CN115109920B - 湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法 - Google Patents

湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN115109920B
CN115109920B CN202210701528.6A CN202210701528A CN115109920B CN 115109920 B CN115109920 B CN 115109920B CN 202210701528 A CN202210701528 A CN 202210701528A CN 115109920 B CN115109920 B CN 115109920B
Authority
CN
China
Prior art keywords
liquid
iron
hematite
indium
zinc
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
CN202210701528.6A
Other languages
English (en)
Other versions
CN115109920A (zh
Inventor
朱北平
成世雄
陶家荣
俞凌飞
李敦华
宋永平
李云
李永福
杨成武
卢玉喜
陈玉朴
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.)
Yunxi Wenshan Zinc Indium Smelting Co ltd
Original Assignee
Yunxi Wenshan Zinc Indium Smelting 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 Yunxi Wenshan Zinc Indium Smelting Co ltd filed Critical Yunxi Wenshan Zinc Indium Smelting Co ltd
Priority to CN202210701528.6A priority Critical patent/CN115109920B/zh
Publication of CN115109920A publication Critical patent/CN115109920A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN115109920B publication Critical patent/CN115109920B/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
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/005—Preliminary treatment of 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
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/11—Removing sulfur, phosphorus or arsenic other than by roasting
    • 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

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

Abstract

本发明公开了一种湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法，包括将预中和后液与石灰石浆和絮凝剂混合进行中和沉铟，然后进行第一固液分离，得到沉铟后液和含有硫酸钙的沉铟底流；将沉铟后液与氧气混合进行沉铁；将得到的沉铁矿浆和絮凝剂混合后进行第二固液分离，得到沉铁后液和沉铁底流；对沉铁底流进行第一脱液，得到粗赤铁矿和第一尾液；对粗赤铁矿洗涤后进行第二脱液，得到赤铁矿和含有锌离子的第二尾液，其中，中和沉铟的工艺条件为：反应温度70～90℃，反应时间1.5～3h，沉铟终点pH值4.0～5.0；沉铁的工艺条件为：反应温度170～220℃，反应时间3～6h，氧气通入系数1.3～1.6，氧气压力1.2～1.8MPa。该方法无需火法焙烧降锌脱硫，即可产出含锌量小于0.5wt％，含硫量小于2wt％的赤铁矿。

