一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法
阅读说明：本技术 一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法 (Method for extracting zinc from floating zinc oxide concentrate ) 是由 袁野 和晓才 施辉献 何光深 任玖阳 徐庆鑫 许娜 任婷 和秋谷 徐亚飞 庄晓东 于 2021-07-23 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法,所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法包括调浆、预脱泡、中性浸出、浓密和后处理步骤,具体包括：将待处理浮选氧化锌精矿进行调浆得到调浆液a；将调浆液a采用压缩气和机械搅拌进行预脱泡得到物料b；将物料b进行中性浸出得到矿浆c；将矿浆c经浓密后得到上清液d和底流e；将上清液d经净化、电积、熔铸得到锌锭；底流e经高浸、联浸、压滤后得到滤液f和滤渣g；滤液f返回调浆步骤；滤渣g经水洗涤后得到洗渣h和洗液i,洗渣h进行堆存；洗液i返回高浸步骤。本发明浸出效果好,成本低、耗时少、铁杂质含量低,且对后续净化、电积等工序无影响。(The invention discloses a method for extracting zinc from floating zinc oxide concentrate, which comprises the steps of size mixing, pre-deaeration, neutral leaching, thickening and post-treatment, and specifically comprises the following steps: carrying out size mixing on the flotation zinc oxide concentrate to be treated to obtain size mixing liquid a; pre-defoaming the slurry mixing liquid a by adopting compressed gas and mechanical stirring to obtain a material b; neutral leaching the material b to obtain ore pulp c; thickening the ore pulp c to obtain supernatant d and underflow e; purifying, electrodepositing and casting the supernatant d to obtain a zinc ingot; performing high leaching, combined leaching and filter pressing on the bottom flow e to obtain filtrate f and filter residue g; returning the filtrate f to the pulp mixing step; washing the filter residue g with water to obtain washing residue h and washing liquid i, and piling the washing residue h; and returning the washing liquid i to the high leaching step. The method has the advantages of good leaching effect, low cost, less time consumption, low content of iron impurities and no influence on subsequent purification, electrodeposition and other processes.)
技术领域
