RU2118388C1

RU2118388C1 - Method of processing zinc-containing materials

Info

Publication number: RU2118388C1
Application number: RU98100038A
Authority: RU
Inventors: Сергей Иванович Черных; Игорь Игоревич Нечаев; Владимир Анатольевич Артющик
Original assignee: Сергей Иванович Черных; Игорь Игоревич Нечаев; Владимир Анатольевич Артющик
Priority date: 1998-01-14
Filing date: 1998-01-14
Publication date: 1998-08-27

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: more specifically, invention concerns processing slag formed in the secondary smelting of heavy nonferrous metals. Method includes flotation to produce useful component and zinc-containing material, grinding the latter at solids to liquid ratio 1: (0.5-1) until 80% content of 0.044 mm fraction is attained while simultaneously feeding alkali metal hydroxide solution, leaching, separation of solution from residue, purification of solution, and isolation zinc from solution. EFFECT: increased zinc recovery and enabled isolation of other components of material being processed. 1 tbl

Description

Изобретение относится к области гидрометаллургии цветных металлов и может быть использовано при переработке цинксодержащих материалов, в частности при переработке шлака вторичной плавки тяжелых цветных металлов. The invention relates to the field of hydrometallurgy of non-ferrous metals and can be used in the processing of zinc-containing materials, in particular in the processing of slag secondary smelting of heavy non-ferrous metals.

Известен способ переработки цинксодержащего материала путем его обработки гидроксидом натрия [1], очистку раствора от кремния путем добавления к исходному перерабатываемому материалу боксита исходя из весового соотношения Al₂O₃: SiO₂-1,2-1. После выщелачивания пульпу разбавляют водой и выделяют из раствора цинк известными способами. Недостатком известного способа является относительно невысокий ≈ 70% выход цинка в раствор после выщелачивания.A known method of processing a zinc-containing material by treating it with sodium hydroxide [1], purifying the solution from silicon by adding bauxite to the starting material to be processed based on the weight ratio of Al ₂ O ₃ : SiO ₂ -1.2-1. After leaching, the pulp is diluted with water and zinc is isolated from the solution by known methods. The disadvantage of this method is the relatively low ≈ 70% yield of zinc in the solution after leaching.

Известен способ переработки цинксодержащего материала [2], включающий его измельчение, выщелачивание раствором гидроксида щелочного металла. Твердый осадок отделяют от раствора. Для лучшего отделения в осадок оксида кремния пульпу после выщелачивания разбавляют водой, подкисляют до pH < 7 и вводят ионы хлора и аммония. Раствор цинка очищают от меди и кадмия и подвергают дальнейшей обработке для выделения цинка экстракцией и при необходимости проводят электролитическое рафинирование. Недостатком известного способа является невозможность повторного использования гидроксида щелочного металла, что значительно удорожает процесс, а также введение в раствор ионов хлора, что отрицательно оказывается на дальнейшее электрорафинирование. A known method of processing zinc-containing material [2], including grinding, leaching with a solution of alkali metal hydroxide. The solid precipitate is separated from the solution. For better separation of the silica precipitate, after leaching, the pulp is diluted with water, acidified to pH <7, and chlorine and ammonium ions are introduced. The zinc solution is purified from copper and cadmium and subjected to further processing to extract zinc by extraction and, if necessary, carry out electrolytic refining. The disadvantage of this method is the inability to reuse alkali metal hydroxide, which greatly increases the cost of the process, as well as the introduction of chlorine ions into the solution, which negatively affects further electrorefining.

Наиболее близким аналогом к заявляемому способу является способ переработки цинксодержащих материалов [3]. Согласно известному способу исходный материал предварительно может быть подвергнут пенной флотации и/или магнитной сепарации. Цинксодержащий продукт может быть подвергнут обработке щелочным раствором с концентрацией гидроксида натрия 1-2 м при температуре 52^oC в течение 0,5 ч для выделения свинца, после чего выщелачивают цинк раствором гидроксида натрия (концентрация 8-16 М) при плотности пульпы 1: 1,5-1:8 при температуре более 80^oC. Обогащенный цинком и другими (не обязательно) металлами, например свинцом, раствор отделяют, очищают от примесей и осветляют для извлечения цинка и регенерации раствора гидроксида щелочного металла, который вновь направляют на стадию выщелачивания.The closest analogue to the claimed method is a method of processing zinc-containing materials [3]. According to a known method, the starting material can be preliminarily subjected to foam flotation and / or magnetic separation. The zinc-containing product can be treated with an alkaline solution with a concentration of sodium hydroxide of 1-2 m at a temperature of 52 ^o C for 0.5 h to isolate lead, after which zinc is leached with a solution of sodium hydroxide (concentration of 8-16 M) at a pulp density of 1: 1.5-1: 8 at a temperature of more than 80 ^o C. Enriched with zinc and other (optional) metals, such as lead, the solution is separated, purified from impurities and clarified to extract zinc and regenerate the alkali metal hydroxide solution, which is again sent to the stage leach ianiya.