Description

湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法
技术领域
本发明属于湿法炼锌技术领域，具体涉及一种湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法。
背景技术
湿法炼锌行业中，赤铁矿法沉铁工艺产出的赤铁矿品位较高，可直接利用且应用日益广泛。但在湿法炼锌硫酸锌溶液体系中，赤铁矿易夹杂硫酸盐固体与溶液等而使其含锌与含硫量升高，对其应用于钢铁冶炼等领域产生较大不利影响，局限了其工业化应用。目前，通过配矿后火法焙烧的方法可有效降低赤铁矿含锌与含硫量，提高赤铁矿品位，但也存在生产成本及能源消耗大、不利于环境保护等问题。
因此，现有湿法炼锌系统降低赤铁矿含锌与含硫量的方法有待改进。
发明内容
本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法，采用该方法无需火法焙烧降锌脱硫，即可产出含锌量小于0.5wt％，含硫量小于2wt％的赤铁矿，将其用于市场销售，可较大程度地提高生产效益。
根据本发明的一个方面，本发明提出了一种湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法。根据本发明的实施例，所述方法包括：
(1)将来自湿法炼锌浸出系统的预中和后液与石灰石浆和絮凝剂混合进行中和沉铟，然后进行第一固液分离，以便得到沉铟后液和含有硫酸钙的沉铟底流；
(2)将所述沉铟后液与氧气混合进行沉铁，以便得到沉铁矿浆；
(3)将所述沉铁矿浆和絮凝剂混合后进行第二固液分离，以便得到沉铁后液和沉铁底流；
(4)对所述沉铁底流进行第一脱液，以便得到粗赤铁矿和第一尾液；
(5)对所述粗赤铁矿进行洗涤后再进行第二脱液，以便得到赤铁矿和含有锌离子的第二尾液，
其中，在步骤(1)中，所述中和沉铟的工艺条件为：反应温度70～90℃，反应时间1.5～3h，沉铟终点pH值4.0～5.0；
在步骤(2)中，所述沉铁的工艺条件为：反应温度170～220℃，反应时间3～6h，氧气通入系数1.3～1.6，氧气压力1.2～1.8MPa。
根据本发明实施例的湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法，通过将来自湿法炼锌浸出系统的预中和后液与石灰石浆和絮凝剂混合进行中和沉铟，通过控制中和沉铟的工艺条件为：反应温度70～90℃，反应时间1.5～3h，沉铟终点pH值4.0～5.0，发明人发现，若反应温度过低，则中和反应效率较低，达到沉铟终点pH值后将残留部分CaCO3继续反应，导致溶液浑浊；而若反应温度过高，则将消耗更多的能源；同时若反应时间过短，为达到沉铟终点pH值，中和反应将更加激烈，产生大量CO2气体导致冒槽；而若反应时间过长，则效率较低；另外，若沉铟终点pH值过低，则溶液中仍含有较高含量的硫酸，铟无法水解沉淀；而若沉铟终点pH值过高，则会造成锌及其他金属元素水解沉淀。由此，采用本申请中和沉铟工艺条件，可以保证预中和后液中游离酸与石灰石反应生成硫酸钙沉淀降低溶液中的硫含量，同时减少锌离子水解，锌离子一旦水解生成氢氧化锌，氢氧化锌会悬浮在溶液中，较难通过后续的第一固液分离过程进入沉铟底流而继续留在沉铟后液中，不利于赤铁矿含锌量的降低。然后对沉铟矿浆进行第一固液分离，加入的絮凝剂可以辅助沉降，得到沉铟后液和含有硫酸钙的沉铟底流。再将沉铟后液与氧气混合进行沉铁，通过控制沉铁的工艺条件为：反应温度170～220℃，反应时间3～6h，氧气通入系数1.3～1.6，氧气压力1.2～1.8MPa，发明人发现，若反应温度过低，则赤铁矿生成效率较低；而若反应温度过高，则将消耗大量能源。同时，若反应时间过短，则溶液中的铁无法全部转化生成赤铁矿；而若反应时间过长，则降低了生产效率。另外，若氧气通入系数过小，不利于赤铁矿的生成；而若氧气通入系数过大，则造成氧气过剩，大量溢出的氧气存在严重的安全隐患。若氧气压力过低，则氧气无法通入反应设备参与反应；而若氧气压力过高，将影响反应体系的压力，导致难以控制所需的工艺条件。由此，采用本申请的沉铁条件，有利于快速生成赤铁矿，赤铁矿的快速生成可减少包括硫酸锌的硫酸盐以及氢氧化锌在赤铁矿表面的吸附以及赤铁矿晶体生长过程对上述硫酸盐和氢氧化锌的包裹。接着将沉铁矿浆和絮凝剂混合后进行第二固液分离，得到沉铁后液和沉铁底流。最后对沉铁底流进行第一脱液，初步降低赤铁矿对含锌与含硫溶液的夹带，并对得到的粗赤铁矿进行洗涤后再进行第二脱液，以进一步降低赤铁矿对含锌与含硫溶液的夹带，即可得到赤铁矿和含有锌离子的第二尾液。综上，采用本申请的方法无需火法焙烧降锌脱硫，即可产出含锌量小于0.5wt％，含硫量小于2wt％的赤铁矿，将其用于市场销售，可较大程度地提高生产效益。
另外，根据本发明上述实施例的湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法还可以具有如下附加的技术特征：
在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述石灰石浆为采用纯度不小于99wt％的CaCO3配制而成的浓度为20wt％～40wt％的浆料。由此，有利于保证中和沉铟反应完全，沉铟矿浆添加絮凝剂后具有良好沉降性能。
在本发明的一些实施例中，所述沉铟后液的固含量不大于0.5g/L，铁浓度为35～45g/L，锌浓度为60～95g/L。
