一种复杂锌焙烧矿的浸出方法技术

本发明专利技术公开了一种复杂锌焙烧矿的浸出方法，该方法针对现有工艺中铁的二次沉降、渣量大及其他杂质大量浸出、浸出溶液铁砷比难控制、中上清质量达不到要求、电解烧板等的问题，采用酸性浸出、中和除杂的工序对复杂锌焙烧矿进行浸出处理，达到高效回收锌，去除杂质的目的，同时利用了现有工艺中的废水和废料，减少了废弃物的排放，降低了生产成本，本发明专利技术方法操作简单、工艺容易管理、减少废渣或者废弃物的排放，有效的回收浸出过程的有价金属同时能够选择性的提供同样优质的中上清。

【技术实现步骤摘要】
【专利摘要】本专利技术公开了，该方法针对现有工艺中铁的二次沉降、渣量大及其他杂质大量浸出、浸出溶液铁砷比难控制、中上清质量达不到要求、电解烧板等的问题，采用酸性浸出、中和除杂的工序对复杂锌焙烧矿进行浸出处理，达到高效回收锌，去除杂质的目的，同时利用了现有工艺中的废水和废料，减少了废弃物的排放，降低了生产成本，本专利技术方法操作简单、工艺容易管理、减少废渣或者废弃物的排放，有效的回收浸出过程的有价金属同时能够选择性的提供同样优质的中上清。【专利说明】一种复杂锌培烧矿的浸出方法
本专利技术涉及一种复杂锌焙烧矿浸出的方法，属于冶金
。
技术介绍
锌焙烧矿浸出方法现有的技术主要为：常规浸出、热酸浸出等。但常规浸出流程 工艺复杂、锌浸出率低、生产成本高；热酸浸出工艺用高温高酸代替了常规浸出中的酸性 浸出，提高了锌的浸出率，降低了渣率，但同时导致了与锌金属活泼程度相近的杂质大量浸 出，对除杂造成影响，动力消耗也大。因此，针对目前的复杂锌焙烧矿，现有技术存在的缺陷 可总结为：（1)高铁高砷锌焙烧矿浸出后，铁能满足除杂需要，但铁量过多时，导致铁的二 次沉降，渣量大，且对其他贵金属的回收不利。（2)低铁高砷锌焙烧矿浸出时，铁砷比一旦没 有得到很好的控制，则会造成中上清杂质高，电解烧板。（3)不管是高铁高砷、低铁高砷锌焙 烧矿在常规流程中，一般都添加除杂剂如硫酸亚铁等，且在添加硫酸亚铁后需先进行氧化， 所需氧化剂一般为二氧化锰、双氧水、高锰酸钾等，造成生产成本高。
技术实现思路
针对现有技术中存在的问题，本专利技术提供了，该方 法解决了高铁高砷焙烧矿浸出时，铁的二次沉降、渣量大及其他杂质大量浸出的问题，以及 解决了低铁高砷焙烧矿浸出时，浸出溶液铁砷比难控制，中上清质量达不到要求，电解烧板 的问题，达到高效回收锌，去除杂质的目的。 本专利技术中所述复杂锌焙烧矿是指高铁高砷锌焙烧矿或低铁高砷锌焙烧矿，高铁高 砷锌焙烧矿是选矿厂将按常规工艺浮选出来的高铁高砷锌精矿采用沸腾炉进行常规焙烧 而制得，低铁高砷锌焙烧矿来源于选矿厂浮选出来的低铁高砷锌精矿进入沸腾炉进行常规 焙烧而制得。 本专利技术复杂锌焙烧矿的浸出方法具体步骤如下： (1) 将电解废液和湿法炼锌混合液按质量比2-3:1的比例混合后置于氧化槽中，并在 氧化槽中添加氧化剂，使混合后溶液中酸（H 2S04)为60-100g/L，Fe2+ < 0. 01g/L ; (2) 酸性浸出 将步骤（1)氧化后的溶液置于第一浸出槽（中和除杂槽）中并加入锌焙烧矿，锌焙烧矿 的添加量以溶液中酸的浓度为20-40g/L计算，第一浸出槽中矿浆进入第二浸出槽中，并在 第二浸出槽中加入锌焙烧矿，锌焙烧矿的添加量以第二浸出槽出口矿浆pH值为2. 