CN1904091A

CN1904091A - 从低品位锌矿中提取锌的方法

Info

Publication number: CN1904091A
Application number: CNA2006100486015A
Authority: CN
Inventors: 杨大锦; 王吉坤; 彭建蓉; 陈加希
Original assignee: TECH CENTER YUNNAN METALLURGY GROUP GENERAL CORP
Current assignee: TECH CENTER YUNNAN METALLURGY GROUP GENERAL CORP
Priority date: 2006-08-03
Filing date: 2006-08-03
Publication date: 2007-01-31
Anticipated expiration: 2026-08-03
Also published as: CN100387733C

Abstract

一种从低品位锌矿中提取锌的方法，该新工艺流程采用浸出－萃取－电积的方法，能高效、经济处理低品位锌矿，为合理利用含锌小于15％的氧化锌锌矿和含锌小于8％的硫化锌锌矿提供了技术支持，本发明采用的是就地采集培养的氧化硫硫杆菌和氧化亚铁铁杆菌等混合菌种，能有效的浸出低品位锌矿，浸出过程中各元素和萃取有机相不影响细菌的浸出，锌的细菌年浸出率大于80％，堆浸的锌浸出率大于90％且流程短、工序少、设施简单生产成本低。在本发明中可使铁的萃取脱除率大于99％，溶液中铁的浓度在5mg/l以下，除铁过程中锌的损失/率小于2.5％，对于除铁后液采用的磷酸二异辛酯P₂O₄和煤油混合作为萃取剂，萃取过程没有进行中和游离酸，简化了净化工艺，节约生产成本。

Description

从低品位锌矿中提取锌的方法

技术领域本发明属于湿法炼锌领域，具体的说，是从低品位锌矿中提取锌的方法。

背景技术低品位锌矿资源的冶金方法比较多，但能经济、高效利用低品位锌资源的方法基本没有，需要开发新的低品位锌矿的冶金新技术，实现低品位锌矿充分利用，为锌冶金可持续发展提供技术支持。

目前采用的低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺中，碱性浸出，包括氨浸，不需要还原剂，在一定程度上降低室温气体的排放量，减少了环境污染，但浸出过程中碱试剂费用高、试剂回收率低，产品质量不好，最终造成锌的冶炼成本高；搅拌浸出需要进行矿石细磨及配套搅拌设备，浸出过程能耗高，费用高。无论采用何种方式浸出，浸出液中锌离子的浓度都较低，浸出液必须进行富集才能进入现有的湿法冶金工艺流程中。富集锌的方法较多，但是各有其缺点：蒸发浓缩能耗高，沉酸试剂消耗大，导致费用高。比较经济的方法是采用萃取分离技术进行富集，使溶液中锌离子达到能够进行锌电积的水平，但是低品位锌矿的浸出液不能直接萃取锌，合适的工艺需要氧化使其中的铁与锌分离后再进行萃取，如若直接萃取铁将被同时萃取出来，这样就使得萃取剂再生工艺复杂，并产出大量的用途不大的废酸，增大锌的提取成本。目前，锌矿浸出-溶剂萃取-电积技术在我国仍是空白，虽然我国对锌溶液萃取的研究比较多，但研究集中在萃取除去硫酸锌溶液的杂质中，并且大部分的萃取体系是盐酸体系，没有对锌冶炼工艺中硫酸锌溶液萃取进行系统研究，也没有采用锌浸出-萃取-电积工艺进行系统研究和以该工艺建设锌的冶炼厂。为了满足锌冶金稳定生产和发展，就必须综合利用各种锌资源，特别是我国丰富的低品位锌矿资源，要实现这些资源的利用，就必须开发出能经济有效的处理这些锌矿资源的相应工艺技术。

发明内容针对上述现有技术存在的问题和不足，本发明提供一种从低品位锌矿中提取锌的方法，该新工艺流程采用浸出-萃取-电积的方法，能高效、经济处理低品位锌矿，为合理利用含锌小于15％的氧化锌锌矿和含锌小于8％的硫化锌锌矿提供了技术支持。

