一種簡化濕法煉鋅工藝的方法
【技術領域】
[0001] 本發明設及有色冶金工業領域，尤其設及一種簡化濕法煉鋒工藝的方法。
【背景技術】
[0002] 濕法煉鋒浸出工藝有賠燒礦常規浸出工藝、賠燒礦熱酸浸出工藝、硫化鋒精礦氧 壓浸出工藝，賠燒礦常規浸出工藝產生的鋒冶煉渣處理成本在鋒冶煉成本中的比例在逐漸 升高，現有的上述工藝均存在流程長、回收率低、渣處理成本高、存在環保隱患等問題。
[0003] 因此，現有技術還有待于改進和發展。
【發明內容】
[0004] 鑒于上述現有技術的不足，本發明的目的在于提供一種簡化濕法煉鋒工藝的方 法，旨在解決現有工藝流程長、回收率低、渣處理成本高、存在環保隱患等問題。
[0005] 本發明的技術方案如下： 一種簡化濕法煉鋒工藝的方法，其中，包括： 步驟一、將鋒賠礦進行中性浸出得到中浸液及中浸渣； 步驟二、將步驟一得到的中浸渣加入到含酸廢液中進行熱酸浸出，得到酸浸液和酸浸 渣； 步驟Ξ、將步驟二得到的酸浸渣和化S精礦加入到含酸廢液中進行還原浸出，得到還原 后液和還原渣； 步驟四、將步驟Ξ得到的還原后液中加入鋒賠礦做中和劑，得到中和渣和中和液，中和 渣返回步驟二熱酸浸出； 步驟五、將步驟Ξ得到的還原渣加入到步驟二中的酸浸液中進行氧化浸出，得到氧化 浸出液和鉛銀硫渣，氧化浸出液返回到步驟Ξ還原浸出； 步驟六、將步驟四得到的中和液加入鋒賠礦中進行針鐵礦沉鐵，得到沉鐵后液及針鐵 礦渣。
[0006] 所述的簡化濕法煉鋒工藝的方法，其中，控制中性浸出時，初始抑為2.5，終點抑為 4.0~4.2。
[0007] 所述的簡化濕法煉鋒工藝的方法，其中，控制熱酸浸出的殘酸濃度為70~80g/L。 [000引所述的簡化濕法煉鋒工藝的方法，其中，控制還原后液的化 3+<2g/L。
[0009]所述的簡化濕法煉鋒工藝的方法，其中，控制氧化浸出的殘酸濃度為60~70g/L。 [0010]所述的簡化濕法煉鋒工藝的方法，其中，控制中和時，初始抑為1.0,終點抑為2.4~ 2.6〇
[0011] 所述的簡化濕法煉鋒工藝的方法，其中，控制針鐵礦沉鐵時，初始抑為3.5~4.0，終 點抑為2.5。
[0012] 有益效果:本發明將高溫高酸浸出段和還原浸出段合并為一道工序，縮短了工藝 流程及反應時間，在不額外添加其他氧化劑的條件下利用流程自身產生的Fe 3+作為氧化劑， 對還原浸出渣中未反應完全的ZnS精礦及含硫金屬化合物進行氧化浸出，提高有價金屬浸 出率。本發明解決了常規濕法浸出流程渣率大，火法處理成本高的問題，同時解決了強化浸 出流程長的問題。
【附圖說明】
[0013] 圖1為本發明一種簡化濕法煉鋒工藝的方法較佳實施例的流程圖。
【具體實施方式】
[0014] 本發明提供一種簡化濕法煉鋒工藝的方法，為使本發明的目的、技術方案及效果 更加清楚、明確，W下對本發明進一步詳細說明。應當理解，此處所描述的具體實施例僅僅 用W解釋本發明，并不用于限定本發明。