0-2. 5计 算，第二浸出槽中矿浆再依次进入1-2个浸出槽中进行酸浸处理(不添加物质)，整个酸性浸 出过程中矿浆的流速为100-120m 3/h，酸浸时间1. 8-2h，浸出温度为65-75°C，酸浸处理完成 后酸浸矿浆进行浓密固液分离，得到酸上清和底流，酸上清中含Znl55?175g/L、矿0. 5? 1. 2g/L、As < 0· 060g/L、Fe3 + < 0· 500g/L、Fe2+< 0· 030g/L，底流直接进入银浮选工艺，或 者采用旋流器进行分离(粗细颗粒分离，下旋流物料为粗颗粒矿浆，上旋流物料为细颗粒矿 浆)，上旋流物料进入银浮选工艺，下旋流物料进行高酸浸处理，处理温度85-90°C ; (3)酸上清的中和除杂 将步骤（2)中的酸上清泵入第一个搅拌槽中，并加入锌焙烧矿进行中和，锌焙烧矿的 添加量以搅拌槽出口矿浆的pH值为3-3. 5计算，第一个搅拌槽中矿浆进入第二搅拌槽中， 并在第二搅拌槽中加入锌焙烧矿进行中和，锌焙烧矿的添加量以第二个搅拌槽出口矿浆pH 值为3. 5-4. 0计算，第二搅拌槽中矿浆再依次进入1-3个搅拌槽中进行中和处理(不添加物 质)，中和终点的pH值控制在5. 2-5. 4,整个中和除杂过程中矿浆的流速为100-120m3/h，中 和时间2-2. 5h，浸出温度为80-90°C，中和矿浆进行浓密固液分离，得到中和上清和中和底 流；中和上清即为含锌溶液，中上清含Znl45-165g/L、含As<0.0005g/L、含Fe 3 + <0.03g/ L〇 本专利技术方法中如果锌焙烧矿为低铁高砷焙烧矿时，在中和除杂过程中，在第一个 搅拌槽和第二个搅拌槽中均添加含高价铁溶液，含高价铁溶液的添加量以矿浆中Fe:As的 质量比为6-8:1计算，添加的含高价铁溶液是步骤（2 )中的底流采用旋流器进行处理后，下 旋流物料在85-90°C条件下采用电解废液（电解废液始酸（H2S0 4) 155-170g/l)进行高浸处 理得到的底流高浸矿浆，其酸（H2S04)含量为40-60g/L，Fe 3+ > 20g/l ;上旋流物料进入银 浮选工艺。 本专利技术中电解废液是指在常规电解沉积锌的过程中，随着电积过程的进行，电积 液中锌会不断减少，而硫酸会增加，经过电解沉积后的溶液连续不断地从电解槽的出液端 溢出的，即为电解废液，其化学方程式为：和I +4_广1/20,: f。 所述湿法炼锌混合液是指在常规湿法炼锌过程中，用电解废液处理回转窑的电收 尘、锅炉尘、处理铅冶炼厂烟化炉的电收尘、锅炉尘等的含锌物料所得的溶液与常规湿法炼 锌过程中冲洗地板用水、清理槽罐用水以及现场所有的卫生用水等溶液混合后制得的混合 液，统称为湿法炼锌混合液。 所述电解阳极泥是指在常规电解沉积锌的过程中，电解槽内铅-银合金板作阳 极，以纯铝板作阴极，在直流电的作用下，阳极发生水分解放出氧气，同时产生以二氧化锰 为主要成分的阳极泥，其反应方程式为以11 2++2!12〇-26=111〇2丨+4矿。 