CN104232890A - 一种低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺 - Google Patents

一种低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺。所述工艺采用两段浸出,Zn的浸出率可以达到92%～95%,杂质Cu、Fe、Si、Al的浸出有效地被抑制,浸出液用P204萃取锌、锌反萃液电积的工艺可以生产优质电锌。工艺酸耗低、杂质少、锌浓度高、浸出液易于处理，收益高。工艺酸耗低、杂质少、锌浓度高、浸出液易于处理，收益高。

Description

一种低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺
技术领域
本发明涉及冶金领域，具体涉及一种低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺。
背景技术
随着汽车业、建筑业、航空业、计算机业、通讯业、医药业等产业的发展，为锌的用途开辟了更加广阔的前景。据预测，今后锌的世界消费年增长率可以保持在4%左右，对于中国而言，许多工业部门锌的应用还刚刚起步。人耗锌水平比世界平均水平还相差很远，还有更加广阔的锌市场有待开发。今后镀锌和压铸件方面锌的消费增长将加快。因此，要大力推进企业的科技进步，进一步发展生产，积极采用新工艺、新技术和新设备不断提高产品质量，降低成本，以加快我国锌工业的发展。
我国在氧化锌矿的处理方法上取得了一些成绩，特别是对于低品位氧化锌矿来说，已有不少研究。
CN102703694A公开了一种高铁、泥化程度大的低品位氧化锌矿湿法处理的方法，其步骤是：1、直接浸出：氧化锌矿经破碎、球磨后与锌电解废液一同投入反应槽内反应，反应结束后的浸出液作联合浸出用，浸出渣送下一步洗渣处理；2、联合浸出：将高品位氧化锌矿与直接浸出后溶液进行浸出反应，中性溶液供净化用，浸出渣送回转窑处理；3、洗渣：将直接浸出的渣与弱酸溶液放入反应槽并搅拌，反应后溶液返回直接浸出，洗后的浸出渣送选矿厂分离回收铅、银等有价金属；4、回转窑还原挥发：将浸出渣与煤混合均匀后投入窑内进行反应，得到氧化锌烟尘回收铟锗，窑渣回收铁、余煤。
CN102730748A公开了一种利用中低品位氧化锌矿和氧化锌、氧化铅共生矿制备氯化铅和硫酸锌的方法，该方法包括以下步骤：（1）将锌矿破碎，磨细后与硫酸铵混合焙烧；（2）焙烧熟料溶出，所得滤液进行沉铁、铝，提锌渣进一步分离铅；（3）沉铁、铝后所得的硫酸锌溶液蒸浓后用于电解；（4）提锌渣用ＮａＣｌ溶液浸出，浸出后所得滤液浓缩，冷却结晶析出ＰｂＣｌ2晶体，ＮａＣｌ溶液返回浸出工序，实现循环利用。
CN102433569A公开了一种针对氨浸法处理高碱性脉石型低品位氧化锌矿浸出液进行电解的方法。该方法的特点是，用离子膜将高碱性脉石氧化锌矿氨浸经除杂净化后的锌氨配合物溶液与阳极溶液分隔开；锌离子在阴极上还原，从而得到纯度高的金属锌；阳极只析出Ｏ2而不发生ＮＨ3分解，电解后阴极液可返回用于浸出。
CN102242262A公开了一种弱碱性氨基酸盐体系处理低品位氧化锌矿的方法，将复杂低品位氧化锌矿磨细后，在一定条件下的弱碱性氨基酸盐体系中配合浸出，锌、铅、镉、铜和镍等溶解进入浸出液，钙、镁、铁和硅等不溶解而留于浸出渣中；浸出液中加ＣａＯ或Ｃａ（ＯＨ）2使锌以氧化锌形式沉淀加以回收，铅、镉、铜和镍等有价金属与锌共沉淀富集于粗氧化锌中；沉淀锌后的溶液用ＣＯ2调节溶液ｐＨ至一定值使浸出剂再生，再生后的浸出剂返回循环利用，浸出剂再生过程产出的ＣａＣＯ3经过煅烧后返回利用。
CN101734686A公开了一种高附加值绿色化综合利用中低品位氧化锌矿（主要为硅锌矿、异极矿、菱锌矿）的方法，该方法包括以下步骤：（1）将氧化锌矿破碎，磨细后与硫酸铵溶液混合配料，经过干燥脱水后焙烧（菱锌矿需在混料前煅烧）；（2）焙烧产物水溶，过滤后用黄铵铁矾法除杂，得到硫酸锌精制液；（3）硫酸锌精制液电积制锌，电积废液通氨制成硫酸铵回收；（4）滤渣（主要含硅、铁的氧化物）用碱处理制备二氧化硅产品，剩余残渣用作炼铁原料或深加工成高附加值产品。
