专利名称：一种选冶联合炼锌的方法
技术领域：
本发明涉及一种选冶联合炼锌方法，具体涉及传统锌湿法冶炼过程中铁锌分离的方法，属于矿物加工与冶金工程技术交叉领域。
背景技术：
目前，世界上80%以上的锌产量来源于湿法炼锌工艺，根据工艺流程的不同，可分为间接浸出炼锌法和直接浸出炼锌法。间接浸出炼锌主要工艺流程为“沸腾焙烧-浸出-电解”，在此工艺流程中，硫化锌精矿经高温沸腾氧化焙烧(900-110(TC)后转化为氧化锌焙砂，所得焙砂经过中性浸出或低酸浸出溶出锌，富锌溶液经除杂，净化后送入电解工序生产电解锌。然而，由于硫化锌精矿中伴生有不同含量的铁(10-35%)，在沸腾焙烧过程中导致大量铁酸锌的生成，因铁酸锌不溶于稀酸，在常规中浸和低酸浸出过程中，20%左右的锌以及90%以上的铁以铁酸锌的形式损失到浸出渣中。工业上关于锌浸出渣的处理方式主要有回转窑挥发法和高温高酸浸出法两种，回转窑挥发法是将浸出渣配以40-45%的煤粉，利用回转窑在1100-1300°C的高温下挥发锌、铅等有价金属并以烟尘的形式回收，由于烟尘中含有较多的氟、氯等杂质元素，必须经过除杂工序，才能进入到锌浸出工段。因该工艺能耗高， 环境污染严重，且产生的铁渣中铁主要以金属铁形式存在，难以进一步回收利用，已逐渐被高温高酸浸出工艺所取代。高温高酸浸出工艺是控制浸出酸度在200-300g/l，浸出温度在 90-950C的条件下，对锌浸出渣进行浸出。该特殊条件下，铁酸锌被强制分解，锌和铁全部以硫酸锌和硫酸铁的形式进入到溶液中，为了后续电解工段的正常运行，必须对溶液中的铁锌进行分离，工业上常采用的方法有黄钾铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法。但此工艺流程长， 设备腐蚀严重，且产生的大量沉铁渣无法利用，导致了铁资源的浪费。为了避免铁酸锌的生成，国内外学者开发了直接浸出炼锌工艺，主要包括常压氧浸和高压氧浸。硫化锌精矿不经过沸腾氧化焙烧阶段，而直接采用硫酸浸出，得到硫酸锌溶液、单质硫和铁氧化物。但该工艺锌浸出效率低，产生的硫单质促使固液分离困难，且产生的铁渣仍然无法综合利用，使该工艺的发展受到一定的限制。综上所述，无论是采用何种常规锌湿法冶炼工艺，均面临着高铁锌精矿进入冶炼流程所带来的铁锌分离困难、铁渣难以资源化的工艺和技术瓶颈。因此，开发高效铁锌分离技术，工艺流程简单且能综合回收铁资源及伴生稀贵金属的锌冶炼工艺是社会发展的迫切需求。
发明内容
本发明的目的是提供一种能够实现铁的源头分离，且能综合回收伴生铁资源及稀贵金属的选冶联合炼锌的方法。一种选冶联合炼锌的方法，包括以下步骤1)将湿法炼锌过程中得到的高铁锌焙砂在弱还原气氛下磁化焙烧，使其中的铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁；
2)步骤1)所得的磁化焙砂冷却后采用选冶联合方式，实现铁锌分离；所述的选冶联合方式为先选再冶、先冶再选两种方式中的一种，具体步骤如下a)先选再冶工艺将步骤1)得到的磁化焙砂首先采用磨矿和磁选组合将铁从焙砂中分离出来，所得低铁焙砂采用中性浸出或弱酸浸出溶出锌，固液分离，锌浸出液净化除杂后进行电解回收锌；浸出渣综合回收稀贵金属；b)先冶再选工艺磁化焙砂先采用中性浸出或低酸浸出溶出锌，固液分离，锌浸出液净化除杂后进行电解回收锌；锌浸出渣通过磁选回收铁精矿，磁选尾矿用于回收综合回收稀贵金属。所述的磁化焙烧过程利用沸腾焙烧的余热或还另外增加热量。步骤1)所述的弱还原气氛为CO与N2或ω2的混合气，其中CO浓度控制在 1%-10%。所述的稀贵金属包括铅、银、铟等。本发明的选冶联合炼锌的方法，是将磁化焙烧、选矿工艺和湿法冶金工艺三者相组合，在常规锌湿法冶炼流程中实现铁的高效源头分离，并综合回收伴生铁资源和稀贵金
jM O本发明采用以上技术方案，与传统锌湿法炼锌工艺相比，具有以下优势1)利用沸腾焙烧余热，采用磁化焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁，能耗低，由于采用弱还原气氛，还原剂成本低，并能有效控制铁酸锌的分解历程，避免了铁酸锌过还原，为后续铁锌分离创造了条件，同时也降低了锌、铅、铟等挥发性金属的损失。2)选冶结合，可采用先选后冶或先冶后选等多种组合工艺实现铁锌的源头分离， 避免了后续浸出时大量铁进入锌浸出液中，从根本上解决了传统工艺中存在的锌浸出液含铁高，沉铁工艺流程长，设备腐蚀严重，金属回收率低等问题。3)选冶联合中所获得的富铁料可采用多段磁选组合工艺，获得铁精矿，可作为炼铁原料使用，因此，资源综合利用率高，同时也减少了锌冶炼过程中废渣的排放，降低了对环境的污染。
