一種復雜鋅焙燒礦的浸出方法
【專利摘要】本發明公開了一種復雜鋅焙燒礦的浸出方法，該方法針對現有工藝中鐵的二次沉降、渣量大及其他雜質大量浸出、浸出溶液鐵砷比難控制、中上清質量達不到要求、電解燒板等的問題，采用酸性浸出、中和除雜的工序對復雜鋅焙燒礦進行浸出處理，達到高效回收鋅，去除雜質的目的，同時利用了現有工藝中的廢水和廢料，減少了廢棄物的排放，降低了生產成本，本發明方法操作簡單、工藝容易管理、減少廢渣或者廢棄物的排放，有效的回收浸出過程的有價金屬同時能夠選擇性的提供同樣優質的中上清。
【專利說明】一種復雜鋅培燒礦的浸出方法

【技術領域】
[0001] 本發明涉及一種復雜鋅焙燒礦浸出的方法，屬于冶金【技術領域】。

【背景技術】
[0002] 鋅焙燒礦浸出方法現有的技術主要為：常規浸出、熱酸浸出等。但常規浸出流程 工藝復雜、鋅浸出率低、生產成本高；熱酸浸出工藝用高溫高酸代替了常規浸出中的酸性 浸出，提高了鋅的浸出率，降低了渣率，但同時導致了與鋅金屬活潑程度相近的雜質大量浸 出，對除雜造成影響，動力消耗也大。因此，針對目前的復雜鋅焙燒礦，現有技術存在的缺陷 可總結為：（1)高鐵高砷鋅焙燒礦浸出后，鐵能滿足除雜需要，但鐵量過多時，導致鐵的二 次沉降，渣量大，且對其他貴金屬的回收不利。（2)低鐵高砷鋅焙燒礦浸出時，鐵砷比一旦沒 有得到很好的控制，則會造成中上清雜質高，電解燒板。（3)不管是高鐵高砷、低鐵高砷鋅焙 燒礦在常規流程中，一般都添加除雜劑如硫酸亞鐵等，且在添加硫酸亞鐵后需先進行氧化， 所需氧化劑一般為二氧化錳、雙氧水、高錳酸鉀等，造成生產成本高。


【發明內容】

[0003] 針對現有技術中存在的問題，本發明提供了一種復雜鋅焙燒礦的浸出方法，該方 法解決了高鐵高砷焙燒礦浸出時，鐵的二次沉降、渣量大及其他雜質大量浸出的問題，以及 解決了低鐵高砷焙燒礦浸出時，浸出溶液鐵砷比難控制，中上清質量達不到要求，電解燒板 的問題，達到高效回收鋅，去除雜質的目的。
[0004] 本發明中所述復雜鋅焙燒礦是指高鐵高砷鋅焙燒礦或低鐵高砷鋅焙燒礦，高鐵高 砷鋅焙燒礦是選礦廠將按常規工藝浮選出來的高鐵高砷鋅精礦采用沸騰爐進行常規焙燒 而制得，低鐵高砷鋅焙燒礦來源于選礦廠浮選出來的低鐵高砷鋅精礦進入沸騰爐進行常規 焙燒而制得。
[0005] 本發明復雜鋅焙燒礦的浸出方法具體步驟如下： (1) 將電解廢液和濕法煉鋅混合液按質量比2-3:1的比例混合后置于氧化槽中，并在 氧化槽中添加氧化劑，使混合后溶液中酸（H 2S04)為60-100g/L，Fe2+ < 0. 01g/L ; (2) 酸性浸出 將步驟（1)氧化后的溶液置于第一浸出槽（中和除雜槽）中并加入鋅焙燒礦，鋅焙燒礦 的添加量以溶液中酸的濃度為20-40g/L計算，第一浸出槽中礦漿進入第二浸出槽中，并在 第二浸出槽中加入鋅焙燒礦，鋅焙燒礦的添加量以第二浸出槽出口礦漿pH值為2. 0-2. 5計 算，第二浸出槽中礦漿再依次進入1-2個浸出槽中進行酸浸處理(不添加物質)，整個酸性浸 出過程中礦漿的流速為100-120m 3/h，酸浸時間1. 8-2h，浸出溫度為65-75°C，酸浸處理完成 后酸浸礦漿進行濃密固液分離，得到酸上清和底流，酸上清中含Znl55?175g/L、礦0. 