CN1733948A - 浮选氧化锌精矿湿法冶炼工艺 - Google Patents

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Abstract

浮选氧化锌精矿湿法冶炼工艺。本发明属于冶炼工艺方法，特别是对浮选氧化锌精矿的湿法冶炼工艺。本发明的工艺特点是，(1)对浮选得到的氧化锌精矿进行酸浸时，在浸出液中投入高锰酸盐与四价的锰离子混合物；(2)浸出液进入浓缩槽后，对上清液净化过程中加入炭粉或活性炭条吸附残存在溶液中的有机活性分子。本发明解决了浮选有机药剂在锌冶炼浸出过程中产生泡沫层，以及对电解产生烧板、返溶等问题，也解决了低品位工业矿经过富集后可投入锌冶炼生产的接口问题。

Description

浮选氧化锌精矿湿法冶炼工艺
技术领域
本发明属于冶炼工艺方法，特别是浮选氧化锌精矿的湿法冶炼工艺。
技术背景
国内外锌的生产都是采用锌焙砂作为原料。在云南，有部分矿山经长年无序开采，富矿贮量日益下降，产出大量含锌品位已低于14％的工业氧化锌原矿，由于含锌品位较低，未能直接进入锌冶炼流程。为延长矿山的服务年限，解决矿山富矿日趋下降而低品位工业矿日益增多的严峻局面，有的企业采取了对低品位矿浮选，利用浮选出的氧化锌精矿作为锌冶炼厂主要原料作过试验探索。在试验中发现，浮选有机药剂的活性物质分子在锌冶炼浸出过程中会产生表面定向排列的泡沫层，阻断了矿石中的金属与酸浸液充分接触，影响浸出技经指标，造成金属损失；而残留浮选有机物在电解过程中产生烧板、返溶等问题。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种浮选氧化锌精矿湿法冶炼工艺，其工艺简单，不增加设备投入，可解决浮选有机药剂在锌冶炼浸出过程中产生泡沫层，以及对电解产生烧板、返溶等问题，也解决了低品位工业矿经过富集后可投入锌冶炼的生产接口问题。
解决本发明的技术问题所采用的方案是：(1)对浮选得到的氧化锌精矿进行酸浸时，在浸出液中投入高锰酸盐与四价的锰离子混合物；(2)浸出液进入浓缩槽后，对上清液净化过程中加入碳粉或活性碳条吸附残存在溶液中的有机活性分子。
本发明还包括了下述技术方案：高锰酸盐与四价的锰离子混合物的投入量控制在矿石重量的1％～8％，当矿浆液中的二价铁离子、有机物的含量较高时，应多用一些高锰离子，反之则可少用一些，以降低成本；浮选药剂采用松油与十二胺或十八胺的混合物对含锌低于14％的氧化锌原矿或硫化锌原矿进行浮选。经过浮选后，对得到的氧化锌精矿用酸浸液按3～8∶1的液固比来浆化，加入酸溶液浸出1小时～4小时，控制浸出温度在60℃～95℃；浸出后的矿浆加入聚丙烯酰胺絮凝，再进行浓缩，时间为10分钟～80分钟，浓缩底流作二段酸浸作业，作业温度为50℃～90℃，二段酸浸矿浆进行全矿浆压滤，滤液返调浆，滤渣堆存。
本发明所采用的上述技术方案可达到以下效果：
(1)可利用浮选氧化锌精矿替代氧化锌原矿，使低品位矿资源得到很好地利用，即使对于含锌6-14％的低品位矿，本发明也能取得较好的效果。
(2)解决了在浸出工序中出现的冒泡情况，无需单独加入消泡剂，可达到简化工艺，避免金属锌的流失，使工艺更具可操作性、降低生产成本的目的。
(3)在净化段加入碳粉或活性碳条吸附残存在溶液中的有机活性分子，有利于后续的电解工艺，避免烧板、返溶现象的发生。
具体实施方式
实施例1
取含锌11％的低品位氧化锌原矿或硫化锌原矿，用松油与十二胺的混合物作为浮选剂进行浮选，得到含锌30％的富及精矿。按氧化锌精矿与酸浸液6∶1的液固比来浆化，加入酸溶液浸出3小时，浸出温度在70℃，同时投入占矿石重量5.6％的高锰酸盐与四价的锰离子混合物，将矿石中的铁、硅离子及有机物脱出。浸出后的矿浆加入聚丙烯酰胺絮凝并进行浓缩，浓缩时间为35分钟，浓缩底流作二段酸浸作业，作业温度为60℃。二段酸浸矿浆进行全矿浆压滤，滤液返调浆，滤渣堆存；浓缩上清液送净化作业，在净化过程中加入活性碳条吸附残存在溶液中的有机活性分子，得到可供电解的溶液。
实施例2
取含锌8％的低品位氧化锌原矿或硫化锌原矿，用松油与十二胺的混合物作为浮选剂进行浮选，得到含锌28％的富及精矿。按氧化锌精矿与酸浸液7∶1的液固比来浆化，加入酸溶液浸出2.5小时，浸出温度在75℃，同时投入占矿石重量3.0％的高锰酸盐与四价的锰离子混合物，将矿石中的铁、硅离子及有机物脱出。浸出后的矿浆加入聚丙烯酰胺絮凝并进行浓缩，浓缩时间为54分钟，浓缩底流作二段酸浸作业，作业温度为65℃。二段酸浸矿浆进行全矿浆压滤，滤液返调浆，滤渣堆存；浓缩上清液送净化作业，在净化过程中加入活性碳条吸附残存在溶液中的有机活性分子，得到可供电解的溶液。
实施例3
取含锌6％的低品位氧化锌原矿或硫化锌原矿，用松油与十二胺的混合物作为浮选剂进行浮选，得到含锌24％的富及精矿。按氧化锌精矿与酸浸液6.5∶1的液固比来浆化，加入酸溶液浸出2小时，浸出温度在80℃，同时投入占矿石重量4.6％的高锰酸盐与四价的锰离子混合物，将矿石中的铁、硅离子及有机物脱出。浸出后的矿浆加入聚丙烯酰胺絮凝并进行浓缩，浓缩时间为65分钟，浓缩底流作二段酸浸作业，作业温度为70℃。二段酸浸矿浆进行金矿浆压滤，滤液返调浆，滤渣堆存；浓缩上清液送净化作业，在净化过程中加入活性碳条吸附残存在溶液中的有机活性分子，得到可供电解的溶液。
下面是本发明的浮选氧化锌精矿与氧化锌原矿的生产对比
1、化学分析对比
  类别   Zn   Fe   SiO2   SiO2可   含泥量
  氧化锌原矿％   23.35   17.35   9.75   2.50   40.35
  氧化锌精矿％   29.24   9.73   14.24   1.02   5～7
2、浸出过程中生产性分析对比
  类别   Zn(g/l)   Fe(g/l)   Pb(mg/l)   SiO2(mg/l)   Co(mg/l)   Cd(mg/l)   上清沉降   过滤速度Kg/m2.h
  氧化锌原矿   121.50   14.21   16.23   241.60   8.13   157.50   良好   112.35
  氧化锌精矿   124.66   14.66   0.45   110.11   6.82   0.36   良好   137.99
3、净化过程中新液产生分析
  类别   Zn(g/l)   Fe(g/l)   Co(mg/l)   Cd(mg/l)   As(mg/l)   SiO2(mg/l)   锌粉单耗kg/t/Zn
  氧化锌原矿   124.66   14.66   1.13   0.36   0.03   137.20   65.32
  氧化锌精矿   142.25   10.45   0.81   0.29   0.065   121.84   57.25
4、电解过程中的生产性分析
  类别   酸锌比   电效％   锌片质量
  氧化锌原矿新液   2.3∶1   85.75   0#、1#
  氧化锌精矿新液   2.5∶1   88.47   0#、1#