CN1632141A公开了一种高硅高铁低品位氧化锌矿锌的酸氨浸出法，其特征在于该法是：（1）磨矿，得矿粉→（2）矿粉常温加酸转化→（3）加碱或石灰中和→（4）加氨浸提→（5）液固分离→（6）经多段浸提得含Ｚｎ100－150ｇ／ｌ操作液→（7）经常规净化后送电解成锌锭或制取氧化锌产品。
CN1414121A公开了一种处理低品位氧化锌矿石的方法，采用碱浸—电积工艺流程产出金属锌粉或者水解沉淀产出氧化锌粉，特别适宜于处理含Ｚｎ＜20％的低品位氧化锌矿石，用ＮａＯＨ水溶液作为浸矿剂，使矿石中的锌以锌酸钠进入溶液，以Ｎａ2Ｓ的水溶液作为沉淀铅、铜、镉等杂质的沉淀剂，使铅、铜、镉、锰、铁、钙及大部分硅等杂质元素残留在渣中，实现锌与杂质分离，此工艺流程具有作业温度低、能耗低、简化了净液作业、流程缩短的优点，从而能充分有效地利用待开发的锌资源。
但是对于低品位氧化锌矿来说,上述处理方法的效果并不理想,主要是因为酸耗大、杂质多、锌浓度低、浸出液难以处理,因此低品位氧化锌矿一直没有得到很好的利用。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明的目的之一在于提供一种低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺。所述工艺采用两段浸出,Zn的浸出率可以达到92%～95%,杂质Cu、Fe、Si、Al的浸出有效地被抑制,浸出液用P204萃取锌、锌反萃液电积的工艺可以生产优质电锌。工艺酸耗低、杂质少、锌浓度高、浸出液易于处理，收益高。工艺酸耗低、杂质少、锌浓度高、浸出液易于处理，收益高。
本发明采用的技术方案为：
一种低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺，所述氧化锌矿的含锌品位5-20%为，包括以下步骤：
氧化锌矿先经过破碎和磨矿；
矿浆送到中性浸出；
浸出后的矿浆浓密过滤之后，浸出渣进行第二段浸出，即酸性浸出；浸出结束后可加一些石灰石粉将pH值调整到2再过滤；矿浆过滤后酸性浸出液返到中性浸出，浸出渣洗涤之后可以排放；
中性浸出液送入萃取工序；萃余液部分返到浸出，部分作为浸出渣洗水，洗水可返到浸出；
锌反萃液中含Zn可以达到90g/L以上，在送电积之前先要进行油水分离回收溶液中夹带的有机物，然后用活性炭粉吸附除去溶液中剩余的微量有机物以消除有机物对锌电积的影响；电积废液返到反萃取段，部分送到浸出工序；
其主要技术条件如下：
(1)破碎、磨矿
破碎方式：二段开路；破碎粒度：<20mm；磨矿粒度：-0.074mm占40-50%；送到浸出槽的矿浆浓度：50-60%
(2)中性浸出
浸出温度：30-40℃；浸出时间：1小时；液/固比：3-4/1；浸出终点pH值：5.2-5.4；
（3）酸性浸出
浸出温度：80-85℃；浸出时间：1小时；液/固比：2-3/1；终点pH值：1-1.5；
（4）萃取
料液成分：Zn25-30g/L，pH5.2-5.5；有机相浓度：30-50%（v/v）P204+260#煤油；
级数：10级；其中，萃取段3级，洗涤段3级，反萃段2级，洗Fe段1级，洗Cl-段1级；
相比(O/A)：萃取段2-3/1，洗涤段8-10/1，反萃段2-4/1，洗Fe段内循环，洗Cl-段内循环；
洗涤液：10-20g/L硫酸；
反萃液：废电解液含Zn30-50g/L，含硫酸130-140g/L；
(5)锌电积
电流密度：300-500A/m2；同极距：80mm；槽电压：3.3V左右；阳极：Pb-Ag-Ca-Sr；阴极Al板；电解液温度：35-40℃；电解新液：Zn>90g/L；电解废液含Zn30-50g/L，含硫酸130-140g/L。
以下对本发明进行下详细说明：