5? 1. 2g/L、As < 0· 060g/L、Fe3 + < 0· 500g/L、Fe2+< 0· 030g/L，底流直接進入銀浮選工藝，或 者采用旋流器進行分離(粗細顆粒分離，下旋流物料為粗顆粒礦漿，上旋流物料為細顆粒礦 漿)，上旋流物料進入銀浮選工藝，下旋流物料進行高酸浸處理，處理溫度85-90°C ; (3)酸上清的中和除雜 將步驟（2)中的酸上清泵入第一個攪拌槽中，并加入鋅焙燒礦進行中和，鋅焙燒礦的 添加量以攪拌槽出口礦漿的pH值為3-3. 5計算，第一個攪拌槽中礦漿進入第二攪拌槽中， 并在第二攪拌槽中加入鋅焙燒礦進行中和，鋅焙燒礦的添加量以第二個攪拌槽出口礦漿pH 值為3. 5-4. 0計算，第二攪拌槽中礦漿再依次進入1-3個攪拌槽中進行中和處理(不添加物 質)，中和終點的pH值控制在5. 2-5. 4,整個中和除雜過程中礦漿的流速為100-120m3/h，中 和時間2-2. 5h，浸出溫度為80-90°C，中和礦漿進行濃密固液分離，得到中和上清和中和底 流；中和上清即為含鋅溶液，中上清含Znl45-165g/L、含As<0.0005g/L、含Fe 3 + <0.03g/ L〇
[0006] 本發明方法中如果鋅焙燒礦為低鐵高砷焙燒礦時，在中和除雜過程中，在第一個 攪拌槽和第二個攪拌槽中均添加含高價鐵溶液，含高價鐵溶液的添加量以礦漿中Fe:As的 質量比為6-8:1計算，添加的含高價鐵溶液是步驟（2 )中的底流采用旋流器進行處理后，下 旋流物料在85-90°C條件下采用電解廢液（電解廢液始酸（H2S0 4) 155-170g/l)進行高浸處 理得到的底流高浸礦漿，其酸（H2S04)含量為40-60g/L，Fe 3+ > 20g/l ;上旋流物料進入銀 浮選工藝。
[0007] 本發明中電解廢液是指在常規電解沉積鋅的過程中，隨著電積過程的進行，電積 液中鋅會不斷減少，而硫酸會增加，經過電解沉積后的溶液連續不斷地從電解槽的出液端 溢出的，即為電解廢液，其化學方程式為：和I +4_廣1/20,: f。
[0008] 所述濕法煉鋅混合液是指在常規濕法煉鋅過程中，用電解廢液處理回轉窯的電收 塵、鍋爐塵、處理鉛冶煉廠煙化爐的電收塵、鍋爐塵等的含鋅物料所得的溶液與常規濕法煉 鋅過程中沖洗地板用水、清理槽罐用水以及現場所有的衛生用水等溶液混合后制得的混合 液，統稱為濕法煉鋅混合液。
[0009] 所述電解陽極泥是指在常規電解沉積鋅的過程中，電解槽內鉛-銀合金板作陽 極，以純鋁板作陰極，在直流電的作用下，陽極發生水分解放出氧氣，同時產生以二氧化錳 為主要成分的陽極泥，其反應方程式為以11 2++2!12〇-26=111〇2丨+4礦。
[0010] 在高鐵高砷鋅鋅焙燒礦浸出時，在一個80M3的攪拌槽(俗稱氧化槽）中進行，將電 解廢液與濕法煉鋅混合液按一定比例混合，并在其中加入適量的氧化劑(主要為錳粉或電 解陽極泥)，保證溶液中的Fe2+充分氧化為Fe3+，其酸度控制在60-100g/l ;目的是降低并 穩定了始酸，避免焙燒礦與電解廢液接觸直接反應，導致其他雜質大量浸出，對中和除雜造 成壓力；同時通過在氧化槽中將始酸穩定控制60-100g/l后，避免了始酸過高時，鐵大量浸 出，導致鐵的二次沉降，渣量過大，生產成本過高。本復雜鋅焙燒礦浸出工藝避開了常規流 程中需添加除雜劑的弊端，過程控制中無需添加任何除雜劑，如硫酸亞鐵等。