在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，在将所述沉铟后液与氧气混合进行沉铁之前，预先将所述沉铟底流进行压滤，并将得到的压滤液与所述沉铟后液以及氧气混合进行沉铁，以便得到沉铁矿浆。由此，有利于提高赤铁矿的产率。
在本发明的一些实施例中，所述压滤液的固含量不大于0.5g/L，铁浓度为35～45g/L，锌浓度为60～95g/L。
在本发明的一些实施例中，在步骤(3)中，所述沉铁底流的密度为1.4～1.6g/cm3，含锌率为1wt％～2wt％，含硫率为3wt％～5wt％，含铁率为56wt％～58wt％。
在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，所述第一脱液在离心机中进行，转速为600～900r/min，时间为3～8min。由此，初步降低赤铁矿对含锌与含硫溶液的夹带。
在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，所述粗赤铁矿的含液率不大于10wt％。由此，粗赤铁矿中的含硫和含锌率较低。
在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，利用水对所述粗赤铁矿进行洗涤，所述水与所述粗赤铁矿的液固比为0.2～0.5L/Kg。由此，可以进一步降低赤铁矿对含锌与含硫溶液的夹带。
在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，所述洗涤在离心机中进行，转速为300r/min～600r/min，时间为3～6min。由此，可以进一步降低赤铁矿对含锌与含硫溶液的夹带。
在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，所述第二脱液在离心机中进行，转速为600～900r/min，时间为3～8min。由此，可以进一步降低赤铁矿对含锌与含硫溶液的夹带。
在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，所述赤铁矿的含水率不大于9wt％，含锌率不大于0.5wt％，含硫率不大于2wt％。
本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。
附图说明
本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：
图1是根据本发明的一个实施例的湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法流程示意图；
图2是根据本发明的一个实施例的湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。
此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是至少两个，例如两个，三个等，除非另有明确具体的限定。
根据本发明的一个方面，本发明提出了一种湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法。根据本发明的实施例，参考图1，该方法包括：
S100：将来自湿法炼锌浸出系统的预中和后液与石灰石浆和絮凝剂混合进行中和沉铟，然后进行第一固液分离
该步骤中，通过将来自湿法炼锌浸出系统的预中和后液与石灰石浆和絮凝剂混合进行中和沉铟，通过控制中和沉铟的工艺条件为：反应温度70～90℃，反应时间1.5～3h，沉铟终点pH值4.0～5.0，发明人发现，若反应温度过低，则中和反应效率较低，达到沉铟终点pH值后将残留部分CaCO3继续反应，导致溶液浑浊；而若反应温度过高，则将消耗更多的能源；同时若反应时间过短，为达到沉铟终点pH值，中和反应将更加激烈，产生大量CO2气体导致冒槽；而若反应时间过长，则效率较低；另外，若沉铟终点pH值过低，则溶液中仍含有较高含量的硫酸，铟无法水解沉淀；而若沉铟终点pH值过高，则会造成锌及其他金属元素水解沉淀。由此，采用本申请中和沉铟工艺条件，可以保证预中和后液中游离酸与石灰石反应生成硫酸钙沉淀降低溶液中的硫含量，其发生的化学反应方程式为：CaCO3+H2SO4＝CaSO4+H2O+CO2↑，同时可减少锌离子水解，锌离子一旦水解生成氢氧化锌，氢氧化锌会悬浮在溶液中，较难通过后续的第一固液分离过程进入沉铟底流而继续留在沉铟后液中，不利于赤铁矿含锌量的降低。然后对沉铟矿浆进行第一固液分离，加入的絮凝剂可以辅助沉降，得到沉铟后液和含有硫酸钙的沉铟底流，其中，沉铟后液的固含量不大于0.5g/L，铁浓度为35～45g/L，锌浓度为60～95g/L；沉铟底流的密度为1.35～1.55g/cm3，铟含量为0.2wt％～0.4wt％、CaSO4·2H2O含量为85wt％～92wt％。具体的，上述预中和后液的硫酸含量为0.6wt％～0.9wt％，锌浓度为70～95g/L。
进一步地，上述石灰石浆为采用纯度不小于99wt％的CaCO3配制而成的浓度为20wt％～40wt％的浆料。由此，有利于保证中和沉铟反应完全，且沉铟矿浆添加絮凝剂后具有良好沉降性能。
需要说明的是，本领域技术人员可以根据实际需要对上述第一固液分离的具体方式进行选择，例如，上述第一固液分离过程在浓密机中进行，浓密时间为8～12小时。