在高铁高砷锌锌焙烧矿浸出时，在一个80M3的搅拌槽(俗称氧化槽）中进行，将电 解废液与湿法炼锌混合液按一定比例混合，并在其中加入适量的氧化剂(主要为锰粉或电 解阳极泥)，保证溶液中的Fe2+充分氧化为Fe3+，其酸度控制在60-100g/l ;目的是降低并 稳定了始酸，避免焙烧矿与电解废液接触直接反应，导致其他杂质大量浸出，对中和除杂造 成压力；同时通过在氧化槽中将始酸稳定控制60-100g/l后，避免了始酸过高时，铁大量浸 出，导致铁的二次沉降，渣量过大，生产成本过高。本复杂锌焙烧矿浸出工艺避开了常规流 程中需添加除杂剂的弊端，过程控制中无需添加任何除杂剂，如硫酸亚铁等。 低铁高砷锌焙烧矿浸出时，本复杂锌焙烧矿的浸出工艺将低铁高砷酸性渣(酸性 底流)通过两个旋流器，酸性渣中的粗颗粒进入一个80M3的搅拌槽进行高酸浸出，温度保持 85-90°C，终酸控制在40-60g/l，高浸矿浆Fe3+含量控制在20g/l以上，根据酸上清的铁砷 比确定所需的铁量加入底流高浸矿浆，既能准确地控制铁砷比，又能提高锌的浸出率，避免 了电解烧板。本复杂锌焙烧矿浸出工艺避开了常规流程中需添加除杂剂的弊端，过程控制 中无需添加任何除杂剂，如硫酸亚铁等。 本复杂锌焙烧矿的浸出工艺主要分为酸性浸出、中和除杂本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种复杂锌焙烧矿的浸出方法，其特征在于按如下步骤进行：（1）将电解废液和湿法炼锌混合液按质量比2‑3:1的比例混合后置于氧化槽中，并在氧化槽中添加氧化剂，使混合后溶液中酸为60‑100g/L，Fe2+＜0.01g/L；（2）酸性浸出将步骤（1）氧化后的溶液置于第一浸出槽中并加入锌焙烧矿，锌焙烧矿的添加量以溶液中酸的浓度为20‑40g/L计算，第一浸出槽矿浆进入第二浸出槽中，并在第二浸出槽中加入锌焙烧矿，锌焙烧矿的添加量以第二浸出槽出口矿浆pH值为2.0‑2.5计，第二浸出槽中矿浆再依次进入1‑2个浸出槽中进行酸浸处理；整个酸性浸出过程中矿浆的流速为100‑120m3/h，酸浸时间1.8‑2h，浸出温度为65‑75℃，酸浸处理完成后酸浸矿浆进行浓密固液分离，得到酸上清和底流，底流进入银浮选工艺或者用于制备铁；（3）酸上清的中和除杂将步骤（2）中的酸上清泵入第一个搅拌槽中，并加入锌焙烧矿进行中和，锌焙烧矿的添加量以搅拌槽出口矿浆的pH值为3‑3.5计算，第一个搅拌槽矿浆进入第二个搅拌槽中，并在第二个搅拌槽中加入锌焙烧矿进行中和，锌焙烧矿的添加量以第二个搅拌槽出口矿浆pH值为3.5‑4.0计算，第二搅拌槽矿浆再依次进入1‑3个搅拌槽中进行中和处理，中和终点的pH值控制在5.2‑5.4，整个中和除杂过程中矿浆的流速为100‑120m3/h，中和时间2‑2.5h，中和除杂槽温度为80‑90℃，中和矿浆进行浓密固液分离，得到中和上清和中和底流；中和上清即为含锌溶液。...

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：韦勇，冯继平，吴国钦，陈春发，韦乃团，廖发忠，罗森育，覃和恒，杨伟，赵彩英，
申请(专利权)人：蒙自矿冶有限责任公司，
类型：发明
国别省市：云南;53