本发明将含锌小于8％硫化锌矿或含锌小于15％的氧化锌矿石加工成小于30mm粒度，筑堆、堆浸，将浸出的堆浸液进行富集后电积获得电锌，其步骤是：

(1)将含锌小于8％的低品位硫化锌矿进行细菌浸出，堆浸时间为10～12个月，堆浸所用的浸出液为萃取后的萃余液并补充适量的硫酸，堆浸所用的细菌为就地采集培养的野外氧化硫硫杆菌、排硫杆菌、氧化亚铁铁杆菌、氧化亚铁微螺杆菌的混合细菌经过培养驯化后作为浸出细菌，堆浸过程中始终保持浸出液的pH值在1.0～1.5，浸出液自上而下向深部渗透，喷淋强度为10～12l/(m².h)，喷淋制度为16小时喷淋，8小时闲置，堆浸液中锌离子浓度达到8～12g/l时进入中和净化工序进行处理；或者

(2)将含锌小于15％的低品位氧化锌矿直接进行堆浸，堆浸时间为8～10个月，堆浸所用的浸出液为萃取后的萃余液并补充适量的硫酸，筑堆时采用硫酸熟化，然后进行浸出，堆浸过程中始终保持浸出液的pH值在2.0～2.5，浸出液自上而下向深部渗透，喷淋强度为10～15l/(m².h)，喷淋制度为16小时喷淋，8小时闲置，堆浸液中锌离子浓度8～12g/l时进入中和净化工序进行处理；

(3)将浸出的堆浸液进行氧化中和净化除铁，氧化剂为工业二氧化锰，按溶液中Fe²⁺量并根据反应进行理论消耗计量，按重量计算用量为理论量的1.1～1.2倍，氧化中和过程中加入石灰石作为中和剂，石灰石的加入量按重量计算为10～12g/l，氧化中和过程在室温条件下进行，并控制中和终点的pH值为5.1～5.3，净化液中Fe的含量＜5mg/l，净化后的净化渣返回氧化锌矿的堆浸工序；净化渣中一般锌的损失率为2～3％；

(4)将除铁后的净化液用35～45％P2O4和55～65％煤油组成的混合萃取剂进行萃取，萃取条件为室温，萃取级数为5～10级，萃取终点在pH＝1.0～1.5，相比(O/A)＝1∶(1.0～2.0)，混合时间为5～10min，澄清时间20～40min，萃取时锌的萃取率为80～90％，产出的负载有机相含锌10～15g/l，萃余液含锌1.5～3g/l；

(5)萃取后含锌的负载有机相用锌电积废液直接进行反萃取，反萃液含锌50～55g/l，酸为130～150g/l，反萃条件：反萃级数为3～5级，相比(O/A)＝(3～4)∶1，混合时间为5～10min，澄清时间20～40min，常温，锌的反萃率＞99％，反萃后的有机相返回前面作萃取有机相；

(6)反萃后的溶液用活性炭进行有机相的脱除，活性炭的用量为20～40g/l，粒度-40目，常温下搅拌2～3小时吸附有机相，吸附有机相后的净液与电积废液混合，并保持混合液中的明胶含量20～30mg/l即可进行锌的电积获得1#电锌。

本发明的有益效果：工艺流程堆浸所采用的是就地采集培养的氧化硫硫杆菌和氧化亚铁铁杆菌等混合菌种，能有效的浸出低品位锌矿，浸出过程中各元素和萃取有机相不影响细菌的浸出，锌的细菌年浸出率大于80％，堆浸的锌浸出率大于90％且流程短、工序少、设施简单生产成本低。在本发明中可使铁的萃取脱除率大于99％，溶液中铁的浓度在5mg/l以下，除铁过程中锌的损失率小于2.5％，对于除铁后液采用的磷酸二异辛酯P₂O₄和煤油混合作为萃取剂，萃取过程没有进行中和游离酸，简化了净化工艺，节约生产成本。反萃直接用电积废液，反萃后的溶液进行电积可以获得1#以上的阴极锌，电流效率达到91％，锌电积直流电耗在3100kw.h/t左右。