[0011] 低鐵高砷鋅焙燒礦浸出時，本復雜鋅焙燒礦的浸出工藝將低鐵高砷酸性渣(酸性 底流)通過兩個旋流器，酸性渣中的粗顆粒進入一個80M3的攪拌槽進行高酸浸出，溫度保持 85-90°C，終酸控制在40-60g/l，高浸礦漿Fe3+含量控制在20g/l以上，根據酸上清的鐵砷 比確定所需的鐵量加入底流高浸礦漿，既能準確地控制鐵砷比，又能提高鋅的浸出率，避免 了電解燒板。本復雜鋅焙燒礦浸出工藝避開了常規流程中需添加除雜劑的弊端，過程控制 中無需添加任何除雜劑，如硫酸亞鐵等。
[0012] 本復雜鋅焙燒礦的浸出工藝主要分為酸性浸出、中和除雜兩個工序。其中酸 性浸出是在氧化后液中加入焙燒礦，在串聯的三或四臺80M3的浸出槽中進行，溫度保持 65-75°C，焙燒礦按一定比例加入酸浸第一槽與第二槽，反應時間為1.8-2小時，最終酸性 礦漿的pH值控制在3. 0-3. 5之間，盡可能使焙燒礦中的鋅進入溶液。酸性礦漿經兩個 Φ 18m濃密機液固分離后，上清送中和除雜。中和除雜是將酸浸工序送過來的酸上清在3-5 臺80M3的攪拌槽中進行中和，溫度控制在80-90°C，焙燒礦以一定比例加入中和第一槽與第 二槽，反應時間為2-2. 5小時，最終中和礦漿的PH值控制在5. 2-5. 4之間之間。中和礦漿 經兩臺Φ18πι濃密機液固分離后，合格的中上清(含Znl45-165g/l、含As彡0.0005g/l、含 Fe < 0. 03g/l)送去凈化除雜。
[0013] 本發明方法的優點和技術效果： 1、高砷高鐵焙燒礦浸出的優點及技術效果：使用了廢液與混合液的合理配酸，使得高 鐵高砷焙燒礦在浸出過程中，保持中低酸浸出。使得以常規流程鋅浸出率保持一致。而除 雜所需要的鐵又能剛好達到含鐵除雜目的。因為常規流程有一道高浸，會有大量鐵浸出，在 除雜過程中又以鐵膠形式下沉，和鐵一起水解沉淀的有價金屬很難進行回收。比如，常規流 程中銀浮選銀的回收率基本小于60%，而本流程銀浮選銀的回收率都是超過75%。再者，本 高鐵高砷浸出的工藝流程，動力消耗比較低，對現場管理有利進行，如安全環保管理工作好 開展。中上清含量為：Znl45-165g/l、As 彡 0.0005g/l、Fe 彡 0.03g/l)。
[0014] 2、低鐵高砷焙燒礦浸出的優點和技術效果：該浸出方法主要是通過旋流器的使用 使得所有粗顆料的焙燒礦能夠得到二次浸出即高溫高酸浸出。高溫高酸浸出不同于其他流 程的在于，本流程是屬于局部或少量的焙燒礦浸出，浸出的主要目的是"鐵除雜"，因為常規 流程遇到低鐵高砷焙燒礦時，同樣存在著鐵砷比失衡，或者全部浸出礦漿做高溫高酸浸出， 浪費動力和雜質的難控制。本低鐵高砷焙燒礦浸出工藝流程，能夠很好利用旋液器的作用， 能夠篩分礦漿中有大量粗顆料需要浸出。浸出的量不大，只占總底流的百分之十，不僅能夠 減少動力消耗，而且又能確保中和鐵砷比失調的鐵的補充。總體確保中上清以砷為代表的 雜質在可控范圍之內。低鐵高砷浸出除雜后的中上清：（含Znl45-165g/l、含As<0.0005g/ 1、含 Fe < 0.03g/l) 3、利用傳統生產線上產生的工藝廢水作為原料，減少了污水排放，減少環境污染，降低 了生產成本；車間所產生的廢水大約有150m3/天，其中包括生產過程中沖洗地板用水、清理 槽罐用水以及現場所有的衛生用水等。若將所有的廢水排放至環保車間，處理廢水的成本 為38元/m 3,處理成本大；本工藝將所有廢水返回混合液貯槽，再進入酸浸工序，不僅能將 所有廢水循環使用，避免污水排放，減少環境污染，還能降低處理生產廢水的成本，達到節 能減排的目的。
