CN110358932A

CN110358932A - 一种高硅锌精矿湿法冶金工艺

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Publication number: CN110358932A
Application number: CN201910763361.4A
Authority: CN
Inventors: 沙涛; 王志军; 张存; 陈强忠
Original assignee: Xinjiang Zijin Non Ferrous Metals Co Ltd
Current assignee: Xinjiang Zijin Non Ferrous Metals Co Ltd
Priority date: 2019-08-19
Filing date: 2019-08-19
Publication date: 2019-10-22

Abstract

本发明公开了一种高硅锌精矿湿法冶金工艺，属于湿法冶金领域。本发明先对高硅低杂质非传统型锌精矿进行流态化焙烧，制得高硅低硫低铁锌焙砂；对高硅低硫低铁锌焙砂进行一段中性‑二段中高酸两段逆流浸出；中性浸出矿浆用上清液稀释后加入絮凝剂进行絮凝浓密，溢流送净化后回收锌，通过控制工艺技术条件使二氧化硅不胶凝；中浸底流采用废电解液进行中高酸浸出；中高酸浸出后矿浆压滤进行液固分离，浸出渣干燥后送回转窑***，浸出液返回配置氧化液。本发明针对高硅锌精矿采用的常规中浸‑直接中高酸浸出法可避免硅溶胶的形成，极大改善矿浆的沉降性能。本发明与其他高硅矿处理工艺相比具有工艺简单、工艺可操作性强易于实现、浸出率高等优点。

Description

一种高硅锌精矿湿法冶金工艺

技术领域

本发明属于湿法冶金领域，涉及一种从高硅锌精矿中提取锌的湿法冶金工艺。

背景技术

随着各类产业的发展，锌用途范围不断扩大，锌产品消耗量逐年增加，优质、高品位硫化锌矿资源的供应日趋不足，高硅锌矿、氧化锌矿等非传统锌矿资源的回收和利用越来越受到重视。湿法处理高硅锌矿的主要问题是矿石中含有大量硅元素，二氧化硅在矿石浸出时溶出，容易形成溶胶，甚至凝胶，这给沉降和过滤操作带来极大的困难。而解决这一问题的根本原则可归结为两方面：即矿石浸出时如何避免或尽量阻止硅溶胶的形成；以及当矿浆中溶胶形成后，怎样促使其有效沉降分离，改善过滤性能。

我国在高硅锌矿的处理方法上取得了一些进展，特别是对于高硅氧化锌矿的开发利用，已有不少研究。

CN101418377介绍了一种高硅氧化锌原矿湿法冶炼工艺。先对高硅、高铁氧化锌原矿进行破碎、湿式球磨，用湿法炼锌流程的废电解液对其进行酸性浸出，酸浸时根据二价铁离子含量，在浸出段加入高锰酸钾和/或二氧化锰；浸出中，控制温度为40℃～90℃，酸度pH值为0.5～5.2；浸出后的矿浆加入絮凝剂进行絮凝和浓缩。

CN101709386A提供了一种利用高硅氧化锌矿生产锌的方法，研磨后制成热矿浆，将热矿浆和热硫酸溶液输送到反应容器中，通入空气使得所述反应容器内压力为0.4MPa-0.8MPa，温度维持在80℃～130℃，而后液固分离形成浸出溶液，后采用常规湿法炼锌工艺处理所述浸出溶液。

CN104278150A介绍了一种高硅低品位氧化锌矿直接提锌工艺，包括以下步骤：连续加酸浸出，浸出后溶液萃取，萃取使用260号煤油作稀释剂，P204作锌萃取剂，而后反萃，反萃后液电积。

CN109097557A公开了一种从硅锌矿资源中回收锌的方法，包括以下步骤：(1)将原矿进行破碎处理，得到预定细度的硅锌矿；(2)向硅锌矿中加入钠化剂，充分混匀后制粒，将混合料在氧化气氛下进行钠化焙烧，冷却后得到钠化焙烧产物；(3)将钠化焙烧产物破碎处理，通过水浸处理，得到锌浸出液。