附图说明图1是本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

实施例一

含锌量为8％的低品位硫化锌矿，矿石堆比重1.30g/cm³，总共1.05t，先将矿石破碎到25mm以下进行筑堆，然后用硫酸熟化，并进行浸出。用实验室培养的来自野外的氧化硫硫杆菌、排硫杆菌、氧化亚铁铁杆菌、氧化亚铁微螺杆菌混合细菌进行浸出，接种量10％。堆浸过程中始终保持溶液pH值在1.0～1.5，浸出液自上而下向深部渗透，喷淋强度为10L/(m².h)，喷淋制度为16小时喷淋，8小时闲置。浸出每个月后期堆浸液中锌离子平均浓度10.14g/L，铁平均浓度4.78g/L，其中Fe²⁺为3.45g/L。经过12个月浸出，锌浸出率达到82.14％。该浸出的堆浸溶液加入60％品位的工业二氧化锰4.92g/L(即理论量1.1倍)，石灰石粉10g/L，在室温条件下搅拌3h，终点的pH值为5.15。氧化中和后溶液中Fe 2.1mg/L、Zn 9.89g/L，锌的损失率为2.5％。，将该除铁后溶液用40％P₂O₄和60％煤油混合作为萃取剂进行萃取。萃取过程中不中和游离酸。萃取条件为室温、萃取级数为6级，相比(O/A)＝1∶1.5，混合时间为5min，澄清时间30min。萃取终点pH＝1.45，萃取时锌的萃取率为84.21％，负载有机相含锌12.49g/L，萃余液含锌1.56g/L。负载有机相用锌电积废液直接进行反萃取，反萃液含锌52.14g/L，酸为140.27g/L。反萃条件：反萃级数为3级，相比(O/A)＝3.5∶1，混合时间为5mm，澄清时间25min，常温。锌的反萃率99.14％。反萃后有机相含锌0.11g/L，反萃液含锌95.48g/L。该反萃液用粒度-40目的活性炭，用量35g/L，常温下搅拌2.5小时，溶液中有机相基本被脱除。然后与废电积液按9.8∶1进行混合，并加入明胶25mg/L，在500A/m²、40℃和槽电压3.25V条件下电积，获得1#锌，直流电耗3167.83kwh/t。

实施例二

含锌量为7.83％的低品位硫化锌矿，矿石堆比重1.31g/cm³，总共16.51t，先将矿石用破碎到30mm以下进行筑堆，然后用硫酸熟化，并进行浸出。用实验室培养的来自野外的细菌进行浸出，接种量15％。堆浸过程中始终保持溶液pH值在1.0～1.5，浸出液自上而下向深部渗透，喷淋强度为12L/(m².h)，喷淋制度为16小时喷淋，8小时闲置。浸出每个月后期浸出液中锌离子平均浓度11.17g/L，铁平均浓度5.69g/L，其中Fe²⁺为3.66g/L。经过12个月浸出，锌浸出率达到80.43％。该浸出溶液加入工业二氧化锰(60％品位)5.70g/L(理论量1.2倍)，石灰石粉12g/L，在室温条件下搅拌3h，终点的pH值为5.23。氧化中和后溶液中Fe 1.87mg/L、Zn 10.87g/L，净化渣中锌的损失率为2.67％。，将该除铁后溶液用40％P₂O₄+60％煤油作为萃取剂进行萃取。萃取过程中不中和游离酸。萃取条件为室温、萃取级数为8级，相比(O/A)＝1∶1.4，混合时间为5min，澄清时间30min。萃取终点pH＝1.31，萃取时锌的萃取率为84.07％，负载有机相含锌12.79g/L，萃余液含锌1.73g/L。负载有机相用锌电积废液直接进行反萃取，反萃液含锌52.11g/L，酸为143.47g/L。反萃条件：反萃级数为2级，相比(O/A)＝3.0∶1，混合时间为5min，澄清时间25min，常温。锌的反萃率99.08％。反萃后有机相含锌0.12g/L，反萃液含锌90.13g/L。该反萃液用粒度-40目的活性炭，用量40g/L，常温下搅拌3小时，溶液中有机相基本被脱除。然后与废电积液按8.5∶1进行混合，并加入明胶30mg/L，在500A/m²、40℃和槽电压3.27V条件下电积，获得1#锌，直流电耗3151.44kwh/t。