Недостатком известного способа является относительно невысокий 70-75% выход цинка в раствор, после выщелачивания. The disadvantage of this method is the relatively low 70-75% yield of zinc in solution, after leaching.

Заявляемое изобретение направлено на создание практически безотходной технологии, позволяющей с высокими технико-экономическими показателями перерабатывать материалы, ранее идущие на захоронение. The claimed invention is aimed at creating a virtually waste-free technology that allows processing materials previously used for disposal with high technical and economic indicators.

Технический результат, который получается при использовании изобретения состоит в повышении степени извлечения цинка, возможности выделения и использования других компонентов перерабатываемого материала, что улучшает экологию окружающей среды. The technical result that is obtained when using the invention is to increase the degree of zinc extraction, the possibility of separation and use of other components of the processed material, which improves the ecology of the environment.

Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки цинксодержащего материала, включающем флотацию с выделением ценного компонента и цинксодержащего продукта, выщелачивание последнего раствором гидроксида щелочного металла, отделение раствора. The specified technical result is achieved by the fact that in the known method of processing a zinc-containing material, including flotation with the release of a valuable component and a zinc-containing product, leaching the latter with an alkali metal hydroxide solution, separating the solution.

Способ осуществляется следующим образом. The method is as follows.

Шлак вторичной плавки тяжелых цветных металлов содержащий,%: Zn - 6-20, Cu - 1,5-0,5, Pb - 0,5-4,0, Sn - 0,3-1,5, Fe - 19-22,5, CaO - 12,7-14, Mg - 4-2,5, Si - 23-27, Al₂O₃ - 1,5-3,2, подвергают дроблению, измельчению (80% кл. 0,074 мм) кондиционированию и флотации меди, олова, свинца. На кондиционирование подают ксантогенат, вспениватель, сульфид натрия и медный купорос. Флотацию ведут при Т:Ж-1:4 и pH - 8-9. Хвосты флотации направляют на гравитацию для выделения медных корольков, которые объединяют с обогащенным флотоконцентратом. Хвосты после гравитации направляют на сгущение до Т:Ж - 1: 0,5-1 и последующее измельчение материала до содержания не менее 80% фракции крупностью 0,044 мм. На операцию доизмельчения вводят гидроксид натрия 300 г/л (≈8М) и поддерживают данную концентрацию гидроксида натрия и на операции выщелачивания. Выщелачивание ведут при температуре 80^oC до кипения при Т:Ж -1:5-8 в течение 2,5-3 часов. После отделения от раствора осадка, содержащего в основном железо, в раствор вводят оксид кальция для более полного выделения из раствора кремния с получением продукта, пригодного для использования в народном хозяйстве. Очищенный раствор подкисляют серной кислотой до pH 8,5-9,2 для извлечения в осадок гидроксида цинк. В раствор, содержащий гидроксид натрия и сульфат натрия, подают оксид кальция. Образующийся гипс отделяют от раствора гидроксида натрия с использованием последнего на выщелачивании, а гипса в строительстве.Secondary smelting of heavy non-ferrous metals containing,%: Zn - 6-20, Cu - 1.5-0.5, Pb - 0.5-4.0, Sn - 0.3-1.5, Fe - 19- 22.5, CaO - 12.7-14, Mg - 4-2.5, Si - 23-27, Al ₂ O ₃ - 1.5-3.2, subjected to crushing, grinding (80% C. 0.074 mm ) conditioning and flotation of copper, tin, lead. Xanthate, a blowing agent, sodium sulfide and copper sulfate are used for conditioning. Flotation is carried out at T: W-1: 4 and pH - 8-9. The flotation tails are directed to gravity to isolate copper kings, which are combined with enriched flotation concentrate. After gravity, the tails are directed to thickening to T: W - 1: 0.5-1 and subsequent grinding of the material to a content of at least 80% of a fraction with a particle size of 0.044 mm. 300 g / l of sodium hydroxide (≈8 M) is added to the regrind operation and this concentration of sodium hydroxide is maintained at the leaching operation. Leaching is carried out at a temperature of 80 ^o C to a boil at T: W -1: 5-8 for 2.5-3 hours. After separation of the precipitate, which contains mainly iron, from the solution, calcium oxide is introduced into the solution for more complete separation from the silicon solution to obtain a product suitable for use in the national economy. The purified solution is acidified with sulfuric acid to pH 8.5-9.2 to extract zinc hydroxide in the precipitate. Calcium oxide is fed into a solution containing sodium hydroxide and sodium sulfate. The resulting gypsum is separated from the sodium hydroxide solution using the latter on leaching, and gypsum in construction.

