CN1288259C - 一种低品位锌精矿湿法冶炼提取锌、铟的方法 - Google Patents

Abstract

一种低品位锌精矿湿法冶炼提取锌、铟的方法，该方法是锌精矿沸腾焙烧，焙烧产物投入初始硫酸浓度为30～160g/L的溶液中低酸浸出，低酸浸出液中加入石灰石、粗ZnO或其他弱碱性试剂中的一种进行综合除杂，除杂液经净化送电积得锌；低酸浸出渣经回转窑还原挥发得烟尘，再从此烟尘中回收锌、铟。该方法工艺简单实用，浸出过程只有2段，对原料杂质含量适应能力强，酸性浸出段锌浸出率高，酸性浸出渣量少，有利于回转窑还原挥发处理。该方法尤其适用于锌含量低(小于40%)、杂质含量高的锌精矿提取锌、铟。

Description

一种低品位锌精矿湿法冶炼提取锌、铟的方法

技术领域：本发明属有色金属湿法冶炼技术领域。涉及锌精矿湿法冶炼提取锌、铟的方法，尤其是对含锌低，含硅、铁、砷高的锌精矿湿法冶炼提取锌、铟的方法。

背景技术：现行的锌精矿湿法冶炼方法主要有以下三种：

1.标准法(又叫常规法)。该方法主要工艺是：锌精矿沸腾焙烧—中性浸出—低酸浸出，中性浸出溶液经净化后送电积得锌；中性浸出渣经低酸浸出和浮选回收银后，送回转窑挥发进一步回收锌、铟，低酸浸出溶液返回中性浸出。该方法的主要优点是工艺过程较为简单，浸出过程只有2段。但由于低酸浸出溶液要返回中性浸出工序，中浸时未浸出的硅、铁、砷、锑等杂质在低浸时部分被浸出后随低浸溶液返回中性浸出工序，造成硅、铁、砷、锑等杂质在中浸与低浸工序间循环累积，杂质不能开路外排，可使中浸无法正常进行，并使硫酸消耗增多，因此要求原料锌品位较高(锌含量大于45％)，对杂质铁、硅、砷、锑要求严格，不适应锌含量低、杂质含量高的锌精矿的处理。

2.黄钾铁钒法。工艺过程为锌精矿沸腾焙烧—中性浸出—低酸浸出—高酸浸出，中性浸出溶液经净化后送电积得锌；中性浸出渣用低酸浸出，浸出溶液用黄钾铁钒法除铁，铟富集在铁钒渣中，除铁后的溶液返回中性浸出；低酸浸出渣再经高酸浸出，浸出溶液返回低酸浸出，从高酸浸出渣回收银；铁钒渣经回转窑挥发进一步回收锌、铟。该工艺过程较长，浸出过程有4段，工厂建设投资大，能耗大，设备防腐要求高；该方法对杂质含量的适应能力强，但锌精矿硅含量高时还要增加1段除硅工序。

3.针铁矿法。工艺为锌精矿沸腾焙烧—中性浸出—酸性浸出—针铁矿法除铁。工艺与铁矾法基本相同，只是除铁工艺改用针铁矿法，中性浸出溶液经净化后送电积得锌；从酸性浸出渣回收银，酸性浸出液加中和剂控制反应时酸度为pH4.5～5.2，使被酸浸出的铟、铁、硅、砷、锑等水解沉淀，铟富集在水解渣中，再用回转窑挥发处理该渣，回收铟。该工艺过程较长，浸出过程有5段，条件难控制，工厂建设投资大，能耗大，设备防腐要求高。

发明内容：本发明的目的在于提供一种不但对高品位、低含杂的锌精矿适用，尤其对锌含量低(小于40％)、杂质含量高(Fe＞14％、SiO₂＞5％、As＞8％)的锌精矿适用的湿法冶炼提取锌、铟的新方法。

本发明的技术方案是：锌精矿沸腾焙烧，焙烧产物(焙砂和烟尘)直接进行低酸浸出，一次浸出液经综合除杂，再进行净化后送电积得锌，一次浸出渣经回转窑还原挥发，进一步回收锌、铟。

即首先将锌精矿沸腾焙烧，再将焙烧产物锌焙砂和烟尘与适量软锰矿投入硫酸浓度为30～160g/L的初始溶液中低酸浸出，低酸浸出溶液经综合除杂，除杂液经净化送电积得锌；低酸浸出渣富集焙烧料中的全部银和95％的铟，经回转窑还原挥发得氧化烟尘，再从此烟尘中回收锌、铟，从挥发残渣中回收银。

低酸浸出：将焙烧产物(焙砂、烟尘)和适量软锰矿投入到硫酸浓度为30～160g/L的初始溶液中，软锰矿的加入量为使焙烧产物浸出产生的亚铁全部氧化为三价铁所需的量，温度60～85℃，时间0.5～3.0小时，浸出终点硫酸浓度为10～40g/L，70％～85％的锌进入低酸浸出液。

综合除杂：在温度为80～95℃的低酸浸出液中加入石灰石、粗ZnO或其他弱碱性试剂中的一种，反应时间2.0～5.0小时，pH4.5～5.2，使浸出液中的Fe⁺³、可溶性硅酸及砷、锑等杂质沉淀而与锌溶液分离，除杂后的溶液再经过净化后供电积锌用，电积废液返回低酸浸出工序。