CN101285117涉及一种氧化锌矿的湿法冶金技术，特别是高硅氧化锌矿的浸出方法。将高硅氧化锌矿与含有Zn²⁺和游离硫酸的工业锌电解废液调浆后加入到加压釜中进行加压浸出反应，再将反应后矿浆液固分离，得到含锌浸出溶液，经常规成熟工艺处理后就产出电锌。

我国新疆西南乌恰地区蕴藏有丰富的锌矿资源，具有锌高、硅高、铁低、杂质含量低等特点，是典型的高锌低铁高硅型锌精矿。高硅型锌精矿经焙烧后用常规法浸出工艺存在二氧化硅浸出形成硅胶影响液固分离的难题。

发明内容

本发明针对新疆西南乌恰及其他地区高硅锌精矿的矿石特征，提出了一种常规中浸-直接中高酸浸出工艺。不同于传统中浸-低浸-热酸三段浸出或者常规中浸-低浸工艺，将常规中浸底流采用直接中高酸浸出，通过选择合适的酸浸方式和浸出工艺条件，避免硅溶胶的形成，解决了因二氧化硅浸出形成硅胶的液固分离问题。

本发明的目的是提供一种高硅锌精矿湿法冶金工艺，该炼锌工艺可以开发利用我国新疆西南乌恰及其他地区所蕴藏的丰富高硅锌矿资源。该工艺能够避免硅溶胶的形成，极大改善矿浆的沉降性能，其工艺简单、浸出率高、工艺可操作性强且工业上易于实现。

为了实现本发明的目的，所采用的技术方案如下。

一种高硅锌精矿湿法冶金工艺，包括如下步骤：

(1)对高硅锌精矿进行流态化焙烧，得到高硅锌焙砂；

(2)对高硅锌焙砂用氧化液进行一段中性浸出，得到中性浸出矿浆；

(3)对中性浸出矿浆加入絮凝剂进行絮凝沉降，得到中性上清液和中性浸出底流；

(4)将中性上清液净化后送电解工序得到锌产品；

(5)对中性浸出底流进行二段中高酸浸出，得到中高酸浸出矿浆；

(6)对中高酸浸出矿浆加入絮凝剂进行絮凝沉降，得到中高酸上清液和中高酸浸出底流，中高酸上清液配制氧化液用于步骤(2)中性浸出；

(7)对中高酸浸出底流压滤进行液固分离，浸出渣干燥后回收，浸出液配制氧化液用于步骤(2)中性浸出。

进一步地，步骤(1)所述高硅锌精矿含锌45～60wt％，含铁≤2wt％；含硅3～10wt％，其中硅的形式包含游离二氧化硅和硅酸盐。

进一步地，步骤(1)所述流态化焙烧条件为：焙烧温度850℃～1150℃，过剩空气系数1.1～1.3，炉底压力9kPa～15kPa。过剩空气系数是指实际空气量与完全燃烧理论空气量的比值。

进一步地，步骤(2)所述氧化液为含有一定量具有氧化性的Fe³⁺或Mn²⁺的溶液，Fe²⁺≤0.1g/L。

进一步地，步骤(2)所述氧化液由废电解液、混合液、阳极泥料浆以及锰矿浆中的一种或多种配制而成，混合液为过滤工段的过滤液及洗液以及其他工段的各种含锌溶液混合而成。

进一步地，步骤(2)所述一段中性浸出条件为：温度60℃～95℃，液固比10～15∶1，时间1h～4h，终点pH值4.8～5.4。本发明中液固比为液体和固体质量之比。

进一步地，步骤(3)和步骤(6)所述絮凝剂为聚丙烯酰胺类絮凝剂。

进一步地，步骤(5)所述二段中高酸浸出条件为：温度60～90℃，液固比4～9∶1，时间1h～3h，终点pH值为0.5～2.0。

进一步地，步骤(4)将部分中性上清液开路回流，用于稀释步骤(2)得到的中性浸出矿浆，其余中性上清液净化后送电解工序得到锌产品。发明人通过不懈努力发现，将部分中性上清液开路回流稀释中性浸出矿浆，降低矿浆浓度有利于絮团的形成和沉降，极大地改善了中性浸出矿浆的沉降性能。