Пример
Шлак вторичной плавки тяжелых цветных металлов содержащий,%: Zn - 20, Cu - 1,5, Pb - 0,5, Si - 23, Fe - 20, CaO - 13 подвергают дроблению, измельчению (80% кл. 0,074 мм), кондиционированию и флотации меди, частично олова и свинца. На кондиционирование подают ксантогенат, вспениватель, сульфид натрия и медный купорос. Флотацию ведут при Т:Ж = 1:4 и pH 9,0. Хвосты флотации направляют на гравитацию для выделения медных корольков, которые объединяют с обогащенным флотоконцентратом. Хвосты после гравитации направляют на сгущение до Т:Ж - 1:1 и последующее измельчение материала до содержания 80% фракции крупностью 0,044 мм. На операцию измельчения вводят гидроксид натрия до установления его концентрации в пульпе 300 г/л и поддерживают данную концентрацию гидроксида натрия на операции выщелачивания. Выщелачивание ведут при температуре 85^oC при Т:Ж - 1:5 в течение 3 часов. После отделения от раствора осадка, содержащего в основном железо, в раствор вводят оксид кальция при отношении Ca:Si - 3:1 для более полного выделения из раствора кремния. Очищенный раствор подкисляют серной кислотой до рН 9 для извлечения в осадок гидроксида цинка. В раствор, содержащий гидроксид и сульфат натрия, подают оксид кальция. Образующийся гипс отделяют от раствора гидроксида натрия и последний направляют на выщелачивание.Example
Secondary smelting slag of heavy non-ferrous metals containing,%: Zn - 20, Cu - 1.5, Pb - 0.5, Si - 23, Fe - 20, CaO - 13 are subjected to crushing, grinding (80% class. 0,074 mm), conditioning and flotation of copper, partially tin and lead. Xanthate, a blowing agent, sodium sulfide and copper sulfate are used for conditioning. Flotation is carried out at T: W = 1: 4 and pH 9.0. The flotation tails are directed to gravity to isolate copper kings, which are combined with enriched flotation concentrate. After gravity, the tails are directed to thickening to T: W - 1: 1 and subsequent grinding of the material to the content of 80% fraction with a particle size of 0.044 mm. Sodium hydroxide is introduced into the grinding operation until its concentration in the pulp is established at 300 g / l and this concentration of sodium hydroxide is maintained in the leaching operation. Leaching is carried out at a temperature of 85 ^o C at T: W - 1: 5 for 3 hours. After separation of the precipitate, which contains mainly iron, from the solution, calcium oxide is introduced into the solution at a Ca: Si ratio of 3: 1 for more complete separation from the silicon solution. The purified solution is acidified with sulfuric acid to pH 9 to recover zinc hydroxide precipitate. Calcium oxide is fed into a solution containing hydroxide and sodium sulfate. The resulting gypsum is separated from the sodium hydroxide solution and the latter is sent for leaching.

В таблице приведены показатели процесса в зависимости от условий проведения процесса. The table shows the process indicators depending on the process conditions.

Как следует из таблицы, измельчение материала перед выщелачиванием и подача гидроксида натрия на измельчение позволяет повысить переход цинка в раствор до 20%. Сгущение пульпы перед измельчением существенно влияет на операцию измельчения, т.к., с одной стороны, позволяет получить высокий переход цинка в раствор, а с другой стороны - провести операцию измельчения с меньшими энергозатратами и временем. As follows from the table, grinding the material before leaching and supplying sodium hydroxide for grinding allows you to increase the transition of zinc in solution to 20%. Thickening of the pulp before grinding significantly affects the grinding operation, because, on the one hand, it allows to obtain a high transition of zinc into solution, and on the other hand, to perform the grinding operation with less energy and time.

Таким образом предложенный способ позволяет повысить извлечение цинка в целевой продукт за счет повышения его перехода в раствор при выщелачивании, вовлечь в переработку продуктов, ранее идущих на захоронение, что улучшает экологию окружающей среды. Thus, the proposed method allows to increase the extraction of zinc in the target product by increasing its transition to solution during leaching, to involve in the processing of products previously going to landfill, which improves the ecology of the environment.

Источники информации
1. А.С. СССР N 467124, кл. C 22 B 19/34.Sources of information
1. A.S. USSR N 467124, class C 22 B 19/34.

2. Патент ЕПВ N 0034137, кл. C 22 B 19/26. 2. Patent EPO N 0034137, CL C 22 B 19/26.

3. Патент Великобритании N 1568362, кл. C 22 B 19/24 (прототип). 3. British patent N 1568362, CL C 22 B 19/24 (prototype).

Claims

\\\ 1 A method for processing a zinc-containing material, including flotation with the release of a valuable component and a zinc-containing product, leaching the latter with an alkali metal hydroxide solution, separating the solution from the residue, purifying the solution and extracting zinc from the solution, characterized in that the zinc-containing product is crushed at T before leaching : W = 1: 0.5 - 1 to a content of less than 80% fraction with a particle size of 0.044 mm with the supply of an alkali metal hydroxide solution for grinding.