氧化锌矿先经过破碎和磨矿，这种矿属易磨矿，磨矿粒度达到0.074mm占40-50%即可。矿浆送到中性浸出，这种矿石很容易浸出，但提高浸出温度对抑制SiO2的浸出是有利的，浸出时间为1小时，终点pH值控制在5.2-5.4，在这种条件下浸出液中的Fe和SiO2都可以保持在较低的浓度，这对于萃取工序的操作是有利的。浸出后的矿浆浓密过滤之后，浸出渣进行第二段浸出，即酸性浸出，浸出温度80-85℃，时间1小时，终点pH值控制在1-1.5。浸出结束后可加一些石灰石粉将pH值调整到2再过滤，这样一方面可以减少酸性浸出液中Fe的含量，另一方面也可以提高过滤速度。矿浆过滤后酸性浸出液返到中性浸出，浸出渣洗涤之后可以排放。
中性浸出液送入萃取工序，萃取剂为一定浓度的P204，稀释剂为260#煤油。萃取工序采用3级萃取、3级洗涤、2级反萃、1级洗Fe,1级洗Cl-，共10级。萃取剂可不预先皂化，这样可以省去皂化用碱，大大降低生产成本。萃余液部分返到浸出，部分作为浸出渣洗水，洗水可返到浸出，也可采用中和法回收。
锌反萃液中含Zn可以达到90g/L以上，在送电积之前先要进行油水分离回收溶液中夹带的有机物，然后用活性炭粉吸附除去溶液中剩余的微量有机物以消除有机物对锌电积的影响。锌电积阳极采用Pb-Ag-Ca-Sr四元合金，阴极为A1板，电流密度控制在300-500A/m2，电积废液返到反萃取段，部分送到浸出工序以使电解液中的杂质开路。
其主要技术条件如下：
(1)破碎、磨矿
破碎方式：二段开路；破碎粒度：<20mm；磨矿粒度：-0.074mm占40-50%；送到浸出槽的矿浆浓度：50-60%
(2)中性浸出
浸出温度：30-40℃；浸出时间：1小时；液/固比：3-4/1；浸出终点pH值：5.2-5.4；
（3）酸性浸出
浸出温度：80-85℃；浸出时间：1小时；液/固比：2-3/1；终点pH值：1-1.5；
（4）萃取
料液成分：Zn25-30g/L，pH5.2-5.5；有机相浓度：30-50%（v/v）P204+260#煤油；
级数：10级；其中，萃取段3级，洗涤段3级，反萃段2级，洗Fe段1级，洗Cl-段1级；
相比(O/A)：萃取段2-3/1，洗涤段8-10/1，反萃段2-4/1，洗Fe段内循环，洗Cl-段内循环；
洗涤液：10-20g/L硫酸；
反萃液：废电解液含Zn30-50g/L，含硫酸130-140g/L；
(5)锌电积
电流密度：300-500A/m2；同极距：80mm；槽电压：3.3V左右；阳极：Pb-Ag-Ca-Sr；阴极Al板；电解液温度：35-40℃；电解新液：Zn>90g/L；电解废液含Zn30-50g/L，含硫酸130-140g/L。
本发明具有以下优点：所述工艺采用两段浸出,Zn的浸出率可以达到92%～95%,杂质Cu、Fe、Si、Al的浸出有效地被抑制,浸出液用P204萃取锌、锌反萃液电积的工艺可以生产优质电锌。工艺酸耗低、杂质少、锌浓度高、浸出液易于处理，收益高。
具体实施方式
为便于理解本发明，本发明列举实施例如下。本领域技术人员应该明了，所述实施例仅仅是帮助理解本发明，不应视为对本发明的具体限制。
实施例一
一种低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺，所述氧化锌矿的含锌品位5-20%为，包括以下步骤：
氧化锌矿先经过破碎和磨矿；
矿浆送到中性浸出；
浸出后的矿浆浓密过滤之后，浸出渣进行第二段浸出，即酸性浸出；浸出结束后可加一些石灰石粉将pH值调整到2再过滤；矿浆过滤后酸性浸出液返到中性浸出，浸出渣洗涤之后可以排放；
中性浸出液送入萃取工序；萃余液部分返到浸出，部分作为浸出渣洗水，洗水可返到浸出；
锌反萃液中含Zn可以达到90g/L以上，在送电积之前先要进行油水分离回收溶液中夹带的有机物，然后用活性炭粉吸附除去溶液中剩余的微量有机物以消除有机物对锌电积的影响；电积废液返到反萃取段，部分送到浸出工序；
其主要技术条件如下：
(1)破碎、磨矿
破碎方式：二段开路；破碎粒度：<20mm；磨矿粒度：-0.074mm占40-50%；送到浸出槽的矿浆浓度：50-60%
(2)中性浸出
浸出温度：30-40℃；浸出时间：1小时；液/固比：3-4/1；浸出终点pH值：5.2-5.4；
（3）酸性浸出
浸出温度：80-85℃；浸出时间：1小时；液/固比：2-3/1；终点pH值：1-1.5；
（4）萃取