[0015] 4、復雜鋅焙燒礦按常規流程的浸出方法是會遇到很多困難，比如鐵的浸出和鐵渣 的處理以及有價金屬回收困難；浸出溶液達不到凈化要求等困難，在浸出的過程當中需要 消耗大量的輔料，產出更多的廢料或者廢棄物包括廢水，直接影響到鋅回收的生產成本；采 取本發明方法，達到了操作簡單、工藝容易管理、減少廢渣或者廢棄物的排放，有效的回收 浸出過程的有價金屬同時能夠選擇性的提供同樣優質的中上清。

【專利附圖】

【附圖說明】
[0016] 圖1為本發明方法的工藝流程示意圖； 圖2為本發明高鐵高砷焙燒礦工藝流程圖； 圖3為本發明低鐵高砷焙燒礦工藝流程圖。

【具體實施方式】
[0017] 下面結合附圖和實施例對本發明作進一步詳細說明，但本發明的保護范圍不局限 于所述內容，實施例中方法如無特殊說明均為常規方法，使用試劑如無特殊說明的，均為常 規市售試劑或按常規方法配制的試劑。
[0018] 實施例1 :如圖1、2所示高鐵高砷鋅焙燒礦的浸出方法，具體操作如下： (1) 將電解廢液和濕法煉鋅混合液按質量比2 :1的比例混合后置于80M3氧化槽中，并 在氧化槽中添加錳粉，使混合后溶液液中酸為60g/L，Fe 2+ < 0. 01g/L ; (2) 將步驟（1)氧化后的溶液置于第一浸出槽中并加入高鐵高砷鋅焙燒礦，高鐵高砷鋅 焙燒礦的添加量以溶液中酸的濃度為20g/L計算，第一浸出槽中礦漿進入第二浸出槽中， 并在第二浸出槽中加入高鐵高砷鋅焙燒礦，高鐵高砷鋅焙燒礦的添加量以第二浸出槽出口 礦漿pH值為2. 0計算，第二浸出槽中礦漿再進入第三個浸出槽中進行酸浸處理，整個酸性 浸出過程中礦漿的流速為l〇〇m3/h，酸浸時間2h，浸出溫度為70°C，酸浸處理完成后酸浸礦 漿進入兩個Φ 18m濃密機液固分離后，得到酸上清和底流，底流直接進入銀浮選工藝，酸上 清含 Znl55 ?165g/L、H+l. 0 ?1. 2g/L、As 彡 0· 060g/L、Fe3+彡 0· 500g/L、Fe2+彡 0· 030g/ L ； (3) 將步驟（2)中的酸上清泵入第一個攪拌槽中，并加入鋅焙燒礦進行中和，鋅焙燒礦 的添加量以攪拌槽出口礦漿的pH值為3. 0計算，第一個攪拌槽中礦漿進入第二攪拌槽中， 并在第二攪拌槽中加入鋅焙燒礦進行中和，鋅焙燒礦的添加量以第二個攪拌槽出口礦漿pH 值為3. 5計算，第二攪拌槽中礦漿再依次進入2個攪拌槽中進行中和處理，中和終點的pH 值控制在5. 2-5. 4,整個中和除雜過程中礦漿的流速為100m3/h，中和時間2h，浸出溫度為 90°C，中和礦漿進入兩個Φ18πι濃密機液固分離后，得到中和上清和中和底流；中和上清即 為含鋅溶液，中和上清Znl45-155g/l、As彡(λ 0005g/l、Fe彡(λ 03g/l，在這個工藝中，因酸 性浸出時盡量避免了鐵、砷、銻等其他雜質的浸出，使其他貴金屬進入渣中。因此在中和除 雜時，所浸出的鐵基本滿足了除雜需要，就此避免了鐵的二次沉降。