具体的，可以在中和沉铟过程中加入絮凝剂，也可以在中和沉铟之后，第一固液分离之前加入絮凝剂。需要说明的是，絮凝剂的具体类型并不受限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，例如，絮凝剂包括但不限于FA920SH型絮凝剂。进一步地，上述絮凝剂的浓度为1wt‰～3wt‰，加入量为5～20ppm。发明人发现，若絮凝剂的浓度过低或加入量过低，会导致絮凝效果不理想，从而会增加沉铟后液中的含固量，难以有效降低赤铁矿中的含锌与含硫量，且会增加浓缩与澄清的时间；而若絮凝剂的浓度过高或加入量过高，由于絮凝剂也是一种透明胶体，当投加量过大，如果达到饱和状态，沉铟矿浆就会变得很粘稠，此时絮凝剂在沉铟矿浆中不仅不会聚在一起沉淀，还会堵塞管道等设备。由此，采用本申请的絮凝剂浓度和投入量，一方面有利于降低赤铁矿中的含锌与含硫量，缩短浓缩与澄清的时间；另一方面可以避免堵塞管道。
S200：将沉铟后液与氧气混合进行沉铁
该步骤中，通过将沉铟后液与氧气混合进行沉铁，其化学反应方程式为：2FeSO4+0.5O2+2H2O＝Fe2O3+2H2SO4，得到沉铁矿浆。通过控制沉铁的工艺条件为：反应温度170～220℃，反应时间3～6h，氧气通入系数1.3～1.6，氧气压力1.2～1.8MPa，发明人发现，若反应温度过低，则赤铁矿生成效率较低；而若反应温度过高，则将消耗大量能源。同时，若反应时间过短，则溶液中的铁无法全部转化生成赤铁矿；而若反应时间过长，则降低了生产效率。另外，若氧气通入系数过小，不利于赤铁矿的生成；而若氧气通入系数过大，则造成氧气过剩，大量溢出的氧气存在严重的安全隐患。若氧气压力过低，则氧气无法通入反应设备参与反应；而若氧气压力过高，将影响反应体系的压力，导致难以控制所需的工艺条件。由此，采用本申请的沉铁条件，有利于快速生成赤铁矿，赤铁矿的快速生成可减少包括硫酸锌的硫酸盐以及氢氧化锌在赤铁矿表面的吸附以及赤铁矿晶体生长过程对上述硫酸盐和氢氧化锌的包裹。
进一步地，参考图2，在将上述沉铟后液与氧气混合进行沉铁之前，预先将沉铟底流进行压滤，并将得到的压滤液与沉铟后液以及氧气混合进行沉铁，得到沉铁矿浆。由此，有利于提高赤铁矿的产率。具体的，使用滤布透气率为10～20L/m2·S的压滤机对上述沉铟底流进行液固分离，产出铟含量为0.2wt％～0.4wt％、CaSO4·2H2O含量为85wt％～92wt％压滤渣，用于回收金属铟；产出铁浓度为35～45g/L，锌浓度为60～95g/L，含固量小于0.5g/L的压滤液，与上述沉铟后液以及氧气混合进行沉铁，得到沉铁矿浆。
S300：将沉铁矿浆和絮凝剂混合后进行第二固液分离
该步骤中，通过将沉铁矿浆经闪蒸减压降温至70～90℃后与絮凝剂混合进行第二固液分离，絮凝剂的加入可以辅助沉降，得到沉铁后液和沉铁底流。其中，沉铁后液的H2SO4浓度为40～50g/L、锌浓度为55～80g/L、铁浓度为4～7g/L；沉铁底流的密度为1.4～1.6g/cm3，含锌率为1wt％～2wt％，含硫率为3wt％～5wt％，含铁率为56wt％～58wt％。需要说明的是，第二固液分离的具体方式以及絮凝剂的具体类型同于上文描述，此处不再赘述。进一步，絮凝剂的浓度为1wt‰～2wt‰，加入量为2～10ppm。发明人发现，若絮凝剂的浓度过低或加入量过低，会导致絮凝效果不理想，从而会降低赤铁矿的产量，且会增加浓缩与澄清的时间；而若絮凝剂的浓度过高或加入量过高，由于絮凝剂也是一种透明胶体，当投加量过大，如果达到饱和状态，沉铟矿浆就会变得很粘稠，此时絮凝剂在沉铟矿浆中不仅不会聚在一起沉淀，还会堵塞管道等设备。由此，采用本申请的絮凝剂浓度和投入量，一方面有利于提高赤铁矿产量，缩短浓缩与澄清的时间；另一方面可以避免堵塞管道。
S400：对沉铁底流进行第一脱液
该步骤中，通过对沉铁底流进行第一脱液，初步降低赤铁矿对含锌与含硫溶液的夹带，即可得到粗赤铁矿和第一尾液。由此，沉铁底流中大部分的锌和硫进入第一尾液中。其中粗赤铁矿的含液率不大于10wt％。具体的，第一脱液在离心机中进行，转速为600～900r/min，时间为3～8min。发明人发现，若离心机的转速过低或者离心时间过短，粗赤铁矿的含液率较高，不利于最终赤铁矿含锌量与含硫量的降低；而若离心机的转速过高或者离心时间过长，则会增加能耗。需要说明的是，本领域技术人员可以根据实际需要对上述离心机的具体类型进行选择，例如，可以采用专利CN 212167837 U中公开的全自动赤铁矿渣专用立式离心机，该专用离心机中的转鼓侧壁的内壁设有滤网，且转鼓侧壁开设有出液孔，转鼓外部设有脱液腔，转鼓内部与脱液腔通过出液孔连通，脱液时，由于不同比重的物体在相同的速度下会获得不同的离心力，沉铁底流中的固体被滤网拦截在转鼓内，液体会连续穿透滤网、出液孔飞出转鼓进入脱液腔，即可以在进行离心的同时进行过滤，从而有利于进一步降低粗赤铁矿的含液率。进一步地，专用离心机中的滤网为-300目。并且，由于该专用离心机采用自动进料，若上述沉铁底流的密度过低，将导致离心机进料时间长，固体物料穿滤过多；而若上述沉铁底流的密度过高，易导致离心机运行工况不稳定。
S500：对粗赤铁矿进行洗涤后再进行第二脱液
该步骤中，通过对粗赤铁矿进行洗涤后再进行第二脱液，以进一步降低赤铁矿对含锌与含硫溶液的夹带，即可得到赤铁矿和含有锌离子的第二尾液。其中，赤铁矿的含水率不大于9wt％，含锌率不大于0.5wt％，含硫率不大于2wt％。进一步地，利用水对上述粗赤铁矿进行洗涤，水与粗赤铁矿的液固比为0.2～0.5L/Kg。发明人发现，若该液固比过小，洗涤效果不佳；而若该液固比过大，则会浪费水资源。进一步地，上述洗涤在离心机中进行，转速为300r/min～600r/min，时间为3～6min。发明人发现，若离心机的转速过低或者离心时间过短，洗涤效果不佳，不利于最终赤铁矿含锌量与含硫量的降低；而若离心机的转速过高或者离心时间过长，则会增加能耗。同时，上述第二脱液在离心机中进行，转速为600～900r/min，时间为3～8min。发明人发现，若离心机的转速过低或者离心时间过短，赤铁矿含液率较高，不利于最终赤铁矿含锌量与含硫量的降低；而若离心机的转速过高或者离心时间过长，则会增加能耗。需要说明的是，洗涤和第二脱液使用的离心机的具体类型同于上文描述，此处不再赘述。
