿,实现锌焙砂中大部分锌的浸出、Fe3+以及其它杂质离子的中和水解以达到净化除杂的目的,获得满足湿法炼锌主系统净化工序的溶液,锌焙砂中未浸出的锌主要以铁酸锌(ZnFe2O4)形式存在于中和浸出渣中,主要发生的反应如下:
ZnO + 2H+ = Zn2+ + H2O
2 Fe2++MnO2+ 4H+=2 Fe3++Mn2++ 2H2O
Me3++ 3OH- = Me(OH)3↓ (Me:Fe,Al等)
(3)I段加压浸出:将步骤(2)产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙或木质素磺酸钠与步骤(4)
Figure 285486DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液和步骤(5)洗水混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行/>
Figure 492476DEST_PATH_IMAGE004
段加压浸出,控制釜内压力0.3~1.4MPa,浸出温度大于100℃,终点反应酸度25~45g/L,反应结束后液固分离,得到铁含量小于2g/L的I段加压浸出液和I段加压浸出底流,I段加压浸出液返回常压中和浸出工序。I段加压浸出液中硫酸的浓度为25~45g/L、铁离子浓度为0.4~2 g/L、锌离子浓度为70~90g/L。
I段加压浸出工序的主要功能是在本操作条件范围内实现浸出体系中Fe2+的氧化和Fe3+的沉淀,以及浸出物料中有价元素的部分浸出,主要的化学反应如下:
4Fe2++O2+ 4H+= 4Fe3++ 2H2O
2Fe3++2SO4 2-+2H2O= 2FeOHSO4↓+2H+
2M++6Fe3++4SO4 2- +12H2O= 2MFe3(SO4)2(OH)6↓+12H+ (M: K+、Na+、H3O+等)
ZnFe2O4+8H+= Zn2+ + 2Fe3++ 4H2O
(4)
Figure 638549DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出:将步骤(3)产出的I段加压浸出底流与木质素磺酸钙或木质素磺酸钠、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行/>
Figure 360518DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出,控制釜内压力0.3~1.3MPa,反应温度大于100℃,终点反应酸度50~90g/L,反应结束后反应矿浆经液固分离得到/>
Figure 319246DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液和/>
Figure 911902DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣,/>
Figure 992990DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液返回I段加压浸出工序。/>
Figure 139938DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液中硫酸的浓度为50~90g/L、铁离子浓度为4~6 g/L、锌离子浓度为50~70g/L。
Figure 699095DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出的主要目的是在本操作条件范围内实现物料中有价金属元素的高效浸出,该工序主要发生的化学反应如下:
4Fe2++O2+ 4H+= 4Fe3++ 2H2O
2MeS+O2+ 4H+=2Me2++ 2S0+2H2O (Me:Zn,Fe,Cd,Cu等)
ZnFe2O4 +8H+= Zn2+ + 2Fe3++ 4H2O
通过上述的I段加压浸出和
Figure 677415DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出的两段加压逆流浸出工序最大限度地同时实现有价金属的高效浸出和铁的高效沉淀。
(5)浸出渣浆化洗涤:将步骤(4)产出的
Figure 601509DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣与pH=1.5~3.5的弱酸性溶液,在常压搅拌反应槽内在30~80℃进行浆化洗涤,通过浆化洗涤,/>
Figure 32490DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣中有价金属被浸出。后进行液固分离,得到洗水与铅银铁渣。洗水返回I段加压浸出工序,所得的铅银铁渣中的铁主要为硫酸盐铁,铅银铁渣含锌<2%、含铁18~30%、含铅2~12%、含银0.02~0.06%。
可采用两种工艺回收铅银铁渣中的铅、银,并实现铁的无害化处理:铅银铁渣直接进入火法炼铅系统回收其中的铅、银,铁作为造渣剂最终稳定固化于炉渣中,实现由杂质向炼铅原料的转变;或者先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣,再利用火法炼铅或铅富集技术回收铅铁渣中的铅,铁做为造渣熔剂最终稳定固化于炉渣或铅富集过程的窑渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
其中,步骤(2)中的含锰物料为软锰矿和锌电积过程产生的阳极泥中的一种或两种的混合物,软锰矿和阳极泥的加入量由常压中和浸出液中Mn2+浓度确定,控制常压中和浸出液中Mn2+浓度为4~6g/L。
实施例1
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,具体步骤如下:
(1)将锌焙烧矿(主要元素的质量百分含量为:锌56.4%、铁6.0%、铅3.0%、银0.01%)与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化,得到锌焙烧矿粒度为100目的细磨矿浆;
(2)将步骤(1)产出的细磨矿浆与软锰矿、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后,在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出,反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内,控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为60℃、65℃、65℃、65℃、65℃,2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 2.0~3.5、3.5~4.5、4.5~5.0、5.2~5.4,反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为120min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为4g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣;
(3)将步骤(2)产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、酸度为60g/L 的
Figure 395339DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆,在带有搅拌装置的压力釜内进行/>
Figure 431428DEST_PATH_IMAGE004