[0019] 實施例2 :如圖3所示低鐵高砷鋅焙燒礦的浸出方法，具體操作如下： (1) 將電解廢液與混合液按3:1的比例混合后用泵打入氧化槽，并在氧化槽中添加電 解陽極泥，使混合氧化后溶液中酸為80 g/L，Fe2+ < 0. 01g/L ; (2) 將步驟（1)氧化后的溶液置于第一個浸出槽中加入低鐵高砷焙燒礦，低鐵高砷焙 燒礦的添加量以溶液中酸的濃度為40g/L計算，保證了第一個槽的酸度，能保證鋅的浸出 率，第一浸出槽中礦漿進入第二浸出槽中，并在第二個浸出槽內加入低鐵高砷焙燒礦，低鐵 高砷焙燒礦的添加量以第二浸出槽出口礦漿pH值為2. 5計算，第二浸出槽中礦漿再進入第 三個浸出槽中進行酸浸處理，整個酸性浸出過程中礦漿的流速為120m3/h，酸浸時間1.8h， 浸出溫度為65°C，酸浸處理完成后酸浸礦漿進入兩個Φ18πι濃密機液固分離后，得到酸 上清和底流，酸上清含 Zn :155 ?165g/L、含 Η+:(λ 5 ?0· 8g/L、含 Fe2 + < 0· 030g/L、Fe3 + < 0. 100g/L、As < 0. 060g/L ;底流采用兩個旋流器進行處理后，下旋流物料進入一個80M3 的攪拌槽中，在90°C條件下采用電解廢液（電解廢液始酸（H2S04) 160g/L)進行高浸處理得 到的底流高浸礦漿，底流高浸礦漿的酸（H2S04)含量為50g/L，Fe3+ > 20g/l ;上旋流物料進 入銀浮選工藝； (3)將步驟（2)中的酸上清用泵送至中和除雜的第一個攪拌槽中，并加入低鐵高砷鋅 焙燒礦和底流高浸礦漿進行中和，低鐵高砷鋅焙燒礦的添加量以攪拌槽出口礦漿的pH值 為3. 5計算，底流高浸礦漿的添加量以礦漿中Fe:As的質量比為8:1計算；第一個攪拌槽 中礦漿進入第二攪拌槽中，并在第二攪拌槽中加入低鐵高砷鋅焙燒礦和底流高浸礦漿進行 中和，低鐵高砷鋅焙燒礦的添加量以第二個攪拌槽出口礦漿pH值為4. 0計算，底流高浸礦 漿的添加量以礦漿中Fe:As的質量比為8:1計算；第二攪拌槽中礦漿再依次進入2個攪拌 槽中進行中和處理，在經過四個攪拌槽的連續中和后，中和終點的PH值控制在5. 2-5. 4 ;整 個中和除雜過程中礦漿的流速為ll〇m3/h，中和時間2. 5h，浸出溫度為80°C，中和礦漿進入 兩個Φ18πι濃密機液固分離后，得到中和上清和中和底流；中和上清含Znl45-155g/L、含 As 彡 0· 0005g/L、含 Fe 彡 0· 03g/L。
[0020] 實施例3 :高鐵高砷鋅焙燒礦的浸出方法，具體操作如下： (1) 將電解廢液和濕法煉鋅混合液按質量比3:1的比例混合后置于80M3氧化槽中，并 在氧化槽中添加電解陽極泥，使混合后溶液液中酸為l〇〇g/L，Fe 2+ < 0. Olg/L ; (2) 將步驟（1)氧化后的溶液置于第一浸出槽中并加入高鐵高砷鋅焙燒礦，高鐵高砷鋅 焙燒礦的添加量以溶液中酸的濃度為30g/L計算，第一浸出槽中礦漿進入第二浸出槽中， 并在第二浸出槽中加入高鐵高砷鋅焙燒礦，高鐵高砷鋅焙燒礦的添加量以第二浸出槽出口 礦漿pH值為2. 