发明人发现，通过将来自湿法炼锌浸出系统的预中和后液与石灰石浆和絮凝剂混合进行中和沉铟，通过控制中和沉铟的工艺条件为：反应温度70～90℃，反应时间1.5～3h，沉铟终点pH值4.0～5.0，发明人发现，若反应温度过低，则中和反应效率较低，达到沉铟终点pH值后将残留部分CaCO3继续反应，导致溶液浑浊；而若反应温度过高，则将消耗更多的能源；同时若反应时间过短，为达到沉铟终点pH值，中和反应将更加激烈，产生大量CO2气体导致冒槽；而若反应时间过长，则效率较低；另外，若沉铟终点pH值过低，则溶液中仍含有较高含量的硫酸，铟无法水解沉淀；而若沉铟终点pH值过高，则会造成锌及其他金属元素水解沉淀。由此，采用本申请中和沉铟工艺条件，可以保证预中和后液中游离酸与石灰石反应生成硫酸钙沉淀降低溶液中的硫含量，同时减少锌离子水解，锌离子一旦水解生成氢氧化锌，氢氧化锌会悬浮在溶液中，较难通过后续的第一固液分离过程进入沉铟底流而继续留在沉铟后液中，不利于赤铁矿含锌量的降低。然后对沉铟矿浆进行第一固液分离，加入的絮凝剂可以辅助沉降，得到沉铟后液和含有硫酸钙的沉铟底流。再将沉铟后液与氧气混合进行沉铁，通过控制沉铁的工艺条件为：反应温度170～220℃，反应时间3～6h，氧气通入系数1.3～1.6，氧气压力1.2～1.8MPa，发明人发现，若反应温度过低，则赤铁矿生成效率较低；而若反应温度过高，则将消耗大量能源。同时，若反应时间过短，则溶液中的铁无法全部转化生成赤铁矿；而若反应时间过长，则降低了生产效率。另外，若氧气通入系数过小，不利于赤铁矿的生成；而若氧气通入系数过大，则造成氧气过剩，大量溢出的氧气存在严重的安全隐患。若氧气压力过低，则氧气无法通入反应设备参与反应；而若氧气压力过高，将影响反应体系的压力，导致难以控制所需的工艺条件。由此，采用本申请的沉铁条件，有利于快速生成赤铁矿，赤铁矿的快速生成可减少包括硫酸锌的硫酸盐以及氢氧化锌在赤铁矿表面的吸附以及赤铁矿晶体生长过程对上述硫酸盐和氢氧化锌的包裹。接着将沉铁矿浆和絮凝剂混合后进行第二固液分离，得到沉铁后液和沉铁底流。最后对沉铁底流进行第一脱液，初步降低赤铁矿对含锌与含硫溶液的夹带，并对得到的粗赤铁矿进行洗涤后再进行第二脱液，以进一步降低赤铁矿对含锌与含硫溶液的夹带，即可得到赤铁矿和含有锌离子的第二尾液。综上，采用本申请的方法无需火法焙烧降锌脱硫，即可产出含锌量小于0.5wt％，含硫量小于2wt％的赤铁矿，将其用于市场销售，可较大程度地提高生产效益。
下面详细描述本发明的实施例，需要说明的是下面描述的实施例是示例性的，仅用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。另外，如果没有明确说明，在下面的实施例中所采用的所有试剂均为市场上可以购得的，或者可以按照本文或已知的方法合成的，对于没有列出的反应条件，也均为本领域技术人员容易获得的。
实施例1
步骤1：将硫酸含量为0.9wt％、锌含量为80g/L的预中和后液与石灰石浆(纯度大于99wt％CaCO3配制的30wt％浓度浆料)混合进行中和沉铟，反应温度80℃；反应时间3h；中和沉铟终点pH值为4.8；产出沉铟矿浆添加配制浓度为2wt‰的FA920SH型絮凝剂辅助沉降并自流入浓密机进行液固分离，絮凝剂加入量10ppm；沉铟矿浆在浓密机中浓密10h，产出沉铟后液以及沉铟底流(沉铟后液的固含量不大于0.5g/L，铁浓度为35～45g/L，锌浓度为60～95g/L；沉铟底流的密度为1.35～1.55g/cm3，铟含量为0.2wt％～0.4wt％、CaSO4·2H2O含量为85wt％～92wt％)，使用滤布透气率为20L/m2·S的压滤机进行液固分离，产出压滤液和压滤渣(压滤液的铁浓度为35～45g/L，锌浓度为60～95g/L，含固量小于0.5g/L；压滤渣的铟含量为0.2wt％～0.4wt％、CaSO4·2H2O含量为85wt％～92wt％)。
步骤2：将沉铟后液、压滤液与氧气混合进行沉铁，控制赤铁矿法沉铁工艺条件为反应温度200℃；反应时间5h；氧气加入系数1.3；压力1.8MPa，得到沉铁矿浆。
步骤3：产出的高温高压沉铁矿浆经闪蒸降温至85℃，添加配制浓度为2wt‰FA920SH型絮凝剂辅助沉降并自流入浓密机进行液固分离，絮凝剂加入量10ppm，产出沉铁后液和沉铁底流(沉铁后液的H2SO4浓度为40～50g/L、锌浓度为55～80g/L、铁浓度为4～7g/L；沉铁底流的密度为1.4～1.6g/cm3，含锌率为1wt％～2wt％，含硫率为3wt％～5wt％，含铁率为56wt％～58wt％)。
步骤4：使用全自动赤铁矿渣专用立式离心机对沉铁底流进行高效脱液，离心机滤网-300目，离心机脱液转速700r/min，脱液时间5min，产出含液率小于10wt％的粗赤铁矿。
步骤5：泵入生产水在专用离心机高速旋转下充分洗涤粗赤铁矿并脱水，生产水与赤铁矿液固比0.2L/Kg；离心机洗涤转速600r/min，洗涤时间6min；离心机脱水转速800r/min，脱水时间5min，产出含水率小于9wt％，含锌率小于0.5wt％，含硫率小于2wt％的赤铁矿，用于市场销售。
在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。
尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims (8)