段加压浸出,控制反应温度为170℃、釜内压力1.4MPa、反应时间120min,反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层,得到含铁离子浓度为2 g/L、终点酸度为45g/L 的I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
(4)将步骤(3)产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行
Figure 657633DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出,控制过程浸出温度为120℃、釜内压力0.3MPa,反应90min后经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为6 g/L,终点酸度为90g/L 的/>
Figure 841490DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液,/>
Figure 742450DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣。
(5)将步骤(4)产出的
Figure 367466DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣与弱酸性溶液混合,在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤,控制矿浆温度为60℃,洗涤30min后进行液固分离,得到洗水与铅银铁渣(主要元素的质量百分含量为:锌0.45%、铁18%、铅12%、银0.04%)。洗水返回I段加压浸出工序,铅银铁渣直接进入现代火法炼铅流程综合回收其中的铅、银,铅银铁渣中的铁为火法炼铅造渣熔剂并最终稳定固化于炉渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近99%,I段加压浸出液铁离子浓度仅为2 g/L,该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
实施例2
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,具体步骤如下:
(1)将锌焙烧矿(主要元素的质量百分含量为:锌45.0%、铁9.2%、铅1.6%、银0.005%)与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化,得到锌焙烧矿粒度为150目的细磨矿浆。
(2)将步骤(1)产出的细磨矿浆与软锰矿、阳极泥、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后,在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出,反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内,控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为85℃、80℃、80℃、80℃、80℃,2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 3.5~4.5、4.5~5.0、5.0~5.2、5.2~5.4,反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为90min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为6g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
(3)将步骤(2)产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钠、酸度为46g/L 的
Figure 961258DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆,在带有搅拌装置的压力釜内进行/>
Figure 304515DEST_PATH_IMAGE004
段加压浸出,控制反应温度为155℃、釜内压力1.2MPa、反应时间180min,反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层,得到铁离子浓度为1.2 g/L ,终点酸度为38g/L的I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
(4)将步骤(3)产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钠、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行
Figure 9166DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出,控制过程浸出温度为140℃、釜内压力1.15MPa,反应60min,反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为5.5g/L ,终点酸度为70g/L的/>
Figure 816585DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液和/>
Figure 315699DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣。
(5)将步骤(4)产出的
Figure 146252DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣与弱酸性溶液混合,在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤,控制矿浆温度为30℃,洗涤40min后进行液固分离,得到洗水与铅银铁渣(主要元素的质量百分含量为:锌0.8%、铁25.4%、铅7.1%、银0.02%)。洗水返回I段加压浸出工序,先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣,再利用火法炼铅技术回收铅铁渣中的铅,铁做为造渣熔剂最终稳定固化于炉渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近99%,I段加压浸出液铁离子浓度仅为1.2g/L,该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
实施例3
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,具体步骤如下:
(1)将锌焙烧矿(主要元素的质量百分含量为:锌60.0%、铁12.4%、铅0.5%、银0.015%)与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化,得到锌焙烧矿粒度为200目的细磨矿浆。
(2)将步骤(1)产出的细磨矿浆与阳极泥、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后,在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出,反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内,控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为75℃、75℃、75℃、75℃、75℃,2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 4.5、5.0、5.2~5.4、5.2~5.4,反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为90min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
