从低品位氧化锌矿提取锌的方法
【专利摘要】本发明涉及一种从低品位氧化锌矿提取锌的方法。本发明采用边浸边萃，利用在酸浸出锌的同时加入有机相进行同时萃取。该方法不仅使简化了工艺流程，解决了氧化锌矿酸浸出过程因硅溶出带来的固液分离难题，同时有效利用因萃取被Zn2+替代下来的H+，减少了酸浸过程的酸用量，避免常锌规萃取过程pH降低带来的不利与萃取的缺点。该工艺具有工艺流程短、易于实现、生产成本低、锌回收率高等优点。
【专利说明】从低品位氧化锌矿提取锌的方法
【技术领域】
[0001]本发明涉及一种从低品位氧化锌矿提取锌的方法。
【背景技术】
[0002]氧化锌矿的自身特点(难选、高硅、高铁)决定了选冶技术难度。虽然原矿直接搅拌酸浸-净化-电积工艺已在生产中得到应用，但在酸性浸出氧化矿时，矿石中的可溶性硅被大量溶出，生成胶态硅，严重影响矿浆过滤性能，其他杂质如铁、钙、镁、铝等的浸出也加大了浸出液的净化难度，致使该工艺技术条件控制要求严格，技术难度大，经济效益受矿石含锌品位制约，这也导致了氧化锌矿锌品位大于30% (国外25%)才有较好的技术经济指标。
[0003]另外，现阶段采用萃取法从浸出液中提取锌的方法普遍存在萃取过程pH值降低影响萃取效果的现象，尽管可以采用提前对有机相进行皂化，但这无形中使工艺操作更加繁冗复杂，同时额外增加生产成本(皂化用碱及增加工序)。
【发明内容】
[0004]针对氧化锌酸浸工艺存在的诸多难题，本发明提供一种从低品位氧化锌矿提取锌的方法。
[0005]本发明是这样实现的。
[0006]一种从低品位氧化锌矿提取锌的方法，所述低品位氧化锌的锌含量为1.0?20.0%, S12含量为16-85%，CaO含量为1-15% ;其特征在于，包括如下步骤:
[0007]I)前处理，将低品位氧化锌矿进行破碎、磨矿，使矿石粒度-147μπι>85%。
[0008]2)在搅拌浸出氧化锌过程中加入萃取剂，进行边浸出边萃取；边浸边萃过程中水相与固相比值为2.0?10.0，硫酸初始酸度为5.0?100.0g/L，搅拌转速0.1?1.2m/s，反应时间为30?180min ；
[0009]边浸边萃工序有机相组成为10?70%萃取剂+90?30%煤油，相比(0/A)为
0.2?1.0，有机相萃取时间为30?180min ；
[0010]3)反应结束后，进行三相分离，得到浸出渣、负载有机相以及萃余液；
[0011]4)负载有机相进行反萃，反萃工序的反萃剂为硫酸；反萃工序中，反萃剂硫酸的浓度为100?300g/L,反萃相比(0/A)为10.0?1.0,反萃时间为5.0?60.0min获得富集锌溶液；萃余液和反萃后的有机相返回步骤2)边浸边萃，浸出渣堆弃。
[0012]其中，本发明所述低品位氧化锌矿可以为原矿、氧化矿浮选矿或是硫化浮选尾矿中的一种。
[0013]其中，在优选实施例中，步骤2)边浸边萃过程中水相与固相比值为3.0?8.0，硫酸初始酸度为15.0?50.0g/L，搅拌转速0.5?1.0m/s，反应时间为60?120min。
[0014]其中，在优选实施例中，边浸边萃工序有机相组成为20?60%萃取剂+40?80%煤油，相比(0/A)为0.3?0.8，有机相萃取时间为60?120min。
[0015]其中，边浸边萃工序萃取剂优选为P204或P507或Cyanex 272。
[0016]其中，在优选实施例中，反萃工序反萃剂硫酸的浓度为120?250g/L，反萃相比(0/A)为8.0?2.0，反萃时间为15.0?40.0min0
[0017]本发明采用边浸边萃，利用在酸浸出锌的同时加入有机相进行同时萃取。该方法不仅使简化了工艺流程，解决了氧化锌矿酸浸出过程因硅溶出带来的固液分离难题，同时有效利用因萃取被Zn2+替代下来的H+，减少了酸浸过程的酸用量，避免常锌规萃取过程pH降低带来的不利于萃取的缺点。该工艺具有工艺流程短、易于实现、生产成本低、锌回收率闻等优点。
【专利附图】
【附图说明】
[0018]图1为低品位氧化锌矿的提取工艺流程图。
【具体实施方式】
[0019]图1为以下各实施例的低品位氧化锌矿的提取工艺流程图
[0020]实施例1
[0021]原料:硫化矿浮选尾矿，氧化锌矿锌品位2.08% (Si027 5.26%、CaO 1.96%, S