1.一种湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法，其特征在于，包括：
（1）将来自湿法炼锌浸出系统的预中和后液与石灰石浆和絮凝剂混合进行中和沉铟，然后进行第一固液分离，以便得到沉铟后液和含有硫酸钙的沉铟底流；
（2）将所述沉铟后液与氧气混合进行沉铁，以便得到沉铁矿浆；
（3）将所述沉铁矿浆和絮凝剂混合后进行第二固液分离，以便得到沉铁后液和沉铁底流；
（4）对所述沉铁底流进行第一脱液，以便得到粗赤铁矿和第一尾液；
（5）对所述粗赤铁矿进行洗涤后再进行第二脱液，以便得到赤铁矿和含有锌离子的第二尾液，
其中，在步骤（1）中，所述中和沉铟的工艺条件为：反应温度70~90℃，反应时间1.5~3h，沉铟终点pH值4.0~5.0；
在步骤（1）中，所述絮凝剂的浓度为1wt‰~3wt‰，加入量为5~20ppm；
在步骤（2）中，所述沉铁的工艺条件为：反应温度170~220℃，反应时间3~6h，氧气通入系数1.3~1.6，氧气压力1.2~1.8MPa；
在步骤（3）中，所述絮凝剂的浓度为1wt‰~2wt‰，加入量为2~10ppm；
在步骤（4）中，所述第一脱液在离心机中进行，转速为600~900r/min，时间为3~8min；
在步骤（5）中，所述洗涤在离心机中进行，转速为300r/min~600r/min，时间为3~6min；
在步骤（5）中，所述第二脱液在离心机中进行，转速为600~900r/min，时间为3~8min；
在步骤（5）中，所述赤铁矿的含水率不大于9wt%，含锌率不大于0.5wt%，含硫率不大于2wt%。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤（1）中，所述石灰石浆为采用纯度不小于99wt%的CaCO3配制而成的浓度为20wt%~40wt%的浆料。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述沉铟后液的固含量不大于0.5g/L，铁浓度为35~45g/L，锌浓度为60~95g/L。
4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，在步骤（2）中，在将所述沉铟后液与氧气混合进行沉铁之前，预先将所述沉铟底流进行压滤，并将得到的压滤液与所述沉铟后液以及氧气混合进行沉铁，以便得到沉铁矿浆。
5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述压滤液的固含量不大于0.5g/L，铁浓度为35~45g/L，锌浓度为60~95g/L。
6.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，在步骤（3）中，所述沉铁底流的密度为1.4~1.6g/cm3，含锌率为1wt%~2wt%，含硫率为3wt%~5wt%，含铁率为56wt%~58wt%。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，在步骤（4）中，所述粗赤铁矿的含液率不大于10wt%。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤（5）中，利用水对所述粗赤铁矿进行洗涤，所述水与所述粗赤铁矿的液固比为0.2~0.5L/Kg。
CN202210701528.6A 2022-06-20 2022-06-20 湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法 Active CN115109920B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202210701528.6A CN115109920B (zh) 2022-06-20 2022-06-20 湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202210701528.6A CN115109920B (zh) 2022-06-20 2022-06-20 湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN115109920A CN115109920A (zh) 2022-09-27
CN115109920B true CN115109920B (zh) 2023-09-22