[0015] 本發明所提供的一種簡化濕法煉鋒工藝的方法，其包括： 步驟一（中性浸出）、將鋒賠礦進行中性浸出得到中浸液及中浸渣； 步驟二(熱酸浸出）、將步驟一得到的中浸渣加入到含酸廢液中進行熱酸浸出，得到酸 浸液和酸浸渣； 步驟Ξ(還原浸出）、將步驟二得到的酸浸渣和化S精礦加入到含酸廢液中進行還原浸 出，得到還原后液和還原渣； 步驟四（中和）、將步驟Ξ得到的還原后液中加入鋒賠礦做中和劑，得到中和渣和中和 液，中和渣返回步驟二熱酸浸出； 步驟五(氧化浸出）、將步驟Ξ得到的還原渣加入到步驟二中的酸浸液中進行氧化浸 出，得到氧化浸出液和鉛銀硫渣，氧化浸出液返回到步驟Ξ還原浸出； 步驟六(針鐵礦沉鐵）、將步驟四得到的中和液加入鋒賠礦中進行針鐵礦沉鐵，得到沉 鐵后液及針鐵礦渣。
[0016] 本發明采用在高溫低酸條件下處理鋒賠礦，利用熱酸浸出得到的酸浸液(含Fe3+) 做氧化劑，縮短了整個流程的反應時間，降低了浸出渣率和渣含鋒，本發明有價金屬回收率 高、回收成本低，且處理過程環保，對環境污染小。
[0017] 本發明中設及到的主要反應原理有：
本發明的還原浸出（步驟Ξ)過程中，溫度選取85~90°CDZnS精礦加入系數為1.2。
[001引氧化浸出段(步驟五)溫度選取85~90°C，并加入酸浸液，利用酸浸液中的Fe3+作為 氧化劑來氧化還原渣中過剩的化S精礦和含硫金屬化合物，W降低鉛銀硫渣含鋒，減少金屬 損失量。試驗中發現酸度對氧化浸出效果不明顯，前液Fe 3+濃度對氧化效果有一定影響，試 驗中保證化量是還原過剩精礦理論量至少2倍。
[0019] 具體來說，如圖1所示，在步驟一中，首先將電解廢液(也可稱含酸廢液)和濕法煉 鋒混合液按質量比2:1的比例混合后控制混合后液的終酸酸度（即最后的酸濃度）為30-80g/L(如50g/L)，Fe 2+<0.1g/L，然后置于儲槽中，將得到的混合后液與鋒賠礦（即圖中的賠 礦)一起緩慢加入到反應槽(有"晶種"），調節礦漿抑2.5并通入氧氣反應4〇111；[]1，4〇1]1；[]1時間 內加完規定數量的混合后液與鋒賠礦，整個中性浸出反應時間化，溫度為65-70°C (如68 終點pH控制4.0-4.2(如4.0)，反應結束后礦漿進行液固分離，得到中性浸出液（中浸 液)和底流(中浸渣），中性浸出液送凈化工序處理，底流進行熱酸浸出。
[0020] 在步驟二中，將步驟一得到的底流按液固比10-12:1(如11:1)的比例加入到電解 廢液（即新的含酸廢液）中，控制始酸酸度（即開始時的酸濃度）160-180g/L(如170g/L)，反 應溫度為85-90°C(如88°C)，反應時間化，終酸酸度（即最后的酸濃度，也可稱殘酸濃度）： 70-80g/L(如75 g/L)，反應結束后礦漿進行液固分離，得到熱酸浸出液(酸浸液)和底流(酸 浸渣），熱酸浸出液預留到氧化浸出段使用，底流進行還原浸出。
[0021] 在步驟Ξ中，將步驟二得到的底流按液固比10:1的比例加入到電解廢液(新的含 酸廢液）中，同時按理論計算加入所需化S精礦，控制化S精礦加入量過剩系數為1.2(即按質 量比計，加入量為理論量1.2倍），反應溫度85-90°C(85°C)，反應時間3-4h(如化），終酸酸 度:50-60g/U55g/L)，反應結束后礦漿進行液固分離，得到還原浸出液(還原后液)和底流 (還原渣，也可稱還原浸出渣），還原浸出液預留到中和段使用，底流進行氧化浸出。
[0022] 考慮還原后液進行中和試驗時避免抓的生成，控制還原后液化3+<2g/L。
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