本发明属于冶金技术领域，具体涉及一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法。
背景技术
浮选氧化锌精矿中，锌以菱锌矿、硅锌矿、异极矿、锌铁尖晶石和闪锌矿等多种组分存在，氧化率只能达到90%~95%，且矿石中含有大量的方解石、菱镁矿、菱铁矿、白铅矿，还含有由氧化锌原矿或氧硫混合铅锌矿经采矿、破碎、脱泥、分选后带入的大量粘性有机物。
长期以来，国内外锌冶炼厂一直都以闪锌矿为原料，经沸腾焙烧、中性浸出、高温高酸浸出、净化、电积、熔铸的传统工艺生产金属锌，而2003年国内采用的加压氧浸技术也是用来处理高铁闪锌矿。对氧化锌精矿或氧硫混合矿的利用这一世界级的技术难题，一直也只是停留在研究阶段，还未实现工业化生产应用。
浮选氧化锌精矿采用碱浸时，环境不友好，浸出液杂质含量高且难脱杂，工艺长，成本高；采用湿法酸浸时，碳酸盐和有机物在酸的作用下，矿浆会被粘性泡沫带出浸出槽，酸性浸出困难；采用火法预处理，虽能实现精矿的酸性浸出，但需在400℃以上的中高温度下才能脱除矿石中的有机物，且矿石中的闪锌矿达不到氧化的目的，该过程由于矿石含水率高（15%~50%）、矿石比热大，因此能耗高、设备投资大，工艺复杂。因此需要发明一种简便易操作，成本低、效果好的消泡方式，解决生产中存在的问题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法。
本发明的目的是这样实现的，所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法包括调浆、预脱泡、中性浸出、浓密和后处理步骤，具体包括：
A、调浆：将待处理浮选氧化锌精矿进行调浆得到调浆液a；
B、预脱泡：将调浆液a采用压缩气和机械搅拌进行预脱泡得到物料b；
C、中性浸出：将物料b进行中性浸出得到矿浆c；
D、浓密的：将矿浆c经浓密后得到上清液d和底流e；
E、后处理：
1）将上清液d经净化、电积、熔铸得到锌锭；
2）底流e经高浸、联浸、压滤后得到滤液f和滤渣g；滤液f返回调浆步骤；滤渣g经水洗涤后得到洗渣h和洗液i，洗渣h进行堆存；洗液i返回高浸步骤。
具体操作方法如下：
浮选氧化锌精矿经调浆、气浮脱泡、中性消泡浸出、浓密后得上清液和浓密底流，上清液净化、电积、熔铸后得金属锌；浓密底流经高酸消泡浸出、联浸、压滤、渣洗涤后堆存，洗液返回高酸消泡浸出。具体步骤如下：
1、浮选氧化锌精矿调浆，调浆液浓度0g/L~10g/L，调浆液固比为2:1~10:1，调浆温度为室温到90℃。
2、气浮预脱泡的压缩气体为N2、空气、CO2之一或者多种组合，其P气压/P矿浆为1.1~100，刮板转速为1r/min~500r/min，搅拌位置为矿浆液面处或浸出槽溢流口处。
3、中性浸出的压缩气体为N2、空气、CO2之一或者多种组合，其P气压/P矿浆为1.1~100，浸出温度为室温~90℃，浸出时间1h~10h，浸出酸浓度大于20g/L，浸出终点PH值4.5~6.0，浸出液固比3:1~10:1，机械搅拌转速为20r/min~1000r/min。
4、联合浸出温度为室温~90℃，浸出时间0.5~5h，浸出终点PH值4.5~6.0，浸出液固比2:1~10:1，联合浸出搅拌转速20r/min~1000r/min。
本发明采用“压缩气+机械”的方式可实现氧化锌精矿不冒槽，锌浸出率可达96%~99%，浸出矿浆过滤性好，浸出液中Fe2+浓度由1.8~2.6g/L降低到1.2~1.5g/L，浸出时间由5h降低到2.5h，渣锌＜0.8%。该工艺浸出效果好，成本低、耗时少、铁杂质含量低，且对后续净化、电积等工序无影响。其原理如下：
1、压缩气由压缩空气、CO2、N2等多组气体组成，其中O2量不小于5%。通入O2主要是起到氧化Fe2+、Co2+、Cd+等元素，氧化矿石里的硫化物，在提高Zn浸出率的同时也起到除杂作用；压缩气还起到搅拌作用，促进酸与金属氧化物/氢氧化物的接触反应，促进对流传质，降低反应时间。
2、压缩气在反应过程中，分散在矿浆里，所形成的泡沫是细小泡沫，携带的矿石量少（矿石比重大于泡沫浮力），到达表面的泡沫为白色或者浅灰色泡沫，易于去除；没有采用压缩气的浸出，大量形成粘性大的大泡沫而携矿冒槽（矿石比重小于泡沫浮力），造成大量矿石损失。
3、矿浆表面的搅拌桨起到两个作用：一是刮开表层气泡，让多余的气体更好外逸（表层有机物相对较多，小气泡也较大）；二是进一步碎泡，把上浮的气泡破碎。