(3)将步骤(2)产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、酸度为30g/L 的
Figure 654594DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆,在带有搅拌装置的压力釜内进行/>
Figure 552405DEST_PATH_IMAGE004
段加压浸出,控制反应温度为110℃、釜内压力0.3MPa、反应时间150min,反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层,得到铁离子浓度为0.4g/L,终点酸度为25g/L的I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
(4)将步骤(3)产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行
Figure 425683DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出,控制过程浸出温度为160℃、釜内压力1.3MPa,反应180min,反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为4 g/L,终点酸度为50g/L的 />
Figure 805849DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液和/>
Figure 789985DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣。
(5)将步骤(4)产出的
Figure 306417DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣与弱酸性溶液混合,在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤,控制矿浆温度为80℃,洗涤60min后进行液固分离,得到洗水与铅银铁渣(主要元素的质量百分含量为(干基):锌1.5%、铁28.2%、铅2.0%、银0.06%)。洗水返回I段加压浸出工序,先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣,再利用铅富集技术回收铅铁渣中的铅,铁最终稳定固化于窑渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近98%,I段加压浸出液铁离子浓度仅为0.4g/L,该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
对比例3(除了浸出过程中不加压外,其他与实施例3相同)
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,具体步骤如下:
(1)将锌焙烧矿(主要元素的质量百分含量为:锌60.0%、铁12.4%、铅0.5%、银0.015%)与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化,得到锌焙烧矿粒度为200目的细磨矿浆。
(2)将步骤(1)产出的细磨矿浆与阳极泥、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后,在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出,反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内,控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为75℃、75℃、75℃、75℃、75℃,2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 4.5、5.0、5.2~5.4、5.2~5.4,反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为90min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
(3)将步骤(2)产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、
Figure 412913DEST_PATH_IMAGE002
段常压浸出液与洗水的混合酸液调浆,在带有搅拌装置的设备内进行/>
Figure 14796DEST_PATH_IMAGE004
段常压浸出,控制反应温度为90℃、反应时间150min,反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层,得到铁离子浓度为18g/L,终点酸度为20g/L 的I段常压浸出液和I段常压浸出底流。
(4)将步骤(3)产出的I段常压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的设备内进行
Figure 802624DEST_PATH_IMAGE002
段常压浸出,控制过程浸出温度为90℃,反应180min后反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为12 g/L,终点酸度为48 g/L的 />
Figure 439141DEST_PATH_IMAGE002
段常压浸出液和/>
Figure 450960DEST_PATH_IMAGE002
段常压浸出渣。
(5)将步骤(4)产出的
Figure 477821DEST_PATH_IMAGE002
段常压浸出渣与弱酸性溶液混合,在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤,控制矿浆温度为80℃,洗涤60min后进行液固分离,得到洗水与铅银渣(主要元素的质量百分含量为(干基):锌4%、铁3%、铅2.0%、银0.06%)。洗水返回I段常压浸出工序,铅银渣进入现代火法炼铅流程综合回收其中的铅、银,在铅银渣火法处理过程中须配入黄铁矿等物料作为造渣铁源。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近96%,I段常压浸出液铁离子浓度18g/L,需进一步中和沉铁处理。
如果采用常压浸出,锌焙烧矿中85%以上的铁溶解进入I段常压浸出液,I段常压浸出液需做进一步中和沉铁处理,产出的危废沉铁渣(铁矾渣或针铁矿渣)需做无害化处理;并且得到的
Figure 131657DEST_PATH_IMAGE002
段常压浸出渣即铅银渣中铁含量偏低,铅银渣进入火法炼铅工序处理时因造渣需要须补充额外的铁源(通常为黄铁矿)。采用本发明的两段加压浸出工艺时铁进入铅银铁渣,而采用两段常压浸出工艺时铁进入浸出液,两段加压浸出工艺显著降低锌焙烧矿的处理成本,有利于锌焙烧矿中伴生有价金属的综合高效回收。
实施例4
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,具体步骤如下:
