CN105525093B - 一种简化湿法炼锌工艺的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开一种简化湿法炼锌工艺的方法，包括步骤一、将锌焙矿进行中性浸出得到中浸液及中浸渣；步骤二、将步骤一得到的中浸渣加入到含酸废液中进行热酸浸出，得到酸浸液和酸浸渣；步骤三、将步骤二得到的酸浸渣和ZnS精矿加入到含酸废液中进行还原浸出，得到还原后液和还原渣；步骤四、将步骤三得到的还原后液中加入锌焙矿做中和剂，得到中和渣和中和液，中和渣返回步骤二热酸浸出；步骤五、将步骤三得到的还原渣加入到步骤二中的酸浸液中进行氧化浸出，得到氧化浸出液和铅银硫渣，氧化浸出液返回到步骤三还原浸出；步骤六、将步骤四得到的中和液加入锌焙矿中进行针铁矿沉铁，得到沉铁后液及针铁矿渣。

Description

一种简化湿法炼锌工艺的方法

技术领域

本发明涉及有色冶金工业领域，尤其涉及一种简化湿法炼锌工艺的方法。

背景技术

湿法炼锌浸出工艺有焙烧矿常规浸出工艺、焙烧矿热酸浸出工艺、硫化锌精矿氧压浸出工艺，焙烧矿常规浸出工艺产生的锌冶炼渣处理成本在锌冶炼成本中的比例在逐渐升高，现有的上述工艺均存在流程长、回收率低、渣处理成本高、存在环保隐患等问题。

因此，现有技术还有待于改进和发展。

发明内容

鉴于上述现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种简化湿法炼锌工艺的方法，旨在解决现有工艺流程长、回收率低、渣处理成本高、存在环保隐患等问题。

本发明的技术方案如下：

一种简化湿法炼锌工艺的方法，其中，包括：

步骤一、将锌焙矿进行中性浸出得到中浸液及中浸渣；

步骤二、将步骤一得到的中浸渣加入到含酸废液中进行热酸浸出，得到酸浸液和酸浸渣；

步骤三、将步骤二得到的酸浸渣和ZnS精矿加入到含酸废液中进行还原浸出，得到还原后液和还原渣；

步骤四、将步骤三得到的还原后液中加入锌焙矿做中和剂，得到中和渣和中和液，中和渣返回步骤二热酸浸出；

步骤五、将步骤三得到的还原渣加入到步骤二中的酸浸液中进行氧化浸出，得到氧化浸出液和铅银硫渣，氧化浸出液返回到步骤三还原浸出；

步骤六、将步骤四得到的中和液加入锌焙矿中进行针铁矿沉铁，得到沉铁后液及针铁矿渣。

所述的简化湿法炼锌工艺的方法，其中，控制中性浸出时，初始pH为2.5，终点pH为4.0~4.2。

所述的简化湿法炼锌工艺的方法，其中，控制热酸浸出的残酸浓度为70~80g/L。

所述的简化湿法炼锌工艺的方法，其中，控制还原后液的Fe³⁺＜2g/L。

所述的简化湿法炼锌工艺的方法，其中，控制氧化浸出的残酸浓度为60~70g/L。

所述的简化湿法炼锌工艺的方法，其中，控制中和时，初始pH为1.0，终点pH为2.4~2.6。

所述的简化湿法炼锌工艺的方法，其中，控制针铁矿沉铁时，初始pH为3.5~4.0，终点pH为2.5。

有益效果：本发明将高温高酸浸出段和还原浸出段合并为一道工序，缩短了工艺流程及反应时间，在不额外添加其他氧化剂的条件下利用流程自身产生的Fe³⁺作为氧化剂，对还原浸出渣中未反应完全的ZnS精矿及含硫金属化合物进行氧化浸出，提高有价金属浸出率。本发明解决了常规湿法浸出流程渣率大，火法处理成本高的问题，同时解决了强化浸出流程长的问题。

附图说明

图1为本发明一种简化湿法炼锌工艺的方法较佳实施例的流程图。

具体实施方式

本发明提供一种简化湿法炼锌工艺的方法，为使本发明的目的、技术方案及效果更加清楚、明确，以下对本发明进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。