0.42% )，首先进行破碎，磨矿，矿粒粒度-147μπι为90.64%。
[0022]采用在搅拌浸出氧化锌过程中加入萃取剂，进行边浸出边萃取；边浸边萃时，液固比2.0、硫酸初始浓度20g/L、搅拌速度0.1?1.2m/s、浸出时间为60min，有机相为30%P204+70%煤油、相比(0/A)为1.0、萃取时间60min,；
[0023]反应结束后，进行三相分离，得到浸出渣、负载有机相以及萃余液；
[0024]负载有机相进行反萃:反萃剂硫酸浓度200g/L、反萃相比(0/A)为3.0、反萃时间30min，获得富集锌溶液；
[0025]萃余液和反萃后的有机相返回边浸边萃步骤,浸出洛堆弃。
[0026]结果:氧化锌浸出率97.73%，萃取率99.20%，反萃率98.53%。
[0027]实施例2
[0028]原料:氧化矿浮选矿，氧化锌矿锌品位10.26% (Si0236.6 %、Ca0 6.27 %, S
1.56% )，首先进行破碎，磨矿，矿粒粒度-147 μ m 93.57%。
[0029]采用在搅拌浸出氧化锌过程中加入萃取剂，进行边浸出边萃取；边浸边萃时，液固比5.0、硫酸初始浓度40g/L、搅拌速度0.1?1.2m/s、浸出时间为180min，有机相为50%P204+50%煤油、相比(0/A)为0.6、萃取时间120min ；
[0030]反应结束后，进行三相分离，得到浸出渣、负载有机相以及萃余液；
[0031]负载有机相进行反萃:反萃剂硫酸浓度100g/L、反萃相比(0/A)为1.0、反萃时间20min，获得富集锌溶液；
[0032]萃余液和反萃后的有机相返回边浸边萃步骤，浸出渣堆弃。
[0033]结果:氧化锌浸出率98.73%，萃取率99.41%，反萃率98.65%。
[0034]实施例3
[0035]氧化矿浮选矿，氧化锌矿锌品位19.87% (Si0216.33%,CaO 10.96%,S 5.48%),首先进行破碎，磨矿，矿粒粒度-147μπι 98.65%。
[0036]采用在搅拌浸出氧化锌过程中加入萃取剂，进行边浸出边萃取；边浸边萃时，液固比4.0、硫酸初始浓度100g/L、搅拌速度0.1?1.2m/s、浸出时间为180min，有机相为70%P204+30%煤油、相比(0/A)为1.0、萃取时间60min ；
[0037]反应结束后，进行三相分离，得到浸出渣、负载有机相以及萃余液；
[0038]负载有机相进行反萃:反萃剂硫酸浓度200g/L、反萃相比(0/A)为5.0、反萃时间20min，获得富集锌溶液；
[0039]萃余液和反萃后的有机相返回边浸边萃步骤，浸出渣堆弃。
[0040]结果:氧化锌浸出率99.26%,萃取率98.25%,反萃率99.14%。
[0041]实施例4
[0042]原料:硫化矿浮选尾矿，氧化锌矿锌品位L23% (Si0282.9 %、CaO 2.12%, S
0.19% )，首先进行破碎，磨矿，矿粒粒度-147 μ m 86.18%。
[0043]采用在搅拌浸出氧化锌过程中加入萃取剂，进行边浸出边萃取；边浸边萃时，液固比8.0、硫酸初始浓度5g/L、搅拌速度0.1?1.2m/s、浸出时间为120min，有机相为10%P507+90%煤油、相比(0/A)为1.0、萃取时间60min ；
[0044]反应结束后，进行三相分离，得到浸出渣、负载有机相以及萃余液；
[0045]负载有机相进行反萃:反萃剂硫酸浓度300g/L、反萃相比(0/A) 10.0、反萃时间lOmin，获得富集锌溶液；
[0046]萃余液和反萃后的有机相返回边浸边萃步骤，浸出渣堆弃。
[0047]结果:氧化锌浸出率87.98%，萃取率95.97%，反萃率92.43%。
[0048]实施例5
[0049]原料:氧化矿浮选矿，氧化锌矿锌品位10.26% (Si0236.6 %、Ca0 6.27 %, S
1.56% )，首先进行破碎，磨矿，矿粒粒度-147 μ m 93.57%。
[0050]采用在搅拌浸出氧化锌过程中加入萃取剂，进行边浸出边萃取；边浸边萃时，液固比10.0、硫酸初始浓度20g/L、搅拌速度0.1?1.2m/s、浸出时间为60min，有机相为40%P507+60%煤油、相比(0/A)为3/4、萃取时间40min ；
[0051]反应结束后，进行三相分离，得到浸出渣、负载有机相以及萃余液；