浮选氧化锌精矿的酸性浸出过程如不采取人为干预措施，则40%~50%的矿料会随泡沫一起冒槽，精矿与酸无法接触反应，达不到浸出的目的。同时，留在槽内的精矿由于泡沫的阻隔作用，浸出率只有55%~64%左右（正常浸出率＞95%）。
采用高温煅烧后在酸性浸出，能实现浮选氧化锌精矿的酸性浸出。但精矿中存在大量碳酸盐会分解CO2气体，再加上精矿中S含量低，煅烧后烟气SO2浓度低，导致制酸成本高，且在850℃煅烧时还需再添加能源物质才能实现浮选氧化锌精矿沸腾焙烧。氧化锌精矿采用“煅烧+酸浸”工艺浸出，浸出温度在75℃~85℃，浸出时间大于5h的条件下，氧化锌浸出率在91%~95%，Fe3+浓度高达8g/L，渣锌在1.3%~2%间；制酸成本+燃料成本+除铁成本相较于“压缩气+机械”工艺成本提高280元/t-矿，且Zn回收率降低1.6~2.5倍。
采用化学试剂也能也能实现浮选氧化锌精矿的消泡浸出。目前试验所得有机醇添加量在1.5%以上才能抑制泡沫，锌浸出率92%~93%，浸出液中Fe2+浓度在2.8 g/L以上，浸出时间4h~5h，渣锌1.2%左右。但有机醇的加入成本增加130元/t-矿，后端电积工序的阳极板寿命整体降低15%左右，电流效率降低1.7%。
附图说明
图1为未采用“压缩气+机械搅拌”效果图；
图2为采用“压缩气+机械搅拌”消泡效果图；
图3为本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例和附图对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。
本发明所述的提取浮选氧化锌精矿中锌的方法包括调浆、预脱泡、中性浸出、浓密和后处理步骤，具体包括：
A、调浆：将待处理浮选氧化锌精矿进行调浆得到调浆液a；
B、预脱泡：将调浆液a采用压缩气和机械搅拌进行预脱泡得到物料b；
C、中性浸出：将物料b进行中性浸出得到矿浆c；
D、浓密的：将矿浆c经浓密后得到上清液d和底流e；
E、后处理：
1）将上清液d经净化、电积、熔铸得到锌锭；
2）底流e经高浸、联浸、压滤后得到滤液f和滤渣g；滤液f返回调浆步骤；滤渣g经水洗涤后得到洗渣h和洗液i，洗渣h进行堆存；洗液i返回高浸步骤。
A步骤中所述的调浆液a的浓度为0.1g/L~10g/L，液固比为（2~10）：1。
B步骤中所述的压缩气为含氧量＞5%的压缩气。
所述的压缩气为氧气与二氧化碳、氮气、氦气、氩气中一种或几种组成。
B步骤中P气压/P矿浆=1.1~100。
B步骤中机械搅拌的转速为1~500r/min。
C步骤中所述的中性浸出的压缩气体为N2、空气、CO2之一或者多种组合，其P气压/P矿浆为1.1~100，浸出温度为10~90℃，浸出时间1h~10h，浸出酸浓度大于15~25g/L，浸出终点PH值4.5~6.0，浸出液固比3:1~10:1，机械搅拌转速为20r/min~1000r/min。
E步骤2）中联浸的温度为10~90℃，浸出时间0.5~5h，浸出终点PH值4.5~6.0，浸出液固比2:1~10:1，联合浸出搅拌转速20r/min~1000r/min。
下面以具体实施案例对本发明做进一步说明：
实施例1
1、用联浸压滤液和自来水一起对浮选氧化锌精矿进行调浆，调浆后浆料L:S为5:1，调浆后浆料温度40℃。
2、在调浆料中通入压缩空气进行气浮预脱泡，矿浆进入中性浸出，泡沫进入联浸。其中，P气压/P矿浆为3，刮板转速为100r/min。
3、预脱泡沫矿浆在P气压/P矿浆为3，温度50℃~60℃，时间2h，终点PH值4.5~5.5，液固比6:1，机械搅拌转速为200r/min的条件下浸出。
4、中性浸出浓密，底流液固比1.5:1，上清液经净化、电积、熔铸后制备锌锭，其净化除Zn、Co、Cu、Fe及有机物与传统工艺流程相同，电积和熔铸工序也同传统工序。
5、浓密底流配入硫酸和洗液，在P气压/P矿浆为3，温度60℃~70℃，时间2h，终点酸浓度20g/L，液固比6:1，机械搅拌转速为200r/min的条件下进行高浸。
6、高浸结束后料浆和气浮泡沫或氧化锌原矿进行联浸，联浸条件为60℃~70℃，浸出时间1h，浸出终点PH值4.5~5.0，浸出液固比6:1，联浸搅拌转速200r/min。
7、联浸结束后压滤，滤液返回到调浆，滤渣进行水洗，逆流洗涤3次，洗涤液固比为3:1，洗液返回高浸，洗渣堆存。