本发明所提供的一种简化湿法炼锌工艺的方法，其包括：

步骤一（中性浸出）、将锌焙矿进行中性浸出得到中浸液及中浸渣；

步骤二（热酸浸出）、将步骤一得到的中浸渣加入到含酸废液中进行热酸浸出，得到酸浸液和酸浸渣；

步骤三（还原浸出）、将步骤二得到的酸浸渣和ZnS精矿加入到含酸废液中进行还原浸出，得到还原后液和还原渣；

步骤四（中和）、将步骤三得到的还原后液中加入锌焙矿做中和剂，得到中和渣和中和液，中和渣返回步骤二热酸浸出；

步骤五（氧化浸出）、将步骤三得到的还原渣加入到步骤二中的酸浸液中进行氧化浸出，得到氧化浸出液和铅银硫渣，氧化浸出液返回到步骤三还原浸出；

步骤六（针铁矿沉铁）、将步骤四得到的中和液加入锌焙矿中进行针铁矿沉铁，得到沉铁后液及针铁矿渣。

本发明采用在高温低酸条件下处理锌焙矿，利用热酸浸出得到的酸浸液（含Fe³⁺）做氧化剂，缩短了整个流程的反应时间，降低了浸出渣率和渣含锌，本发明有价金属回收率高、回收成本低，且处理过程环保，对环境污染小。

本发明中涉及到的主要反应原理有：

(1)

(2)

(3)

(4)

(5)

(6)

(7)

(8)

本发明的还原浸出（步骤三）过程中，温度选取85~90℃。ZnS精矿加入系数为1.2。

氧化浸出段(步骤五)温度选取85~90℃，并加入酸浸液，利用酸浸液中的Fe³⁺作为氧化剂来氧化还原渣中过剩的ZnS精矿和含硫金属化合物，以降低铅银硫渣含锌，减少金属损失量。试验中发现酸度对氧化浸出效果不明显，前液Fe³⁺浓度对氧化效果有一定影响，试验中保证Fe³⁺量是还原过剩精矿理论量至少2倍。

具体来说，如图1所示，在步骤一中，首先将电解废液（也可称含酸废液）和湿法炼锌混合液按质量比2:1的比例混合后控制混合后液的终酸酸度（即最后的酸浓度）为30-80g/L（如50g/L），Fe²⁺＜0.1g/L，然后置于储槽中，将得到的混合后液与锌焙矿（即图中的焙矿）一起缓慢加入到反应槽（有“晶种”），调节矿浆pH2.5并通入氧气反应40min，40min时间内加完规定数量的混合后液与锌焙矿，整个中性浸出反应时间2h，温度为65-70℃（如68℃），终点pH控制4.0-4.2（如4.0），反应结束后矿浆进行液固分离，得到中性浸出液（中浸液）和底流（中浸渣），中性浸出液送净化工序处理，底流进行热酸浸出。

在步骤二中，将步骤一得到的底流按液固比10-12:1（如11:1）的比例加入到电解废液（即新的含酸废液）中，控制始酸酸度（即开始时的酸浓度）160-180g/L（如170g/L），反应温度为85-90℃（如88℃），反应时间3h，终酸酸度（即最后的酸浓度，也可称残酸浓度）：70-80g/L（如75 g/L），反应结束后矿浆进行液固分离，得到热酸浸出液（酸浸液）和底流（酸浸渣），热酸浸出液预留到氧化浸出段使用，底流进行还原浸出。

在步骤三中，将步骤二得到的底流按液固比10:1的比例加入到电解废液（新的含酸废液）中，同时按理论计算加入所需ZnS精矿，控制ZnS精矿加入量过剩系数为1.2（即按质量比计，加入量为理论量1.2倍），反应温度85-90℃（85℃），反应时间3-4h（如3h），终酸酸度：50-60g/L（55g/L），反应结束后矿浆进行液固分离，得到还原浸出液（还原后液）和底流（还原渣，也可称还原浸出渣），还原浸出液预留到中和段使用，底流进行氧化浸出。