(1)将锌焙烧矿(主要元素的质量百分含量为:锌52.9%、铁16.0%、铅2.2%、银0.008%)在干式球磨机进行机械活化,得到锌焙烧矿粒度为150目的细磨物料。
(2)将步骤(1)产出的细磨锌焙烧矿与软锰矿、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后,在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出,反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内,控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为72℃、70℃、70℃、70℃、70℃,2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为5.0~5.2、5.0、5.0~5.2、5.2~5.4,反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为140min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
(3)将步骤(2)产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、酸度为40g/L 的
Figure 855637DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆,在带有搅拌装置的压力釜内进行/>
Figure 241619DEST_PATH_IMAGE004
段加压浸出,控制反应温度为145℃、釜内压力0.6MPa、反应时间60min,反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层,得到铁离子浓度为0.8g/L,终点酸度为30g/L的 I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
(4)将步骤(3)产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行
Figure 818094DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出,控制过程浸出温度为155℃、釜内压力0.85MPa,反应150min,反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为5.0 g/L,终点酸度为56g/L的/>
Figure 10041DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液和/>
Figure 293254DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣。
(5)将步骤(4)产出的
Figure 912454DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣与弱酸性溶液混合,在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤,控制矿浆温度为50℃,洗涤50min后进行液固分离,得到洗水与铅银铁渣(主要元素的质量百分含量为:锌0.9%、铁30.0%、铅9.6%、银0.034%)。洗水返回I段加压浸出工序,先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣,再利用火法炼铅技术回收铅铁渣中的铅,铁做为造渣熔剂最终稳定固化于炉渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近99%,I段加压浸出液铁离子浓度仅为0.8g/L,该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
对比例4
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,具体步骤如下:
(1)将锌焙烧矿(主要元素的质量百分含量为:锌52.9%、铁16.0%、铅2.2%、银0.008%)在干式球磨机进行机械活化,得到锌焙烧矿粒度为150目的细磨物料。
(2)将步骤(1)产出的细磨锌焙烧矿与软锰矿、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后,在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出,反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内,控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为72℃、70℃、70℃、70℃、70℃,2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为5.0~5.2、5.0、5.0~5.2、5.2~5.4,反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为140min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
(3)将步骤(2)产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、混合酸液调浆,在带有搅拌装置的压力釜内进行加压浸出,控制反应温度为145℃、釜内压力0.6MPa、反应时间240min,反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层,得到铁离子浓度为0.8g/L,终点酸度为20g/L的加压浸出液和加压浸出渣。
(4)将步骤(3)产出的加压浸出渣与弱酸性溶液混合,在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤,控制矿浆温度为50℃,洗涤50min后进行液固分离,得到洗水与铅银铁渣(主要元素的质量百分含量为:锌12.5%、铁19%、铅3.4%、银0.012%)。洗水返回I段加压浸出工序,先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣,再利用铅富集技术回收铅铁渣中的铅,铁最终稳定固化于窑渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近84%,I段加压浸出液铁离子浓度为0.8/L。
如果只采用一段加压浸出,锌等有价金属的浸出率明显降低,本发明中I段加压浸出的主要功能是沉铁兼部分有价金属的浸出,
Figure 976225DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出的功能是通过提高浸出体系温度和酸度实现有价金属的深度浸出。
实施例5
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,具体步骤如下:
(1)将200kg锌焙烧矿(主要元素的质量百分含量为:锌53.0%、铁7.5%、铅1.2%、银0.009%)与300L水按固液比1.5:1(kg/L)调浆后在湿式球磨机进行机械活化,得到锌焙烧矿粒度为150目的细磨矿浆。