本实施例中锌浸出率为98.92%，浸出矿浆过滤性好，浸出液中Fe2+浓度由2.58g/L降低到1.47g/L，渣锌为0.23%。
实施例2
1、用联浸压滤液和自来水一起对浮选氧化锌精矿进行调浆，调浆后浆料L:S为6:1，调浆后浆料温度50℃。
2、在调浆料中通入压缩空气进行气浮预脱泡，矿浆进入中性浸出，泡沫进入联浸。其中，P气压/P矿浆为20，刮板转速为100r/min。
3、预脱泡沫矿浆在P气压/P矿浆为20，温度40℃~50℃，时间2h，终点PH值4.5~5.5，液固比6:1，机械搅拌转速为200r/min的条件下浸出。
4、中性浸出浓密，底流液固比1.5:1，上清液经净化、电积、熔铸后制备锌锭，其净化除Zn、Co、Cu、Fe及有机物与传统工艺流程相同，电积和熔铸工序也同传统工序。
5、浓密底流配入硫酸和洗液，在P气压/P矿浆为20，温度60℃~70℃，时间3h，终点酸浓度20g/L，液固比7:1，机械搅拌转速为300r/min的条件下进行高浸。
6、高浸结束后料浆和气浮泡沫或氧化锌原矿进行联浸，联浸条件为60℃~70℃，浸出时间2h，浸出终点PH值4.5~5.0，浸出液固比7:1，联浸搅拌转速200r/min。
7、联浸结束后压滤，滤液返回到调浆，滤渣进行水洗，逆流洗涤3次，洗涤液固比为3:1，洗液返回高浸，洗渣堆存。
本实施例中锌浸出率为97.83%，浸出矿浆过滤性好，浸出液中Fe2+浓度由1.85g/L降低到1.31g/L，渣锌为0.38%。
实施例3
1、用联浸压滤液和自来水一起对浮选氧化锌精矿进行调浆，调浆后浆料L:S为2:1，调浆后浆料温度10℃。
2、在调浆料中通入压缩空气进行气浮预脱泡，矿浆进入中性浸出，泡沫进入联浸。其中，P气压/P矿浆为98，刮板转速为500r/min。
3、预脱泡沫矿浆在P气压/P矿浆为95，温度70℃~90℃，时间6h，终点PH值4.5~5.5，液固比10:1，机械搅拌转速为200r/min的条件下浸出。
4、中性浸出浓密，底流液固比3:1，上清液经净化、电积、熔铸后制备锌锭，其净化除Zn、Co、Cu、Fe及有机物与传统工艺流程相同，电积和熔铸工序也同传统工序。
5、浓密底流配入硫酸和洗液，在P气压/P矿浆为20，温度60℃~70℃，时间2h，终点酸浓度18g/L，液固比7:1，机械搅拌转速为180r/min的条件下进行高浸。
6、高浸结束后料浆和气浮泡沫或氧化锌原矿进行联浸，联浸条件为60℃~70℃，浸出时间1h，浸出终点PH值4.5~5.0，浸出液固比3:1，联浸搅拌转速150r/min。
7、联浸结束后压滤，滤液返回到调浆，滤渣进行水洗，逆流洗涤3次，洗涤液固比为3:1，洗液返回高浸，洗渣堆存。
本实施例中锌浸出率为99.13%，浸出矿浆过滤性好，浸出液中Fe2+浓度由2.1g/L降低到1.27g/L，渣锌为0.41%。
实施例4
1、用联浸压滤液和自来水一起对浮选氧化锌精矿进行调浆，调浆后浆料L:S为10:1，调浆后浆料温度90℃。
2、在调浆料中通入压缩空气进行气浮预脱泡，矿浆进入中性浸出，泡沫进入联浸。其中，P气压/P矿浆为60，刮板转速为300r/min。
3、预脱泡沫矿浆在P气压/P矿浆为48，温度30℃~40℃，时间10h，终点PH值4.5~5.5，液固比5:1，机械搅拌转速为60r/min的条件下浸出。
4、中性浸出浓密，底流液固比2.1:1，上清液经净化、电积、熔铸后制备锌锭，其净化除Zn、Co、Cu、Fe及有机物与传统工艺流程相同，电积和熔铸工序也同传统工序。
5、浓密底流配入硫酸和洗液，在P气压/P矿浆为15，温度60℃~70℃，时间2h，终点酸浓度18g/L，液固比5:1，机械搅拌转速为300r/min的条件下进行高浸。
6、高浸结束后料浆和气浮泡沫或氧化锌原矿进行联浸，联浸条件为60℃~70℃，浸出时间1h，浸出终点PH值4.5~5.0，浸出液固比6:1，联浸搅拌转速200r/min。
7、联浸结束后压滤，滤液返回到调浆，滤渣进行水洗，逆流洗涤3次，洗涤液固比为5:1，洗液返回高浸，洗渣堆存。
本实施例中锌浸出率为97.68%，浸出矿浆过滤性好，浸出液中Fe2+浓度由2.35g/L降低到1.37g/L，渣锌为0.41%。
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