一种浮选氧化锌精矿浸出氧化锌精矿的方法 |
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| 申请号 | CN202211382950.6 | 申请日 | 2022-11-07 | 公开(公告)号 | CN118028618A | 公开(公告)日 | 2024-05-14 |
| 申请人 | 昆明理工大学; 云南金鼎锌业有限公司; 昆明冶金研究院有限公司; | 发明人 | 杨琛; 徐瑞东; 何光深; 和晓才; 施辉献; 李铖; 杨春龙; 和春平; 张文亮; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种浮选 氧 化锌精矿 浸出 氧化锌精矿的方法，涉及湿法炼锌技术领域。本发明包括以下步骤：S1：测定浮选氧化锌精矿的酸耗，并基于待浮选氧化锌精矿的重量，准备相应重量的酸液；S2：浮选氧化锌精矿调浆，得到符合要求的矿 浆液 ；S3：并流浸出，在敞口的碎泡槽中，酸液和矿浆液在釜体上方并流，同时流至碎泡槽中，并通过搅拌桨进行混合，得到 混合液 。本发明采用并流酸浸和返浆开路的方式实现氧化锌精矿的直接酸浸，合理的打开CO2气道，设备有效利用率从65％提高到85％以上，且氧化锌浸出率＞99％，解决了 现有技术 酸性浸出时生成CO2气体逸出，导致随矿带入的浮选药剂产生大量黏性 泡沫 ，直接酸浸过程无法正常进行问题。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种浮选氧化锌精矿浸出氧化锌精矿的方法，其特征在于：包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种浮选氧化锌精矿浸出氧化锌精矿的方法技术领域[0001] 本发明属于湿法炼锌技术领域，特别是涉及一种浮选氧化锌精矿浸出氧化锌精矿的方法。 背景技术[0002] 氧化锌是一种矿物成分和结构都比较复杂的矿物，而且在处理过程中容易造成泥化。氧化锌选矿多采用浮选法，针对浮选氧化锌精矿消泡浸出，前期开展了化学消泡(高锰酸钾、锰粉、双氧水、有机醇、碱)和物理消泡(空气、加压、煅烧、空气+机械)等手段进行消泡浸出。其中高锰酸钾消泡、有机醇抑泡、煅烧消泡、空气+机械碎泡能实现浮选氧化锌精矿的直接酸浸，并申请了专利一种消泡剂及其在氧化锌精矿浸出中的应用(申请号：201911357960.2)、一种消泡剂及其在氧化锌精矿浸出中的应用(申请号： 201911360302.9)、一种提取浮选氧化锌精矿中锌的方法(申请号：202110838018.9)、一种直接酸浸浮选氧化锌精矿的方法(申请号：202110838015.5)、一种浮选氧化锌精矿的预处理浸出工艺(申请号：202110578508.X)、一种氧化锌精矿熟化浸出方法(申请号： 201911360299.0)。 [0003] 这些专利虽能实现浮选氧化锌精矿消泡浸出，但或多或少与低成本、高效、清洁生产、节能环保理念相违背，例如：一种消泡剂及其在氧化锌精矿浸出中的应用和一种消泡剂及其在氧化锌精矿浸出中的应用这两个专利的职业安全环保存在一定问题；一种直接酸浸浮选氧化锌精矿的方法这个专利的氧化锌浸出率达到95％～99％间，且设备有效利用率只能达到65％；一种浮选氧化锌精矿的预处理浸出工艺这个专利要高温煅烧，对于低品位的氧化锌精矿，导致大量的氧化矿和铁反应，生产锌铁尖晶石，氧化锌浸出率低于95％，且生产成本高；一种氧化锌精矿熟化浸出方法是用92％以上的浓硫酸直接碳化有机物和熟化精矿，但对设备要求极高，基本满足不了常规工业生产。 [0004] 本发明在不脱出有机物的同时，合理的打开CO2气道，使浮选氧化锌精矿高效、低成本、清洁浸出。本发明与一种直接酸浸浮选氧化锌精矿的方法的最大区别主要是在浸出加料过程和浸出槽返浆过程使CO2气体开路出去，从而使设备的有效利用率高于85％，氧化锌浸出率＞99％。 发明内容[0005] 本发明的目的在于提供一种浮选氧化锌精矿浸出氧化锌精矿的方法，采用并流酸浸和返浆开路的方式实现氧化锌精矿的直接酸浸，合理的打开CO2气道，设备有效利用率从65％提高到85％以上，且氧化锌浸出率＞99％，解决了现有技术酸性浸出时生成CO2气体逸出，导致随矿带入的浮选药剂产生大量黏性泡沫，直接酸浸过程无法正常进行问题。 [0006] 为解决上述技术问题，本发明是通过以下技术方案实现的： [0007] 本发明为一种浮选氧化锌精矿浸出氧化锌精矿的方法，包括以下步骤： [0008] S1：测定浮选氧化锌精矿的酸耗，并基于待浮选氧化锌精矿的重量，准备相应重量的酸液； [0009] S2：浮选氧化锌精矿调浆，调浆液浓度为10g/L～25g/L，调浆液固比为2:1～10:1，得到符合要求的矿浆液； [0010] S3：并流浸出，在敞口的碎泡槽中，酸液和矿浆液在釜体上方并流，同时流至碎泡槽中，并通过搅拌桨进行混合，得到混合液，混合液自然溢流到浸出槽进行浸出； [0014] 进一步地，S1中测定酸耗的具体步骤为：称取一定重量的液固比为4:1的氧化锌精矿矿浆，在常温且不断搅拌的条件下，缓慢滴加工业硫酸，使pH达到4.5～5.2，并稳定2h，此时的硫酸消耗量即为该氧化锌精矿的酸耗。 [0016] 进一步地，S3中酸液的并流流量为：日处理精矿重量×酸耗/(硫酸浓度10％～3 98％)×(硫酸密度10％～98％)/24，单位为m/h。 [0017] 进一步地，S3中浸出槽的浸出温度为室温～93℃，浸出时间0.1h～3h，浸出终酸浓度＞30g/L，浸出搅拌强度20r/min～1000r/min，浸出液固比3:1～20:1。 [0018] 进一步地，S3中混合液亦可采用矿浆泵泵入浸出槽，且矿浆泵的流量等于矿浆液的并流流量和酸液的并流流量之和。 [0019] 进一步地，S3中碎泡槽内搅拌桨的搅拌转速为50r/min～1000r/min，搅拌桨为双层搅拌桨，且上层搅拌叶片处于溢流口或矿浆泵管道出口处。 [0020] 本发明具有以下有益效果： [0021] 1、本发明在压缩气和机械消泡浸出的基础上，采用并流酸浸和返浆开路的方式实现氧化锌精矿直接酸浸不冒槽，设备有效利用率从65％提高到85％以上，且氧化锌浸出率＞99％，该工艺浸出效率高，效果好，成本低，设备实施简单，占地小，投资省，解决了由于氧化锌精矿中含有大量碳酸盐，在酸性浸出时生成CO2气体逸出，导致随矿带入的浮选药剂产生大量黏性泡沫，直接酸浸过程无法正常进行问题，解决由于浮选氧化锌矿品位低，氧硫分选不彻底，含有大量有机物，导致原料不能适应传统冶炼锌工艺或生产成本较高问题。 [0022] 2、本发明在浸出槽内，用矿浆泵抽矿浆进行喷淋，在不脱出有机物的同时，合理的打开CO2气道，实现浮选氧化锌精矿高效、低成本、清洁浸出生产，且生产体系中有机物总量在降低，减少有机物对净化和电积产生的影响。附图说明 [0023] 为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。 [0024] 图1为工艺流程图。 具体实施方式[0025] 下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。 [0026] 请参阅图1所示，本发明为一种浮选氧化锌精矿浸出氧化锌精矿的方法，包括以下步骤： [0027] S1：测定浮选氧化锌精矿的酸耗，并基于待浮选氧化锌精矿的重量，准备相应重量的酸液，其中，测定酸耗的具体步骤为：称取一定重量的液固比为4:1的氧化锌精矿矿浆，在常温且不断搅拌的条件下，缓慢滴加工业硫酸，使pH达到4.5～5.2，并稳定2h，此时的硫酸消耗量即为该氧化锌精矿的酸耗； [0028] S2：浮选氧化锌精矿调浆，调浆液浓度为10g/L～25g/L，调浆液固比为2:1～10:1，得到符合要求的矿浆液； [0029] S3：并流浸出，在敞口的碎泡槽中，酸液和矿浆液在釜体上方并流，同时流至碎泡槽中，并通过搅拌桨进行混合，得到混合液，其中，矿浆液的并流流量为：日处理精矿重量/3 (矿石密度1.2～2.0)×(调浆液固比2～10)/24，单位为m/h，酸液的并流流量为：日处理精 3 矿重量×酸耗/(硫酸浓度10％～98％)×(硫酸密度10％～98％)/24，单位为m/h，碎泡槽内搅拌桨的搅拌转速为50r/min～1000r/min，搅拌桨为双层搅拌桨，且上层搅拌叶片处于溢流口或矿浆泵管道出口处，混合液自然溢流到浸出槽进行浸出或采用矿浆泵泵入浸出槽，矿浆泵的流量等于矿浆液的并流流量和酸液的并流流量之和，浸出槽的浸出温度为室温～93℃，浸出时间0.1h～3h，浸出终酸浓度＞30g/L，浸出搅拌强度20r/min～1000r/min，浸出液固比3:1～20:1； [0030] S4：反浆开路，在浸出槽内，用矿浆泵抽矿浆进行喷淋，矿浆为泡沫层以下的矿浆，3 喷淋为在管道上开孔喷淋，喷淋流量＞0.1m/h； [0031] S5：浸出结束后，矿浆通过矿浆泵泵入浓密池，浓密分层后，得到上清液和底流，底流泵入压滤机，压滤后的滤渣进行洗涤沉锌，压滤后的滤液合并上清液返回去浸出高品位氧化锌原矿； [0032] S6：经浸出、净化、电积、熔铸后，得到锌锭。 [0033] 实施例1 [0034] S1：测定品位17％的浮选氧化锌精矿(氧化锌含量16.45％)的酸耗，并基于待浮选氧化锌精矿的重量，准备相应重量的酸液，具体测得的酸耗为450kg/t‑矿； [0035] S2：浮选氧化锌精矿调浆，称取1kg的浮选氧化锌精矿放入调浆槽中，(以干料计，需要的酸为450g)，然后用20g/L的硫酸溶液调浆，调浆液固比2:1待用； [0036] S3：并流浸出，在浸出终酸40g/L时，称取92％的工业硫酸576g，称取的92％工业硫酸用水定容到2L待用(此时工业硫酸百分浓度约为24％)，在敞口的碎泡槽中，酸液和矿浆液在釜体上方并流，同时流至碎泡槽中，并通过搅拌桨进行混合，得到混合液，其中，矿浆液的流速为0.28L/min；酸液的流速为0.20L/min，碎泡槽内搅拌桨的搅拌转速为150r/min，搅拌桨为双层搅拌桨，且上层搅拌叶片处于溢流口或矿浆泵管道出口处，混合液采用矿浆泵泵入浸出槽，矿浆泵的流速为0.48L/min，浸出槽的浸出温度为70℃，浸出时间20min，浸出终酸浓度40g/L，浸出搅拌强度300r/min，浸出液固比4:1； [0037] S4：反浆开路，在浸出槽内，用矿浆泵抽矿浆进行喷淋，矿浆为泡沫层以下的矿浆，3 喷淋为在管道上开孔喷淋，喷淋流量＞0.1m/h，使CO2气体开路逸出，其中矿浆的流量为2L/min； [0038] S5：浸出结束后，矿浆通过矿浆泵泵入浓密池，浓密分层后，得到上清液和底流，底流泵入压滤机，压滤后的滤渣进行洗涤沉锌，滤渣烘干后分析Zn化学物相，氧化锌含量为0.2％，氧化锌浸出率99.17％，压滤后的滤液合并上清液返回去浸出高品位氧化锌原矿； [0039] S6：经浸出、净化、电积、熔铸后，得到锌锭。 [0040] 实施例2 [0041] S1：测定品位17％的浮选氧化锌精矿(氧化锌含量16.45％)的酸耗，并基于待浮选氧化锌精矿的重量，准备相应重量的酸液，具体测得的酸耗为450kg/t‑矿； [0042] S2：浮选氧化锌精矿调浆，称取5kg的浮选氧化锌精矿放入调浆槽中，(以干料计，需要的酸为2250g)，然后用10g/L的硫酸溶液调浆，调浆液固比3:1待用； [0043] S3：并流浸出，在浸出终酸100g/L时，称取92％的工业硫酸4620g，称取的92％硫酸用水定容到5L待用(此时硫酸百分浓度约为63.3％)，在敞口的碎泡槽中，酸液和矿浆液在釜体上方并流，同时流至碎泡槽中，并通过搅拌桨进行混合，得到混合液，其中，矿浆液的流速为4.3L/min；酸液的流速为1.0L/min，碎泡槽内搅拌桨的搅拌转速为200r/min，搅拌桨为双层搅拌桨，且上层搅拌叶片处于溢流口或矿浆泵管道出口处，混合液采用矿浆泵泵入浸出槽，矿浆泵的流速为5.3L/min，浸出槽的浸出温度为80℃，浸出时间60min，浸出终酸浓度100g/L，浸出搅拌强度300r/min，浸出液固比4:1； [0044] S4：反浆开路，在浸出槽内，用矿浆泵抽矿浆进行喷淋，矿浆为泡沫层以下的矿浆，3 喷淋为在管道上开孔喷淋，喷淋流量＞0.1m/h，使CO2气体开路逸出，其中矿浆的流量为4L/min； [0045] S5：浸出结束后，矿浆通过矿浆泵泵入浓密池，浓密分层后，得到上清液和底流，底流泵入压滤机，压滤后的滤渣进行洗涤沉锌，滤渣烘干后分析Zn化学物相，氧化锌含量为0.08％，氧化锌浸出率99.68％，压滤后的滤液合并上清液返回去浸出高品位氧化锌原矿； [0046] S6：经浸出、净化、电积、熔铸后，得到锌锭。 |
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