Claims (4)

1、一种浮选氧化锌精矿湿法冶炼工艺，其特征在于：
(1)对浮选得到的氧化锌精矿进行酸浸时，在浸出液中投入高锰酸盐与四价的锰离子混合物；
(2)浸出液进入浓缩槽后，对上清液净化过程中加入碳粉或活性碳条吸附残存在溶液中的有机活性分子。
2、按权利要求1所述的浮选氧化锌精矿湿法冶炼工艺，其特征在于：高锰酸盐与四价的锰离子混合物的投入量为矿石重量的1％～8％。
3、按权利要求2所述的浮选氧化锌精矿湿法冶炼工艺，其特征在于：浮选药剂为松油与十二胺或十八胺的混合物，所采用的原矿石为含锌低于14％的氧化锌原矿或硫化锌原矿。
4、按权利要求3所述的浮选氧化锌精矿湿法冶炼工艺，其特征在于：浮选出的氧化锌精矿与酸浸液按3～8∶1的液固比来浆化，加入酸溶液浸出1小时～4小时，控制浸出温度为60℃～95℃，浸出后的矿浆加入聚丙烯酰胺絮凝，并进行浓缩，时间为10分钟～80分钟，浓缩底流作二段酸浸作业，作业温度为50℃～90℃，二段酸浸矿浆进行全矿浆压滤，滤液返调浆，滤渣堆存。
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