Family

ID=83328515

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202210701528.6A Active CN115109920B (zh) 2022-06-20 2022-06-20 湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN115109920B (zh)

Citations (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA2245036A1 (en) * 1998-08-13 2000-02-13 Ramamritham Sridhar Hydrometallurigical process for recovery of zinc
WO2007079532A1 (en) * 2006-01-10 2007-07-19 Murrin Murrin Operations Pty Ltd Hematite precipitation
CN102560087A (zh) * 2012-03-23 2012-07-11 广西冶金研究院 一种从含高铁铟锌焙砂中提取铟锌及制备氧化铁的方法
CN102876888A (zh) * 2012-10-18 2013-01-16 广西华锡集团股份有限公司 湿法炼锌生产工艺
CN103305692A (zh) * 2013-05-28 2013-09-18 中国恩菲工程技术有限公司 硫化锌精矿浸出方法
CN103409622A (zh) * 2013-07-22 2013-11-27 昆明理工大学科技产业经营管理有限公司 一种单独处理高铁硫化锌精矿的方法
CN104745810A (zh) * 2015-04-01 2015-07-01 昆明理工大学科技产业经营管理有限公司 含铜高铟高铁硫化锌精矿的处理工艺
CN104775030A (zh) * 2015-04-01 2015-07-15 昆明理工大学科技产业经营管理有限公司 高铁硫化锌精矿湿法炼锌过程除铁方法
CN106868306A (zh) * 2016-12-23 2017-06-20 河南豫光锌业有限公司 一种锌浸渣有价金属高效回收的方法
CN113897491A (zh) * 2021-09-16 2022-01-07 昆明理工大学 一种综合高效处理锌浸出渣的方法
CN114438318A (zh) * 2021-12-30 2022-05-06 云锡文山锌铟冶炼有限公司 湿法炼锌开车的方法
CN114606400A (zh) * 2022-01-28 2022-06-10 云锡文山锌铟冶炼有限公司 高铁含砷锌浸渣的处理方法