进一步地，步骤(4)开路回流的中性上清液占全部中性上清液的10～50％。

其中，所述步骤涉及到如下反应原理：

浸出过程中焙砂所含的氧化锌、硅酸盐等物质与氧化液中所含的硫酸反应，形成锌离子和可溶硅进入溶液：

ZnO的硫酸浸出：ZnO+H₂SO₄＝ZnSO₄+H₂O；

硅酸锌的硫酸浸出：2ZnO·SiO₂+2H₂SO₄＝2ZnSO₄+2H₂SiO₄。

浸出的硅酸在溶液中由于其聚合程度不同，以α、β、γ三种形态存在。α形态接近于单分子状态(即原硅酸或简单的偏硅酸)，不致影响溶液的澄清过滤，即pH＝2左右的溶液，此时溶液最稳定。本发明通过控制二段中高酸浸出，在高pH值和加入絮凝剂的条件下，硅酸絮凝成紧密堆积的沉淀而不发生胶凝，极大改善了矿浆的澄清性能。

本发明通过对高硅锌焙砂进行一段中性-二段中高酸两段逆流浸出，控制一段中性和二段中高酸浸出工艺条件，实现了对高硅型锌精矿的锌冶炼提取，具有以下优点：

(1)可用于开发利用高硅型锌精矿或氧化锌矿等非传统锌矿资源。

(2)解决了浸出中硅胶导致的液固分离难题。

(3)工艺简单，工艺可操作性强，工业上易于实现。工艺基于常规法，对于现有工厂易于技术改造。

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1

一、高硅锌精矿主要成分如下表所示

元素	Zn	SiO<sub>2</sub>	S	Fe	Pb	Cd	Cu
								含量/％	56.82	8.08	28.06	1.40	0.68	0.24	0.057

二、主要工艺过程

高硅锌精矿流态化焙烧，用常规湿法炼锌流程的氧化液对焙砂进行中性浸出，中性浸出矿浆浓密，溢流送净化后回收锌；中浸底流用废电解液进行中高酸浸出，浸出后矿浆加絮凝剂絮凝浓密。

三、主要工艺条件及结果

1、锌精矿粒度：-250目筛≥82wt％。

2、高硅锌精矿流态化焙烧，焙烧温度900℃，过剩空气系数为1.3，炉底压力为12kPa。焙砂产率为84.60％，焙砂含锌65.66％，焙砂含硫0.67％，脱硫率为97.98％。

3、焙砂用氧化液中性浸出，中浸用氧化液由废电解液、混合液、阳极泥料浆以及锰矿浆组成，硫酸浓度约为40g/L，中浸时间2.5h，液固比10∶1，浸出温度70℃。中浸后渣含锌28％，锌中性浸出率86％。

4、中浸底流用废电解液进行直接中高酸浸出，浸出时间4h，浸出温度85℃，废电解液配入量0.84～0.96m³/m³-中浸底流。中高酸浸出后渣含锌8％，低酸段锌浸出率85％，两段综合锌浸出率98％以上。控制中高酸浸出，硅浸出率1.59％。矿浆沉降性能优良。

实施例2

取含锌51％、硫27.5％、二氧化硅12.3％的高硅锌精矿；对高硅锌精矿进行流态化焙烧，焙烧温度为880℃，焙烧脱硫率为98.5％；用常规湿法炼锌流程的氧化液对焙砂进行中性浸出，中浸用氧化液由废电解液、混合液、阳极泥料浆以及锰矿浆组成，中浸温度80℃，浸出液固比10∶1，浸出时间3h，浸出终点pH值5.2，中性浸出矿浆浓密，溢流送净化后回收锌；中浸底流用废电解液进行中高酸浸出，控制温度为70℃，浸出液固比5∶1，浸出时间3h，浸出终点pH值为1.5，两段锌浸出率达98％以上；浸出后矿浆加絮凝剂絮凝浓密，矿浆沉降性能优良。