  硫酸浓度为30～160g/L的初始溶液可以由锌电解废液和工业硫酸配制，还可以由工业硫酸和水配制。

该方法的主要优点是工艺简单实用，浸出过程只有2段，适用于不同含锌物料，对低品位、高含杂的锌精矿也能处理，锌铟冶炼回收率高。与常规法相比，酸性浸出段锌浸出率高，酸性浸出渣量少，有利于回转窑挥发处理；由于采取了综合除杂工序，杂质硅、铁、砷、锑等随除杂渣开路，不会在浸出过程中积累，工艺对原料杂质含量适应能力强，可以处理常规法不能处理的锌精矿。与黄钾铁钒法和针铁矿法相比，为获得高度富集的铟渣，本发明设计的工艺过程更简单，对设备材质要求较低，生产成本低。

具体实施方式：

实施例1：A.以硫化锌精矿为原料，元素含量Zn38.86％，Fe17.80％，SiO₂5.50％，As0.59％，Sb0.073％，Pb1.81％，In0.019％，Ag120g/t。经沸腾焙烧，产出焙砂与烟尘，其平均含Zn44.03％，Fe18.93％，SiO₂5.55％，As0.55％，Sb0.095％，Pb1.45％，In0.022％，Ag136g/t。

B.低酸浸出：

(1)将上述焙砂与烟尘的混合物920g投入含硫酸145g/l的锌电积废液2700ml中，补充工业硫酸5ml，300ml洗涤水和9g软锰矿。

(2)在85℃下搅拌浸出2小时。

(3)沉降，过滤。

(4)以水洗涤滤渣，第一次洗水与滤液合并，得低酸浸出溶液3000ml，含Zn142g/l，Fe1.52g/l，Cu0.36g/l，Cd0.61g/l，As1.08g/l，SiO₂5.52g/l，In＜0.003g/l；浸出渣含In0.039％，Zn23％，Ag260g/t。浸出渣配碳和生石灰后进回转窑在1100～1400℃下进行还原挥发，得氧化烟尘，再从此烟尘中回收锌、铟。

 C.低酸浸出溶液综合除杂

(1)低酸浸出溶液3000ml。

(2)温度90℃，石灰石50g，pH值为4.5～5.2，反应3h，使Fe、Si、As等杂质生成沉淀。

(3)加絮凝剂，使溶液絮凝剂浓度20ppm，加快沉降速度。

(4)过滤，洗涤，洗水与滤液合并，得3000ml除杂液，其中Zn140.4g/l，Fe3.68mg/l，SiO₂0.20g/l，As4.9mg/L；除杂液进一步净化，供电积制备锌，电积废液2700ml返回低酸浸出。

整个工艺过程Zn综合回收率90％，In 68％。

实施例2：A.以锌精矿焙砂为原料，含Zn52.10％，Fe7.82％，SiO₂5.01％，As0.70％，Pb1.15％，In0.026％，Ag130g/t。

B.低酸浸出：

(1)将7.78Kg工业浓硫酸缓慢加进50L水中。

(2)加15.5Kg焙砂，130g软锰矿。

(3)温度80℃，搅拌浸出1.5小时。

(4)沉降，过滤。

(5)洗涤，洗水与滤液合并得低酸浸出溶液50L，含

Zn129.21g/L，SiO₂6.52g/L，Fe1.64g/L，As1.21g/L；渣含Zn22.26％，In0.054％，Ag277.2g/t；渣处理同实施例1。

C.低酸浸出溶液综合除杂

(1)50L低酸浸出溶液。

(2)温度90℃。

(3)350g粗ZnO粉(含Zn52.0％)，pH值为4.5～5.2，搅拌反应4小时，加絮凝剂40ppm。

(4)沉降过滤，用水洗涤，得除杂液501，其中，Zn128.4g/L，Fe3.08mg/L，SiO₂0.15g/L，As3.29mg/L。除杂液处理同

实施例1。

整个工艺过程Zn综合回收率92％，In71％。

Claims (2)

1.一种低品位锌精矿湿法冶炼提取锌、铟的方法，该方法以硫化锌精矿为原料，经沸腾焙烧、浸出、浸出液经净化送电积得锌，浸出渣经回转窑还原挥发，得烟尘，再从烟尘中回收锌、铟；其特征在于：将沸腾焙烧的产物和使焙烧产物浸出产生的亚铁全部氧化为三价铁的软锰矿投入到硫酸浓度为30～160g/L的初始溶液中一次低酸浸出，浸出温度60～85℃，时间0.5～3.0小时，浸出终点硫酸浓度为10～40g/L，有70％～85％的锌进入低酸浸出液；在80～95℃低酸浸出液中加入中和剂，反应体系pH4.5～5.2，时间2.0～5.0小时，使浸出液中的Fe⁺³、可溶性硅酸及砷、锑等杂质沉淀而与锌溶液分离，分离后的溶液再经净化后送电积得锌，一次浸出渣经回转窑还原挥发，进一步回收锌、铟。

2.根据权利要求1所述的锌精矿湿法冶炼提取锌、铟的方法，其特征在于：中和剂是石灰石、粗ZnO或其他弱碱性试剂中的一种。