2計算，第二浸出槽中礦漿再進入2個浸出槽中進行酸浸處理，整個酸性浸 出過程中礦漿的流速為ll〇m3/h，酸浸時間1. 9h，浸出溫度為75°C，酸浸處理完成后酸浸礦 漿進入兩個Φ 18m濃密機液固分離后，得到酸上清和底流，底流直接進入銀浮選工藝，酸上 清含 Znl55 ?165g/L、H+0. 5 ?1. 0g/L、As 彡 0· 060g/L、Fe3+彡 0· 500g/L、Fe2+彡 0· 030g/ L ； (3) 將步驟（2)中的酸上清泵入第一個攪拌槽中，并加入鋅焙燒礦進行中和，鋅焙燒礦 的添加量以攪拌槽出口礦漿的pH值為3. 5計算，第一個攪拌槽中礦漿進入第二攪拌槽中， 并在第二攪拌槽中加入鋅焙燒礦進行中和，鋅焙燒礦的添加量以第二個攪拌槽出口礦漿pH 值為4. 0計算，第二攪拌槽中礦漿再依次進入1個攪拌槽中進行中和處理，中和終點的pH 值控制在5. 2-5. 4,整個中和除雜過程中礦漿的流速為110m3/h，中和時間2. 5h，浸出溫度為 80°C，中和礦漿進入兩個Φ18πι濃密機液固分離后，得到中和上清和中和底流；中和上清即 為含鋅溶液，中和上清Znl45-150g/l、As彡(λ 0005g/l、Fe彡(λ 03g/l，在這個工藝中，因酸 性浸出時盡量避免了鐵、砷、銻等其他雜質的浸出，使其他貴金屬進入渣中。因此在中和除 雜時，所浸出的鐵基本滿足了除雜需要，就此避免了鐵的二次沉降。
[0021] 實施例4 :低鐵高砷鋅焙燒礦的浸出方法，具體操作如下： (1) 將電解廢液與混合液按2. 5:1的比例混合后用泵打入氧化槽，并在氧化槽中添加 錳粉，使混合氧化后溶液中酸為60g/L，Fe2+ < 0. 01g/L ; (2) 將步驟（1)氧化后的溶液置于第一個浸出槽中加入低鐵高砷焙燒礦，低鐵高砷焙 燒礦的添加量以溶液中酸的濃度為20g/L計算，保證了第一個槽的酸度，能保證鋅的浸出 率，，第一浸出槽中礦漿進入第二浸出槽中，并在第二個浸出槽內加入低鐵高砷焙燒礦，低 鐵高砷焙燒礦的添加量以第二浸出槽出口礦漿pH值為2. 0計算，第二浸出槽中礦漿再進 入第三個浸出槽中進行酸浸處理，整個酸性浸出過程中礦漿的流速為l〇〇m3/h，酸浸時間 2h，浸出溫度為70°C，酸浸處理完成后酸浸礦漿進入兩個Φ 18m濃密機液固分離后，得到酸 上清和底流，酸上清含 Zn: 170 ?175g/L、含 H+: 1. 0 ?1. 2g/L、含 Fe2 0· 030g/L、Fe3 + < 0. 100g/L、As < 0. 060g/L ;底流采用兩個旋流器進行處理后，下旋流物料進入一個80M3 的攪拌槽中，在85°C條件下采用電解廢液（電解廢液始酸（H2S04) 170g/L)進行高浸處理得 到的底流高浸礦漿，底流高浸礦漿的酸（H2S04)含量為40g/L，Fe 3+ > 20g/l ;上旋流物料進 入銀浮選工藝； (3)將步驟（2)中的酸上清用泵送至中和除雜的第一個攪拌槽中，并加入低鐵高砷鋅 焙燒礦和底流高浸礦漿進行中和，低鐵高砷鋅焙燒礦的添加量以攪拌槽出口礦漿的pH值 為3. 2計算，底流高浸礦漿的添加量以礦漿中Fe:As的質量比為6:1計算；第一個攪拌槽 中礦漿進入第二攪拌槽中，并在第二攪拌槽中加入低鐵高砷鋅焙燒礦和底流高浸礦漿進行 中和，低鐵高砷鋅焙燒礦的添加量以第二個攪拌槽出口礦漿pH值為3. 