(2)将步骤(1)产出的细磨矿浆与软锰矿、阳极泥、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后,在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出,反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内,控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为75℃、75℃、75℃、75℃、75℃,2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 4.0~4.5、4.5~5.2、5.2~5.4、5.2~5.4,反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为120min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
(3)将步骤(2)产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、酸度为40g/L 的
Figure 909546DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆,在带有搅拌装置的压力釜内进行/>
Figure 109584DEST_PATH_IMAGE004
段加压浸出,控制反应温度为145℃、釜内压力0.9MPa、反应时间90min,反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层,得到铁离子浓度为1.0 g/L,终点酸度为35g/L的 I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
(4)将步骤(3)产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行
Figure 899685DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出,控制过程浸出温度为155℃、釜内压力0.75MPa,反应120min,反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为5.0g/L,终点酸度为75g/L的 />
Figure 388435DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液和/>
Figure 922185DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣。
(5)将步骤(4)产出的
Figure 478193DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣与弱酸性溶液混合,在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤,控制矿浆温度为65℃,洗涤30min后进行液固分离,得到洗水与铅银铁渣(主要元素的质量百分含量为:锌0.8%、铁25.6%、铅4.4%、银0.03%)。洗水返回I段加压浸出工序,先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣,再利用铅富集技术回收铅铁渣中的铅,铁最终稳定固化于窑渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近99%,I段加压浸出液铁离子浓度仅为1.0g/L,该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
对比例5
使用与实施例5相同的锌焙烧矿,采用现有工业处理工艺即锌焙烧矿-中性浸出-弱酸浸出-热酸浸出-黄钾铁矾法沉铁工艺进行了对比。
锌焙烧矿中性浸出-弱酸浸出-热酸浸出-黄钾铁矾法沉铁工艺实施例
(1)将锌焙烧矿(主要元素的质量百分含量为:锌53.0%、铁7.5%、铅1.2%、银0.009%)与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化,得到锌焙烧矿粒度为150目的细磨矿浆。
(2)将步骤(1)产出的细磨矿浆与软锰矿、阳极泥、高铁溶液(硫酸浓度为80g/L、含铁4 g/L)、锌电积废液、366L弱酸浸出液(硫酸浓度为0.5g/L)在1#搅拌浸出槽内调浆后,在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出,反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内,控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为75℃、75℃、75℃、75℃、75℃,2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 4.0~4.5、4.5~5.2、5.2~5.4、5.2~5.4,反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为120min。反应结束后矿浆经浓密机澄清分离后得到到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出底流。
(3)将步骤(2)产出的弱酸浸出底流与锌电积废液均匀加入到1#搅拌弱酸浸出槽内后,在串联的1#、2#、3#、4#、搅拌弱酸浸出槽内进行四级弱酸浸出,反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至4#搅拌浸出槽内,控制1#至4#搅拌浸出槽的反应温度均为80℃,1#至4#搅拌浸出槽内矿浆的pH均为2.5,反应矿浆在1#至4#搅拌浸出槽内停留时间为160min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离后得到弱酸浸出底流和铁含量为2 g/L的弱酸浸出液。弱酸浸出液返回常压中和浸出,弱酸浸出底流进入热酸浸出工序。
(4)将步骤(3)产出的弱酸浸出底流与锌电积废液均匀加入到热酸浸出搅拌弱酸浸出槽内进行热酸浸出,控制过程反应温度均为85℃,反应矿浆在搅拌浸出槽内停留时间为180min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离后得到热酸浸出渣(主要元素的质量百分含量为:锌6.5%、铁6.4%、铅6.8%、银0.05%)和热酸浸出液(主要成分:铁离子浓度为19.6g/L、锌离子浓度为110 g/L)。热酸浸出渣进入火法炼铅系统回收铅银或直接进行无害化处理,热酸浸出液进入黄钾铁矾法除铁工艺。
(5)往步骤(4)产出的热酸浸出液中不断加入锌焙烧矿,维持过程pH1.5~2.0,进行黄钾铁矾法沉铁,控制过程反应温度为90℃,反应时间120~180min,当溶液中铁离子浓度小于2g/L时反应结束,将矿浆进行液固分离得到黄钾铁矾渣(主要成分为:含锌6%、含铁29%、铅1.5%、银0.016%)和铁离子浓度为1.2g/L的除铁后液,黄钾铁矾渣进行高温固化无害化处理,除铁后液返回中性浸出过程。
采用锌焙烧矿中性浸出-弱酸浸出-热酸浸出-黄钾铁矾法沉铁工艺处理含锗锌浸渣后全流程锌的浸出率为96%,热酸浸出液含铁离子浓度为19.6g/L,采用黄钾铁矾法沉铁时产生370kg黄钾铁矾渣,该危废铁渣须进一步无害化处理,富含与其中的锌、铅、银等难以回收。
实施例6
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,具体步骤如下:
(1)将酸性浸出渣(主要元素的质量百分含量为:锌18%、铁15.5%、铅3.9%、银0.02%)与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化,得到酸性浸出渣粒度为150目的细磨矿浆;
(2)将步骤(1)产出的细磨矿浆、木质素磺酸钙、酸度为75g/L 的