[0052]负载有机相进行反萃:反萃剂硫酸浓度200g/L、反萃相比(0/A)为5、反萃时间5min，获得富集锌溶液；
[0053]萃余液和反萃后的有机相返回边浸边萃步骤,浸出洛堆弃。
[0054]结果:氧化锌浸出率96.78%，萃取率98.35%，反萃率97.23%。
[0055]实施例6
[0056]原料:原矿，氧化锌矿锌品位4.66% (Si0273.86%,CaO 1.93%,S 2.86%)，破碎磨矿至矿石粒度-147 4 11189.735^
[0057]采用在搅拌浸出氧化锌过程中加入萃取剂，进行边浸出边萃取；边浸边萃时，液固比2.0、硫酸初始浓度40g/L、搅拌速度0.1?1.2m/s、浸出时间为60min，有机相为Cyanex27230% +70%煤油、相比(0/A)为1.0、萃取时间60min ；
[0058]反应结束后，进行三相分离，得到浸出渣、负载有机相以及萃余液；
[0059]负载有机相进行反萃:反萃剂硫酸浓度300g/L、反萃相比(0/A)为1/3、反萃时间lOmin，获得富集锌溶液；
[0060]萃余液和反萃后的有机相返回边浸边萃步骤，浸出渣堆弃。
[0061]结果:氧化锌浸出率96.81%，萃取率98.39%，反萃率96.85%。
[0062]对比实施例
[0063]原料:氧化矿浮选矿，氧化锌矿锌品位10.26% (Si0236.6 %、Ca0 6.27 %, S
1.56%)，粒度-147 μ m 93.57% ?
[0064]浸出:液固比5.0、硫酸初始浓度40g/L、浸出时间为90min ；
[0065]反萃:反萃剂硫酸浓度200g/L、反萃相比(0/A)为5、反萃时间5min。
[0066]结果:氧化锌浸出率86.57%，萃取率48.54%，反萃率96.88%。
【权利要求】
1.一种从低品位氧化锌矿提取锌的方法，所述低品位氧化锌的锌含量为1.0?20.0%，3102含量为16-85%，010含量为1-15% ；包括如下步骤: 1)前处理，将低品位氧化锌矿进行破碎、磨矿，使矿石粒度-14790? 85%。 2)在搅拌浸出氧化锌过程中加入萃取剂，进行边浸出边萃取；边浸边萃过程中水相与固相比值为2.0?10.0，硫酸初始酸度为5.0?100.08凡，搅拌转速0.1?1.20/8，反应时间为 30 ?180111111 ； 边浸边萃工序有机相组成为10?70%萃取剂+90?30%煤油，相比(0/八)为0.2?1.0，有机相萃取时间为30?180111111 ； 3)反应结束后，进行三相分离，得到浸出渣、负载有机相以及萃余液； 4)负载有机相进行反萃，反萃工序的反萃剂为硫酸；反萃工序中，反萃剂硫酸的浓度为100?3008/1，反萃相比(0/八)为10.0?1.0，反萃时间为5.0?60.00111获得富集锌溶液；萃余液和反萃后的有机相返回步骤2)边浸边萃，浸出潘堆弃。
2.根据权利要求1所述的一种从低品位氧化锌矿提取锌的方法，其特征在于:所述低品位氧化锌矿为原矿、氧化矿浮选矿或是硫化浮选尾矿中的一种。
3.根据权利要求1所述的一种从低品位氧化锌矿提取锌的方法，其特征在于:步骤2)边浸边萃过程中水相与固相比值为3.0?8.0，硫酸初始酸度为15.0?50.08凡，搅拌转速0.5 ?1.0111/8,反应时间为 60 ?1201111110
4.根据权利要求1所述的一种从低品位氧化锌矿提取锌的方法，其特征在于:边浸边萃工序萃取剂为？204或？507或272。
5.根据权利要求1所述的一种从低品位氧化锌矿提取锌的方法，其特征在于:边浸边萃工序有机相组成为20?60%萃取剂+40?80%煤油，相比(0/八)为0.3?0.8，有机相萃取时间为60?120111111。
6.根据权利要求1所述的一种从低品位氧化锌矿提取锌的方法，其特征在于:反萃工序反萃剂硫酸的浓度为120?2508/1，反萃相比(0/八)为8.0?2.0，反萃时间为15.0?.40.
【文档编号】C22B3/26GK104388676SQ201410497791
【公开日】2015年3月4日 申请日期:2014年9月25日 优先权日:2013年12月19日
【发明者】陈景河, 黄怀国, 许晓阳, 谢洪珍, 李黎婷, 林鸿汉, 赖伟强, 丁文涛 申请人:厦门紫金矿冶技术有限公司