7計算，底流高浸礦 漿的添加量以礦漿中Fe:As的質量比為7:1計算；第二攪拌槽中礦漿再依次進入3個攪拌 槽中進行中和處理，在經過五個攪拌槽的連續中和后，中和終點的PH值控制在5. 2-5. 4 ; 整個中和除雜過程中礦漿的流速為120m3/h，中和時間2h，浸出溫度為85°C，中和礦漿進入 兩個Φ18πι濃密機液固分離后，得到中和上清和中和底流；中和上清含Znl55-165g/L、含 As 彡 0· 0005g/L、含 Fe 彡 0· 03g/L。
【權利要求】
1. 一種復雜鋅焙燒礦的浸出方法，其特征在于按如下步驟進行： (1) 將電解廢液和濕法煉鋅混合液按質量比2-3:1的比例混合后置于氧化槽中，并在 氧化槽中添加氧化劑，使混合后溶液中酸為60-100g/L，Fe 2+ < 0. Olg/L ; (2) 酸性浸出 將步驟（1)氧化后的溶液置于第一浸出槽中并加入鋅焙燒礦，鋅焙燒礦的添加量以溶 液中酸的濃度為20-40g/L計算，第一浸出槽礦漿進入第二浸出槽中，并在第二浸出槽中 加入鋅焙燒礦，鋅焙燒礦的添加量以第二浸出槽出口礦漿pH值為2. 0-2. 5計，第二浸出 槽中礦漿再依次進入1-2個浸出槽中進行酸浸處理；整個酸性浸出過程中礦漿的流速為 100_120m 3/h，酸浸時間1. 8_2h，浸出溫度為65_75°C，酸浸處理完成后酸浸礦楽進行濃密固 液分離，得到酸上清和底流，底流進入銀浮選工藝或者用于制備鐵； (3) 酸上清的中和除雜 將步驟（2)中的酸上清泵入第一個攪拌槽中，并加入鋅焙燒礦進行中和，鋅焙燒礦的添 加量以攪拌槽出口礦漿的pH值為3-3. 5計算，第一個攪拌槽礦漿進入第二個攪拌槽中，并 在第二個攪拌槽中加入鋅焙燒礦進行中和，鋅焙燒礦的添加量以第二個攪拌槽出口礦漿pH 值為3. 5-4. 0計算，第二攪拌槽礦漿再依次進入1-3個攪拌槽中進行中和處理，中和終點的 pH值控制在5. 2-5. 4,整個中和除雜過程中礦漿的流速為100-120m3/h，中和時間2-2. 5h， 中和除雜槽溫度為80-90°C，中和礦漿進行濃密固液分離，得到中和上清和中和底流；中和 上清即為含鋅溶液。
2. 根據權利要求1所述復雜鋅焙燒礦的浸出方法，其特征在于：鋅焙燒礦為低鐵高砷 復雜鋅焙燒礦時，在中和除雜過程中，在第一個攪拌槽和第二個攪拌槽中均添加含高價鐵 溶液，含高價鐵溶液的添加量以礦漿中Fe:As的質量比為6-8:1計算，添加的含高價鐵溶液 是步驟（2)中的底流采用旋流器進行處理后，下旋流物料在85-90°C條件下采用電解廢液 進行高浸處理得到的底流高浸礦漿，其酸含量為40-60g/L，Fe 3+ > 20g/l ;上旋流物料進入 銀浮選工藝。
3. 根據權利要求1所述復雜鋅焙燒礦的浸出方法，其特征在于：氧化劑為錳粉或電解 陽極泥。
【文檔編號】C22B3/06GK104120253SQ201410361604
【公開日】2014年10月29日 申請日期:2014年7月28日 優先權日:2014年7月28日
【發明者】韋勇, 馮繼平, 吳國欽, 陳春發, 韋乃團, 廖發忠, 羅森育, 覃和恒, 楊偉, 趙彩英 申請人:蒙自礦冶有限責任公司