考虑还原后液进行中和试验时避免矾的生成，控制还原后液Fe³⁺＜2g/L。

在步骤四中，将步骤三得到的还原浸出液与锌焙矿一起缓慢加入到反应槽（有“晶种”）中，控制pH1.0反应5min，然后在pH2.0条件下反应10min，终点pH2.4-2.6（如2.5），然后继续反应（温度85-90℃，如87℃），反应总时间1h，反应结束后矿浆进行液固分离，得到中和液和底流（中和渣），中和液预留到水解沉铁段使用，底流返回到热酸浸出段进行热酸浸出。

在步骤五中，将步骤三得到的底流按液固比10-8:1（如9:1）的比例加入步骤二产出的热酸浸出液中，控制反应温度85-90℃（如86℃），反应时间3-4h（如3h），终酸酸度：60-70g/L（65 g/L），反应结束后矿浆进行液固分离，得到氧化浸出液和底流，氧化浸出液返回到还原浸出段使用，底流过滤得到铅银硫渣，作为副产品外售。

在步骤六中，将步骤四得到的中和液与锌焙矿一起缓慢加入到反应槽（有“晶种”）中，控制pH3.5-4.0（如3.6），同时通入氧气反应60min，期间加完中和液和所需锌焙矿，继续通入氧气控制后液Fe²⁺＜2.5g/L即可停止反应，终点pH2.4-2.6（如2.5），反应温度85-90℃（如87℃），反应结束后矿浆进行液固分离，得到沉铁后液（即水解后液）和针铁矿渣（即水解渣），沉铁后液返回到中性浸出段做混合液使用（即步骤一），针铁矿渣外售。

步骤三的具体实施例一：在80℃条件下对酸浸渣和氧化浸出液进行还原浸出得到还原渣和还原后液，其中，反应时间4小时，ZnS精矿加入系数为1.5，还原后液Fe³⁺浓度0.53g/L，酸度（H⁺）为81.6g/L。

步骤三的具体实施例二：在85℃条件下对酸浸渣和氧化浸出液进行还原浸出得到还原渣和还原后液，其中，反应时间3小时，ZnS精矿加入系数为1.3，还原后液Fe³⁺浓度2.26g/L，酸度（H⁺）为74.25g/L。

步骤三的具体实施例三：在90℃条件下对酸浸渣和氧化浸出液进行还原浸出得到还原渣和还原后液，其中，反应时间2小时，ZnS精矿加入系数为1.2，还原后液Fe³⁺浓度2.02g/L，酸度（H⁺）为65.25g/L。

增大ZnS精矿加入系数，还原后液Fe³⁺远远＜2g/L，但存在的问题是加入过量的ZnS，后续氧化浸出段如没有足够多的Fe³⁺来氧化过多的ZnS，会存在铅银硫渣含锌高的问题，因此，ZnS精矿加入系数为1.2～1.3为宜。

上述的实施例中，铁还原率及还原时间都相对于现有技术有较大的提高。

本发明采用强化浸出的冶金方式，将常规浸出渣率从50%降低到15%，大大降低了渣率，从而降低了火法渣处理成本。本发明创新性地将高温高酸浸出与还原浸出两道工序合并为一道工序，在不添加其他添加剂的情况下，利用流程自身产生的Fe³⁺作为氧化剂，采用锌精矿还原Fe³⁺避免矾的生成并实现反应完全，以提高焙矿、锌精矿中锌、铜、铟的浸出率，降低酸浸、氧化浸出、还原浸出各工序的酸度，以提高设备的使用寿命和降低维护成本。解决了强化浸出的流程长、对高铁、高硅原料的不适应性、浸出过程出现矾、渣率较大、铟浸出率低等一系列问题。

综上所述，本发明针对现有工艺中湿法炼锌工艺流程长，工序繁琐，能耗大，设备易腐蚀，有价金属损失大等问题，采用强化浸出冶金的方式，大大降低湿法浸出渣量，减少火法渣处理成本，缩短湿法炼锌工艺流程，提高设备使用寿命，降低有价金属损失。本发明方法操作简单，工艺易于控制，在不添加其他添加剂的情况下利用流程自身产生的氧化剂可实现有价金属最大化的回收。