图1为本发明选冶联合炼锌的工艺流程图。
具体实施例方式下面结合具体实施例方式和实施例对本发明进一步说明，而不会限制本发明。本发明实施例均按照以下方式实施(1)将高铁硫化锌精矿磨细至-200目(74 μ m)占85%以上，在900-1100°C的高温下采用沸腾焙烧炉进行氧化焙烧，所得锌焙砂直接进入磁化焙烧炉，利用沸腾焙烧的余热， 或者还可以另增加少量的热量，控制磁化焙烧温度600-800°C，和弱还原气浓度(CO与N2或 CO2的混合气，其中CO浓度-10% )，将锌焙砂中的铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁。(2)步骤(1)所得的磁化焙砂经冷却后进入选冶联合铁锌分离步骤，根据磁化焙砂性质，铁锌分离可采用先选再冶或先冶再选两种工艺路线，具体实施步骤如下a)先选再冶工艺磁化焙砂首先采用多段磨矿-磁选组合工艺将铁从焙砂中分离出来，所得低铁焙砂采用中性浸出或弱酸浸出溶出锌，除杂净化后进行电解回收锌；b)先冶再选工艺磁化焙砂先采用中性浸出或低酸浸出溶出锌，由于磁性氧化铁在低酸条件下难以溶出，大部分以锌浸出渣的形式沉积，采用压滤机进行固液分离，实现了铁的源头去除，避免了铁进入溶液增加后续除铁负担，所得锌浸出渣可通过多段磁选工艺回收铁精矿。(3)步骤O)中所获得的磁选尾矿或最终锌浸出渣可进一步采用选冶联合的方式如浮选回收铅、银，稀酸浸出、萃取法回收铟、镓等稀贵金属，实现锌的清洁冶炼。实施例中所用到的高铁锌焙砂主要元素成分为
元素FeZnPbCaMgAlCuAgMnSiS含量(％)12. 157. 41.270. 570.210. 240. 920.0140.540. 892.44主要物相组成为
物相硫酸锌氧化锌硅酸锌硫化锌铁酸锌比例(％)2. 0183. 30. 471. 3812. 84实施例1将高铁锌焙砂在弱还原气氛下焙烧一定时间，所得焙砂在N2保护下快速冷却至室温，所得磁化焙砂在70-150g/l的硫酸浸出液中搅拌浸出，所得浸出渣经多段湿式弱磁选后获得的工艺指标为
磁化焙烧-低酸浸出-磁选工艺锌浸出率铁浸出率铁回收率铁品位92-96%8-16%63-70%56-62%实施例2将高铁锌焙砂在弱还原气氛下焙烧一定时间，所得焙砂在队保护下缓慢冷却至室温，所得磁化焙砂在600-1500GS的磁场强度下进行多段湿式磁选，磁选尾矿在70-150g/l 的硫酸浸出液中搅拌浸出，所获得的工艺指标为
磁化焙烧-磁选-低酸浸出工艺锌浸出率铁浸出率铁回收率铁品位91-94%2-8%68-76%52-58%
权利要求
1.一种选冶联合炼锌的方法，其特征在于，包括以下步骤1)将湿法炼锌过程中得到的高铁锌焙砂在弱还原气氛下磁化焙烧，使其中的铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁；2)步骤1)所得的磁化焙砂冷却后采用选冶联合方式，实现铁锌分离；所述的选冶联合方式为先选再冶、先冶再选两种方式中的一种，具体步骤如下a)先选再冶工艺将步骤1)得到的磁化焙砂首先采用磨矿和磁选组合将铁从焙砂中分离出来，所得低铁焙砂采用中性浸出或弱酸浸出溶出锌，固液分离，锌浸出液净化除杂后进行电解回收锌；浸出渣综合回收稀贵金属；b)先冶再选工艺磁化焙砂先采用中性浸出或低酸浸出溶出锌，固液分离，锌浸出液净化除杂后进行电解回收锌；锌浸出渣通过磁选回收铁精矿，磁选尾矿用于回收综合回收稀贵金属。
2.根据权利要求1所述的选冶联合炼锌方法，其特征在于所述的磁化焙烧过程利用沸腾焙烧的余热或还另外增加热量。
3.根据权利要求1所述的选冶联合炼锌方法，其特征在于步骤1)所述的弱还原气氛为CO与N2或(X)2的混合气，其中CO浓度控制在1 % -10%。
4.根据权利要求1所述的选冶联合炼锌方法，其特征在于所述的稀贵金属包括铅、 银、铟。
全文摘要
本发明公开了一种选冶联合炼锌方法。高铁锌精矿在沸腾氧化焙烧后，利用沸腾焙烧余热，采用弱还原气氛将锌焙砂中的铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁，磁化焙砂经选冶联合工艺实现铁的源头分离，并综合回收铁、铅、银、铟等稀贵金属。本发明能耗低、工艺流程简单、避免了大量铁进入锌浸出液中造成的后续除铁工艺冗长、以及大量铁渣堆存造成的环境污染及铁资源的浪费。
文档编号C22B19/00GK102399997SQ20111033225
公开日2012年4月4日 申请日期2011年10月28日 优先权日2011年10月28日
发明者刘维, 周雍茂, 彭兵, 戴曦, 李密, 柴立元, 蔡练兵, 邬建辉, 陈永明, 颜爱国 申请人:中南大学