Family Cites Families (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5440823B1 (ja) * 2013-09-18 2014-03-12 住友金属鉱山株式会社 製鉄用ヘマタイトの製造方法

Patent Citations (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA2245036A1 (en) * 1998-08-13 2000-02-13 Ramamritham Sridhar Hydrometallurigical process for recovery of zinc
WO2007079532A1 (en) * 2006-01-10 2007-07-19 Murrin Murrin Operations Pty Ltd Hematite precipitation
CN102560087A (zh) * 2012-03-23 2012-07-11 广西冶金研究院 一种从含高铁铟锌焙砂中提取铟锌及制备氧化铁的方法
CN102876888A (zh) * 2012-10-18 2013-01-16 广西华锡集团股份有限公司 湿法炼锌生产工艺
CN103305692A (zh) * 2013-05-28 2013-09-18 中国恩菲工程技术有限公司 硫化锌精矿浸出方法
CN103409622A (zh) * 2013-07-22 2013-11-27 昆明理工大学科技产业经营管理有限公司 一种单独处理高铁硫化锌精矿的方法
CN104745810A (zh) * 2015-04-01 2015-07-01 昆明理工大学科技产业经营管理有限公司 含铜高铟高铁硫化锌精矿的处理工艺
CN104775030A (zh) * 2015-04-01 2015-07-15 昆明理工大学科技产业经营管理有限公司 高铁硫化锌精矿湿法炼锌过程除铁方法
CN106868306A (zh) * 2016-12-23 2017-06-20 河南豫光锌业有限公司 一种锌浸渣有价金属高效回收的方法
CN113897491A (zh) * 2021-09-16 2022-01-07 昆明理工大学 一种综合高效处理锌浸出渣的方法
CN114438318A (zh) * 2021-12-30 2022-05-06 云锡文山锌铟冶炼有限公司 湿法炼锌开车的方法
CN114606400A (zh) * 2022-01-28 2022-06-10 云锡文山锌铟冶炼有限公司 高铁含砷锌浸渣的处理方法

Non-Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
湿法炼锌过程中铟铁的分离;宋素格;蒋开喜;李运刚;王海北;;有色金属(冶炼部分)(第03期);全文 *
王箴.《化工辞典 第二版》.化学工业出版社,1985,(第第二版版),第630页. *
胡智润等.含铟酸性溶液二段中和法富集铟的生产实践.矿冶.2021,第第30卷卷(第第4期期),第67-70页. *

Also Published As

Publication number Publication date
CN115109920A (zh) 2022-09-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102234721B (zh) 一种镍钴物料的处理方法
CN103588235B (zh) 用赤泥炉渣生产聚合硫酸铝的方法
CN109022823B (zh) 一种从红土镍矿酸浸液中均相沉淀分离镍、钴和锰的方法
CN102212690B (zh) 一种红土镍矿浸出液的提纯方法
CN108315571A (zh) 一种含硫化砷物料的处理工艺
CN108998682A (zh) 一种从硫酸钴溶液中回收钴的方法
CN111575490B (zh) 一种从铬泥中提取钒和铬的方法
CN103074499A (zh) 一种铜渣低压氧浸生产高品质硫酸铜的方法
CN108517425A (zh) 一种降低电解锰合格液中钙镁离子的方法
CN111235404A (zh) 一种铜萃余液生产氢氧化钴的除杂方法
CN115109920B (zh) 湿法炼锌系统降低赤铁矿中锌和硫的方法
CN114959302B (zh) 采用红土镍矿制备硫酸镍/钴的方法
CN116463508A (zh) 一种处理镍钴氢氧化物的方法
CN110714128B (zh) 处理沉钴溶液的方法
CN110747353B (zh) 处理沉镍溶液的方法
CN104775033A (zh) 利用废杂铜循环强化提取高纯铜粉的工艺
CN114438319B (zh) 处理湿法炼锌过程中钙镁的方法
CN114231732A (zh) 含钒泥浆深度提钒的方法
CN110759526A (zh) 处理含铜废液的方法
CN103771546A (zh) 一种红土镍矿酸浸液连续生产氢氧化镍的工艺
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
CN110616333A (zh) 处理含锌废液的方法
CN112662871B (zh) 一种高浓度钴铁浸出液的掺钴高压钴铁分离方法
CN110760697A (zh) 从钨废料熔炼渣中回收硫酸钴的方法
CN111807391B (zh) 一种利用金精矿生物氧化废液制备硫酸镁的方法

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