应当理解的是，本发明的应用不限于上述的举例，对本领域普通技术人员来说，可以根据上述说明加以改进或变换，所有这些改进和变换都应属于本发明所附权利要求的保护范围。

Claims (2)

1.一种简化湿法炼锌工艺的方法，其特征在于，包括：

步骤一、将锌焙矿进行中性浸出得到中性浸出液及中性浸渣；

步骤二、将步骤一得到的中性浸渣加入到含酸废液中进行热酸浸出，得到酸浸液和酸浸渣；

步骤三、将步骤二得到的酸浸渣和ZnS精矿加入到含酸废液中进行还原浸出，得到还原后液和还原渣；

步骤四、将步骤三得到的还原后液中加入锌焙矿做中和剂，得到中和渣和中和液，中和渣返回步骤二热酸浸出；

步骤五、将步骤三得到的还原渣加入到步骤二中的酸浸液中进行氧化浸出，得到氧化浸出液和铅银硫渣，氧化浸出液返回到步骤三还原浸出；

步骤六、将步骤四得到的中和液加入锌焙矿中进行针铁矿沉铁，得到沉铁后液及针铁矿渣;

控制还原后液的Fe³⁺＜2g/L；

ZnS精矿加入系数为1.2～1.3；

在步骤一中，首先将含酸废液和湿法炼锌混合液按质量比2:1的比例混合后控制混合后液的终酸酸度为30-80g/L，Fe²⁺＜0.1g/L，然后置于储槽中，将得到的混合后液与锌焙矿一起缓慢加入到有晶种的反应槽，调节矿浆pH2.5并通入氧气反应40min，40min时间内加完规定数量的混合后液与锌焙矿，整个中性浸出反应时间2h，温度为65-70℃，终点pH控制4.0-4.2，反应结束后矿浆进行液固分离，得到中性浸出液和中性浸渣，中性浸出液送净化工序处理，中性浸渣进行热酸浸出；

在步骤二中，将步骤一得到的中性浸渣按液固比10-12:1的比例加入到含酸废液中，控制始酸酸度160-180g/L，反应温度为85-90℃，反应时间3h，终酸酸度70-80g/L，反应结束后矿浆进行液固分离，得到酸浸液和酸浸渣，酸浸液预留到氧化浸出段使用，酸浸渣进行还原浸出；

在步骤三中，将步骤二得到的酸浸渣按液固比10:1的比例加入到新的含酸废液中，同时按理论计算加入所需ZnS精矿，控制ZnS精矿加入量过剩系数为1.2，反应温度85-90℃，反应时间3-4h，终酸酸度：50-60g/L，反应结束后矿浆进行液固分离，得到还原后液和还原渣，还原后液预留到中和段使用，还原渣进行氧化浸出；

在步骤四中，将步骤三得到的还原后液与锌焙矿一起缓慢加入到有晶种的反应槽中，控制pH1.0反应5min，然后在pH2.0条件下反应10min，终点pH2.4-2.6，然后继续反应，温度为85-90℃，反应总时间1h，反应结束后矿浆进行液固分离，得到中和液和中和渣，中和液预留到水解沉铁段使用，中和渣返回到热酸浸出段进行热酸浸出；

在步骤五中，将步骤三得到的还原渣按液固比10-8:1的比例加入步骤二产出的酸浸液中，控制反应温度85-90℃，反应时间3-4h，终酸酸度：60-70g/L，反应结束后矿浆进行液固分离，得到氧化浸出液和铅银硫渣，氧化浸出液返回到还原浸出段使用，铅银硫渣过滤得到铅银硫渣；

在步骤六中，将步骤四得到的中和液与锌焙矿一起缓慢加入到有晶种的反应槽中，控制pH3.5-4.0，同时通入氧气反应60min，期间加完中和液和所需锌焙矿，继续通入氧气控制后液Fe²⁺＜2.5g/L停止反应，终点pH2.4-2.6，反应温度85-90℃，反应结束后矿浆进行液固分离，得到沉铁后液和针铁矿渣，沉铁后液返回到中性浸出段做混合液使用。

2.根据权利要求1所述的简化湿法炼锌工艺的方法，其特征在于，控制针铁矿沉铁时，初始pH为3.5~4.0，终点pH为2.5。