实施例三

含锌量为15％的低品位氧化锌矿，矿石堆比重1.26g/cm³，总共1.47t，该氧化锌矿为土状，自然粒度进行筑堆，然后用硫酸熟化，并进行浸出。堆浸过程中始终保持溶液pH值在2.0～2.5，浸出液自上而下向深部渗透，喷淋强度为14.5L/(m².h)，喷淋制度为16小时喷淋，8小时闲置。浸出每10天浸出液中锌离子平均浓度11.89g/L，铁平均浓度4.21g/L，其中Fe²⁺为3.87g/L。经过10个月浸出，锌浸出率达到92.35％。该浸出溶液加入工业二氧化锰(60％品位)5.52g/L(理论量1.1倍)，石灰石粉11g/L，在室温条件下搅拌2.5h，终点的pH值为5.19。氧化中和后溶液中Fe 1.93mg/L、Zn 11.56g/L，净化渣锌的损失率为2.81％，将该除铁后溶液用42％P₂O₄+58％煤油作为萃取剂进行萃取。萃取过程中不中和游离酸。萃取条件为室温、萃取级数为10级，相比(O/A)＝1∶1.5，混合时间为5min，澄清时间30min。萃取终点pH＝1.11，萃取时锌的萃取率为85.31％，负载有机相含锌14.79g/L，萃余液含锌1.70g/L。负载有机相用锌电积废液直接进行反萃取，反萃液含锌51.85g/L，酸为141.62g/L。反萃条件：反萃级数为3级，相比(O/A)＝3.0∶1，混合时间为5min，澄清时间25min，常温。锌的反萃率99.23％。反萃后有机相含锌0.11g/L，反萃液含锌95.87g/L。该反萃液用粒度-40目的活性炭，用量40g/L，常温下搅拌3小时，溶液中有机相基本被脱除。然后与废电积液按11∶1进行混合，并加入明胶30mg/L，在500A/m²、40℃和槽电压3.26V条件下电积，获得1#锌，直流电耗3129.44kwh/t。

实施例四

含锌量为12.17％的低品位氧化锌矿，矿石堆比重1.29g/cm³，总共15.13t，该氧化锌矿为块状，进行破碎到-30mm以下，然后筑堆，再用硫酸熟化，并进行浸出。堆浸过程中始终保持溶液pH值在2.0～2.5，浸出液自上而下向深部渗透，喷淋强度为12L/(m².h)，喷淋制度为16小时喷淋，8小时闲置。浸出每10天浸出液中锌离子平均浓度10.12g/L，铁平均浓度4.13g/L，其中Fe²⁺为3.74g/L。经过10个月浸出，锌浸出率达到91.27％。该浸出溶液加入工业二氧化锰(60％品位)5.82g/L(理论量1.2倍)，石灰石粉12g/L，在室温条件下搅拌3.0h，终点的pH值为5.24。氧化中和后溶液中Fe 0.97mg/L、Zn 9.84g/L，净化渣锌的损失率为2.73％，将该除铁后溶液用38％P₂O₄+62％煤油作为萃取剂进行萃取。萃取过程中不中和游离酸。萃取条件为室温、萃取级数为10级，相比(O/A)＝1∶1.8，混合时间为5min，澄清时间40min。萃取终点pH＝1.27，萃取时锌的萃取率为84.03％，负载有机相含锌14.88g/L，萃余液含锌1.57g/L。负载有机相用锌电积废液直接进行反萃取，反萃液含锌53.16g/L，酸为148.27g/L。反萃条件：反萃级数为3级，相比(O/A)＝3.5∶1，混合时间为5min，澄清时间40min，常温。锌的反萃率99.47％。反萃后有机相含锌0.08g/L，反萃液含锌104.96g/L。该反萃液用粒度-40目的活性炭，用量35g/L，常温下搅拌3小时，溶液中有机相基本被脱除。然后与废电积液按12.95∶1进行混合，并加入明胶20mg/L，在500A/m²、40℃和槽电压3.23V条件下电积，获得1#锌，直流电耗3148.31kwh/t。