Figure 642458DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆,在带有搅拌装置的压力釜内进行/>
Figure 415242DEST_PATH_IMAGE004
段加压浸出,控制反应温度为155℃、釜内压力0.8MPa、反应时间90min,反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层,得到含铁离子浓度为1.3 g/L、终点酸度为42g/L 的I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
(4)将步骤(2)产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行
Figure 487103DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出,控制过程浸出温度为145℃、釜内压力0.8MPa,反应90min后反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为7.5 g/L,终点酸度为70g/L 的/>
Figure 864995DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液,/>
Figure 996899DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣。
(5)将步骤(4)产出的
Figure 256979DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣与弱酸性溶液混合,在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤,控制矿浆温度为65℃,洗涤30min后进行液固分离,得到洗水与铅银铁渣(主要元素的质量百分含量为:锌0.8%、铁18%、铅7.1%、银0.05%)。洗水返回I段加压浸出工序,铅银铁渣先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣,再利用铅富集技术回收铅铁渣中的铅,铁最终稳定固化于窑渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理酸性浸出渣后全流程锌的浸出率接近98%,I段加压浸出液铁离子浓度仅为1.3g/L,该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
实施例7
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,具体步骤如下:
(1)将中性浸出渣(主要元素的质量百分含量为:锌22%、铁13%、铅3.5%、银0.02%)与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化,得到酸性浸出渣粒度为200目的细磨矿浆;
(2)将步骤(1)产出的细磨矿浆、木质素磺酸钙、酸度为80g/L 的
Figure 70215DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆,在带有搅拌装置的压力釜内进行/>
Figure 364930DEST_PATH_IMAGE004
段加压浸出,控制反应温度为160℃、釜内压力1.0MPa、反应时间120min,反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层,得到含铁离子浓度为1.8 g/L、终点酸度为39g/L 的I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
(4)将步骤(2)产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行
Figure 402156DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出,控制过程浸出温度为155℃、釜内压力0.9MPa,反应120min后反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为8.0 g/L,终点酸度为75g/L 的/>
Figure 352794DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出液,/>
Figure 32037DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣。
(5)将步骤(4)产出的
Figure 414215DEST_PATH_IMAGE002
段加压浸出渣与弱酸性溶液混合,在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤,控制矿浆温度为60℃,洗涤30min后进行液固分离,得到洗水与铅银铁渣(主要元素的质量百分含量为:锌1.2%、铁20%、铅7.5%、银0.04%)。洗水返回I段加压浸出工序,铅银铁渣先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣,再利用铅富集技术回收铅铁渣中的铅,铁最终稳定固化于窑渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理酸性浸出渣后全流程锌的浸出率接近97%,I段加压浸出液铁离子浓度仅为1.8g/L,该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
最后说明的是,以上优选实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制,尽管通过上述优选实施例已经对本发明进行了详细的描述,但本领域技术人员应当理解,可以在形式上和细节上对其作出各种各样的改变,而不偏离本发明权利要求书所限定的范围。

Claims (7)

1.一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,其特征在于:将湿法炼锌生产中的含锌物料经两段加压浸出,实现含锌物料中有价金属的高效浸出和铁的同步沉淀,具体如下:
(1)I段加压浸出:将湿法炼锌生产中的含锌物料、木质素磺酸钙或木质素磺酸钠与酸液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行I段加压浸出,控制釜内压力0.3~1.4MPa,终点反应酸度25~45g/L,反应结束后液固分离,得到铁含量小于2g/L的I段加压浸出液和I段加压浸出底流;
(2)II段加压浸出:将I段加压浸出底流与木质素磺酸钙或木质素磺酸钠、锌电积废液混合,在带有搅拌装置的压力釜内进行II段加压浸出,控制釜内压力0.3~1.3MPa,终点反应酸度50~90g/L,反应结束后反应矿浆经液固分离得到II段加压浸出液和II段加压浸出渣;
所述含锌物料为湿法炼锌过程中的伴生有铁的含锌物料,包括锌焙烧矿、中性或酸性浸出渣;
含锌物料为锌焙烧矿时,将锌焙烧矿磨矿处理后,进行常压浸出,常压浸出渣再进行两段加压浸出;
含锌物料为中性或酸性浸出渣时,将中性或酸性浸出渣磨矿处理后,进行两段加压浸出。
2.根据权利要求1所述的一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,其特征在于:I段加压浸出和II段加压浸出的反应温度均大于100℃,反应时间60~180min。
3.根据权利要求1所述的一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,其特征在于:II段加压浸出液返回I段加压浸出。