实施例3

一、高硅锌精矿主要成分如下表所示

元素

Zn

S

Fe

SiO<sub>2</sub>

Pb

Mn

CaO

MgO

含量

57.00

30.08

1.58

7.37

0.41

0.026

0.42

0.12

元素

Al

Ni

Co

Cu

Cd

Ga

Ge

In

含量

0.58

0.0012

0.0011

0.049

0.25

＜0.0005

元素

Hg

As

Sb

Cr

F

Cl

Ag(g/t)

含量

0.001

0.008

0.0020

0.046

0.008

0.01

18.73

二、主要工艺过程

三、主要工艺条件及结果

1、锌精矿粒度：-200目筛≥84wt％。

2、高硅锌精矿流态化焙烧，焙烧温度950℃，过剩空气系数为1.3，炉底压力为12kPa。焙砂产率为84.53％，焙砂含锌67.26％，焙砂含硫0.17％，脱硫率为99.52％。

3、焙砂用氧化液中性浸出，中浸用氧化液由废电解液、混合液、阳极泥料浆以及锰矿浆组成，硫酸浓度大概为80g/L，中浸时间3h，液固比10∶1，浸出温度75℃。中浸后渣含锌28.20％，锌中性浸出率86.42％。

4、中浸底流用废电解液进行直接中高酸浸出，浸出时间3h，浸出温度80℃，中高酸浸出液固比4.44∶1。中高酸浸出后渣含锌8.46％，低酸段锌浸出率85.68％，两段综合锌浸出率98％以上。控制中高酸浸出，硅浸出率＜2％。矿浆沉降性能优良。

Claims

1.一种高硅锌精矿湿法冶金工艺，其特征在于，包括如下步骤：

(1)对高硅锌精矿进行流态化焙烧，得到高硅锌焙砂；

(4)将中性上清液净化后送电解工序得到锌产品；

2.根据权利要求1所述的高硅锌精矿湿法冶金工艺，其特征在于，步骤(1)所述高硅锌精矿含锌45～60wt％，含铁≤2wt％；含硅3～10wt％，其中硅的形式包含游离二氧化硅和硅酸盐。

3.根据权利要求1所述的高硅锌精矿湿法冶金工艺，其特征在于，步骤(1)所述流态化焙烧条件为：焙烧温度850℃～1150℃，过剩空气系数1.1～1.3，炉底压力9kPa～15kPa。

4.根据权利要求1所述的高硅锌精矿湿法冶金工艺，其特征在于，步骤(2)所述氧化液为含有一定量具有氧化性的Fe³⁺或Mn²⁺的溶液，Fe²⁺≤0.1g/L。

5.根据权利要求1所述的高硅锌精矿湿法冶金工艺，其特征在于，步骤(2)所述氧化液由废电解液、混合液、阳极泥料浆以及锰矿浆中的一种或多种配制而成，混合液为过滤工段的过滤液及洗液以及其他工段的各种含锌溶液混合而成。

6.根据权利要求1所述的高硅锌精矿湿法冶金工艺，其特征在于，步骤(2)所述一段中性浸出条件为：温度60℃～95℃，液固比10～15:1，时间1h～4h，终点pH值4.8～5.4。

7.根据权利要求1所述的高硅锌精矿湿法冶金工艺，其特征在于，步骤(3)和步骤(6)所述絮凝剂为聚丙烯酰胺类絮凝剂。

8.根据权利要求1所述的高硅锌精矿湿法冶金工艺，其特征在于，步骤(5)所述二段中高酸浸出条件为：温度60～90℃，液固比4～9:1，时间1h～3h，终点pH值为0.5～2.0。

9.根据权利要求1所述的高硅锌精矿湿法冶金工艺，其特征在于，步骤(4)将部分中性上清液开路回流，用于稀释步骤(2)得到的中性浸出矿浆，其余中性上清液净化后送电解工序得到锌产品。

10.根据权利要求9所述的高硅锌精矿湿法冶金工艺，其特征在于，步骤(4)开路回流的中性上清液占全部中性上清液的10～50％。