Claims

1、一种从低品位锌矿中提取锌的方法，将含锌小于8％的硫化锌矿或含锌小于15％的氧化锌矿石加工成小于30mm粒度，筑堆、堆浸，筑堆时采用硫酸熟化，然后进行浸出，将浸出的堆浸液进行富集后电积获得电锌，其特征在于：

(1)将含锌小于8％的低品位硫化锌矿进行细菌浸出，堆浸时间为10～12个月，堆浸所用的浸出液为萃取后的萃余液并补充适量的硫酸，堆浸液中锌离子浓度达到8～12g/l时进入中和净化工序进行处理；或者

(2)将含锌小于15％的低品位氧化锌矿直接进行堆浸，堆浸时间为8～10个月，堆浸所用的浸出液为萃取后的萃余液并补充适量的硫酸，堆浸液中锌离子浓度8～12g/l时进入中和净化工序进行处理；

(3)将浸出的堆浸液进行中和净化除铁，氧化中和过程在室温条件下进行，并控制氧化中和终点的pH值为5.1～5.3，净化液中Fe的含量＜5mg/l；

(4)将除铁后的净化液用35～45％P₂O₄和55～65％煤油组成的混合萃取剂进行萃取，萃取条件为室温，产出的负载有机相含锌10～15g/l，萃余液含锌1.5～3g/l；

(5)萃取后含锌的负载有机相用锌电积废液直接进行反萃取，反萃液含锌50～55g/l，酸为130～150g/l，锌的反萃率＞99％，反萃后的有机相返回前面作萃取有机相；

(6)反萃后的溶液用活性炭进行有机相的脱除，吸附有机相后的净液与电积废液混合，并保持混合液中的明胶含量20～30mg/l即可进行锌的电积获得1#电锌。

2、根据权利要求1所述的低品位锌矿中提取锌的方法，其特征是：硫化锌矿采用混合细菌堆浸，所用的细菌为就地采集培养的野外氧化硫硫杆菌、排硫杆菌、氧化亚铁铁杆菌、氧化亚铁微螺杆菌混合细菌，经过培养驯化后作为浸出细菌。

3、根据权利要求1所述的低品位锌矿中提取锌的方法，其特征是：硫化锌矿堆浸过程中始终保持浸出液的pH值在1.0～1.5，浸出液自上而下向深部渗透，喷淋强度为10～12l/(m².h)，喷淋制度为16小时喷淋，8小时闲置。

4、根据权利要求1所述的低品位锌矿中提取锌的方法，其特征是：氧化锌矿堆浸过程中始终保持浸出液的pH值在2.0～2.5，浸出液自上而下向深部渗透，喷淋强度为10～15l/(m².h)，喷淋制度为16小时喷淋，8小时闲置。

5、根据权利要求1所述的低品位锌矿中提取锌的方法，其特征是：堆浸液进行氧化中和除铁，氧化剂为工业二氧化锰，按溶液中Fe²⁺量并根据反应式进行理论消耗计量，按重量计算用量为理论量的1.1～1.2倍；氧化中和过程中加入石灰石作为中和剂，石灰石的加入量按重量计算为10～12g/l，净化后的净化渣返回氧化锌矿的堆浸工序。

6、根据权利要求1所述的低品位锌矿中提取锌的方法，其特征是：萃取的净化液中锌离子浓度控制在8～12g/l，萃取级数为5～10级，萃取终点在pH＝1.0～1.5，相比(O/A)＝1∶(1.0～2.0)，混合时间为5～10min，澄清时间20～40min，萃取时锌的萃取率为80～90％。

7、根据权利要求1所述的低品位锌矿中提取锌的方法，其特征是：反萃级数为3～5级，相比(O/A)＝(3～4)∶1，混合时间为5～10min，澄清时间20～40min。

8、根据权利要求1所述的低品位锌矿中提取锌的方法，其特征是：活性炭的用量为20～40g/L，粒度-40目，常温下搅拌吸附有机相，搅拌时间为2～3小时。