4.根据权利要求1所述的一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,其特征在于:I段加压浸出在立式反应釜或卧式反应釜内完成,II段加压浸出在立式反应釜或卧式反应釜内完成,两段反应釜串联。
5.根据权利要求1至4任一项所述的一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,其特征在于:在I段加压浸出前,将含锌物料磨矿或粉碎处理。
6.根据权利要求1至4任一项所述的一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,其特征在于:将II段加压浸出渣进行浆化洗涤、过滤,得到洗水和铅银铁渣。
7.根据权利要求6所述的一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,其特征在于:所得铅银铁渣采用两种工艺回收其中的铅、银,并实现铁的无害化处理:铅银铁渣直接进入火法炼铅系统回收其中的铅、银,铁作为造渣剂最终稳定固化于炉渣中,实现由杂质向炼铅原料的转变;或者先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣,再利用火法炼铅或铅富集技术回收铅铁渣中的铅,铁做为造渣熔剂最终稳定固化于炉渣或铅富集过程的窑渣中,实现其由杂质向炼铅原料的转变。
CN202111084272.0A 2021-09-16 2021-09-16 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法 Active CN113846214B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202111084272.0A CN113846214B (zh) 2021-09-16 2021-09-16 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202111084272.0A CN113846214B (zh) 2021-09-16 2021-09-16 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN113846214A CN113846214A (zh) 2021-12-28
CN113846214B true CN113846214B (zh) 2023-03-31

Family

ID=78974291

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202111084272.0A Active CN113846214B (zh) 2021-09-16 2021-09-16 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN113846214B (zh)

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113278796B (zh) * 2021-04-22 2022-12-23 昆明理工大学 一种臭氧强化氧化浸出氧化锌烟尘的方法
CN114737064A (zh) * 2022-03-17 2022-07-12 云南云铜锌业股份有限公司 一种湿法炼锌黄钾铁矾法

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA1049953A (en) * 1975-10-22 1979-03-06 Herbert Veltman Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides
JP3411320B2 (ja) * 1993-01-19 2003-05-26 秋田製錬株式会社 亜鉛製錬法
CN1400321A (zh) * 2002-05-29 2003-03-05 云南冶金集团总公司 硫化锌精矿加压浸出方法
CN101709373B (zh) * 2009-11-18 2011-10-05 云南冶金集团股份有限公司技术中心 硫化铅锌矿的处理方法与系统
CN102134654A (zh) * 2010-01-21 2011-07-27 云南冶金集团股份有限公司 硫化锌精矿的处理方法
CN103194599A (zh) * 2013-04-25 2013-07-10 大兴安岭云冶矿业开发有限公司 硫化锌精矿的处理方法
CN103952572B (zh) * 2014-05-22 2015-11-25 北京矿冶研究总院 一种加压浸出优化湿法炼锌热酸浸出工艺的方法
CN105803191B (zh) * 2016-04-29 2018-03-06 昆明理工大学 一种湿法炼锌过程锌铁分离方法
CN109536707B (zh) * 2018-12-28 2020-06-30 云南驰宏资源综合利用有限公司 一种降低次氧化锌浸出渣含锌的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN113846214A (zh) 2021-12-28

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102994747B (zh) 一种从高铅铜锍中回收金属铜的工艺
CN103667720B (zh) 从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法
CN113897491B (zh) 一种综合高效处理锌浸出渣的方法
CN1308466C (zh) 含铟高铁硫化锌精矿加压酸浸-中和沉淀分离铟生产锌铟方法
CN102312083A (zh) 一种从高铁高铟锌精矿中提取锌铟及回收铁的方法
CN109971961B (zh) 一种处理含锗锌浸渣的方法
CN113846214B (zh) 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法
CN113832346B (zh) 一种高效简化处理含锗锌浸渣的方法
CN106868307A (zh) 一种硫酸烧渣除砷富集金银的综合利用工艺
CN103526024A (zh) 一种清洁环保的高铟高铁锌精矿综合回收新工艺
CN110117723B (zh) 一种富锗氧化锌烟尘浸出方法
CN110093506A (zh) 含锗锌浸出渣中有价金属高效提取及其减量化处理方法
CN105695745A (zh) 一种低品位冰铜渣金属资源综合回收工艺
CN113088710A (zh) 一种铜锗置换渣中铜锗分离的方法
CN103805789B (zh) 一种铜镍渣的综合回收有价金属的方法
CN113149075A (zh) 一种从低品位铌矿中制备五氧化二铌的方法
CN111235404A (zh) 一种铜萃余液生产氢氧化钴的除杂方法
CN103484694A (zh) 一种从铜铋精矿中提取铋的方法
CN109055764B (zh) 一种高氯低锌物料的综合回收方法
CN107099669A (zh) 一种含铜渣中高效清洁除砷的方法
CN117926027A (zh) 一种红土镍矿石的综合利用方法
CN111748690B (zh) 一种基于水热晶格转型的湿法冶金浸出液净化除铁的方法
CN106636657B (zh) 一种含砷烟灰预脱砷的方法
CN105110300A (zh) 一种含硫化锰的复合锰矿提取锰及硫的方法
CN109913647B (zh) 一种回收铋中矿中铜、锌的湿法处理方法

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