料液成分：Zn25-30g/L，pH5.2-5.5；有机相浓度：30-50%（v/v）P204+260#煤油；
级数：10级；其中，萃取段3级，洗涤段3级，反萃段2级，洗Fe段1级，洗Cl-段1级；
相比(O/A)：萃取段2-3/1，洗涤段8-10/1，反萃段2-4/1，洗Fe段内循环，洗Cl-段内循环；
洗涤液：10-20g/L硫酸；
反萃液：废电解液含Zn30-50g/L，含硫酸130-140g/L；
(5)锌电积
电流密度：300-500A/m2；同极距：80mm；槽电压：3.3V左右；阳极：Pb-Ag-Ca-Sr；阴极Al板；电解液温度：35-40℃；电解新液：Zn>90g/L；电解废液含Zn30-50g/L，含硫酸130-140g/L。
申请人声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的详细工艺设备和工艺流程，但本发明并不局限于上述详细工艺设备和工艺流程，即不意味着本发明必须依赖上述详细工艺设备和工艺流程才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明产品各原料的等效替换及辅助成分的添加、具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

Claims (6)

1.一种低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺，所述氧化锌矿的含锌品位5-20%为，包括以下步骤：
氧化锌矿先经过破碎和磨矿；
矿浆送到中性浸出；
浸出后的矿浆浓密过滤之后，浸出渣进行第二段浸出，即酸性浸出；浸出结束后可加一些石灰石粉将pH值调整到2再过滤；矿浆过滤后酸性浸出液返到中性浸出，浸出渣洗涤之后可以排放；
中性浸出液送入萃取工序；萃余液部分返到浸出，部分作为浸出渣洗水，洗水可返到浸出；
锌反萃液中含Zn可以达到90g/L以上，在送电积之前先要进行油水分离回收溶液中夹带的有机物，然后用活性炭粉吸附除去溶液中剩余的微量有机物以消除有机物对锌电积的影响；电积废液返到反萃取段，部分送到浸出工序。
2.根据权利要求1所述的工艺：其中，破碎、磨矿工艺为：破碎方式：二段开路；破碎粒度：<20mm；磨矿粒度：-0.074mm占40-50%；送到浸出槽的矿浆浓度：50-60%。
3.根据权利要求1所述的工艺：其中，中性浸出工艺为：浸出温度：30-40℃；浸出时间：1小时；液/固比：3-4/1；浸出终点pH值：5.2-5.4。
4.根据权利要求1所述的工艺：其中，酸性浸出工艺为：浸出温度：80-85℃；浸出时间：1小时；液/固比：2-3/1；终点pH值：1-1.5。
5.根据权利要求1所述的工艺：其中，萃取工艺为：料液成分：Zn25-30g/L，pH5.2-5.5；有机相浓度：30-50%（v/v）P204+260#煤油；
级数：10级；其中，萃取段3级，洗涤段3级，反萃段2级，洗Fe段1级，洗Cl-段1级；
相比(O/A)：萃取段2-3/1，洗涤段8-10/1，反萃段2-4/1，洗Fe段内循环，洗Cl-段内循环；
洗涤液：10-20g/L硫酸；
反萃液：废电解液含Zn30-50g/L，含硫酸130-140g/L。
6.根据权利要求1所述的工艺：其中，锌电积工艺为：电流密度：300-500A/m2；同极距：80mm；槽电压：3.3V左右；阳极：Pb-Ag-Ca-Sr；阴极Al板；电解液温度：35-40℃；电解新液：Zn>90g/L；电解废液含Zn30-50g/L，含硫酸130-140g/L。
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PB01 Publication
C02 Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001)
WD01 Invention patent application deemed withdrawn after publication

Application publication date: 20141224