氧化锌矿湿法处理.ppt
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1、从氧化锌矿中回收锌的研究进展,主要内容,氧化锌矿的选矿现状,氧化锌矿的火法冶金工艺,3,氧化锌矿资源概述,1,2,氧化锌矿的湿法冶金工艺,4,一、氧化锌矿资源概述,按原矿石中所含的矿物种类,锌矿可分为硫化矿和氧化矿两类。在硫化矿中,锌的主要矿物是闪锌矿(ZnS)和高铁闪锌矿(nZnSmFeS),它们经选矿后得到硫化锌精矿;冶炼的锌矿物原料95以上是闪锌矿,含锌品位在4060之间。而氧化矿主要以菱锌矿(ZnCO3)和异极矿(Zn4Si2O7(OH)22H2O)为主,其它还有少量的红锌矿等。,锌主要以硫化物形态存在于自然界,氧化物形态为其次,是硫化锌矿长期风化的结果,故氧化锌矿常与硫化锌矿伴生。但
2、是也有大型独立的氧化锌矿,如泰国的Padaeng矿、巴西的Vazante矿、澳大利亚的Beltana矿、伊朗的Angouan矿等。氧化锌矿在自然界的形成过程大致如下:硫化锌(闪锌矿)硫酸锌碳酸锌(菱锌矿)硅酸锌(硅锌矿)水化硅酸锌(异极矿),我国氧化锌矿资源十分丰富,已查明的锌金属保有储量为9212.10万吨,工业储量达3288.51万吨,总储量位居世界第6位,主要分布在云南、广西、辽宁、甘肃和四川等省,尤其在云南储量较大(2000万吨以上),其中云南兰坪铅锌矿是目前我国最大的铅锌矿床,也是亚洲最大的铅锌矿床,其储量的三分之一为氧化锌。,1、我国氧化锌资源概况:,目前,世界上有几十个国家开采和
3、选别氧化锌矿石,主要有意大利、西班牙、德国、俄罗斯、波兰、美国和中国等。根据资料报道,国外氧化锌矿石的选别指标,锌精矿品位为36%40%,回收率60%70%,最高达78%;我国氧化锌矿的工艺指标为:锌精矿品位35%38%,个别达40%,回收率平均68%左右,最高达78%。由于氧化锌矿难选,氧化锌矿的选别指标一直处于较低水平,开展对氧化锌矿的选矿研究具有较大的现实意义。,随着锌用途范围的扩大,世界各国锌产品消耗逐年增加。硫化锌矿日渐供应不足,氧化锌矿的开采利用逐渐引起人们的重视。按照铅锌矿物的氧化程度,可以将矿石分为:硫化矿石,铅锌氧化率30。氧化铅锌矿石是硫化矿石长期氧化而来,其矿体底部未被氧
4、化的部分仍有硫化铅锌矿石。氧化锌富矿的品位一般在2535,品位小于25属于低品位氧化锌矿。,在矿石中含有大量的金属杂质,如铅、铁、镉、铜等。锌的氧化矿物相复杂,不易选别,浮选药剂的选择、矿物表面的改性都比较困难。其特点是:(1)氧化矿很难通过选矿富集;(2)含可溶硅高,浸出矿浆很难实现固液分离。在未解决浸出矿浆难过滤问题之前,一般采用火法冶炼处理,为了满足其一定的渣成分,需配加大量的熔剂及消耗大量的燃料。但在能源日益紧张和环保要求日益严格的情况下,氧化锌矿火法冶炼逐渐被湿法冶炼工艺取代。湿法处理氧化锌矿的最大难点是浸出时生成难以过滤的胶质SiO2。,2、常见的有工业利用价值的氧化锌矿物:,其中
5、异极矿是常见的最有工业价值的氧化锌矿物之一,它在氧化锌矿石中所占的比例仅次于菱锌矿,但其可浮性却远远低于菱锌矿,且表面性质多变,结构复杂,因此异极矿的回收一直是氧化锌矿处理的难点。,第一种:氧化锌矿石经选矿富集后进入冶炼工序得到金 属锌和铅;第二种:氧化锌矿石直接用冶金方法进行处理。直接冶金法又分为火法和湿法两类。,目前,氧化锌矿石的处理方式有两种:,二、氧化锌矿的选矿现状,氧化锌矿的选矿目的是对氧化锌矿进行预先富集,以提高氧化锌精矿的品位,降低冶炼成本。迄今为止,选矿方法除全浮选法外,还有重介质浮选法、磁浮流程等方法,但选矿指标都不太好,回收率为60 70,精矿品位为3040。用浮选方法处理
6、氧化锌矿是研究得最多的一个方向,近年来氧化锌矿的浮选药剂和浮选工艺方面已进行了大量的研究及改进工作,开发了各种各样的新药剂,选矿工艺流程方面也取得了不小的进展。,目前氧化锌矿石的主要浮选方法有以下几种:,(1)硫化-胺法浮选;(2)加温-硫化黄药法;(3)脂肪酸类捕收剂直接浮选法;(4)螯合浮选法;(5)絮凝浮选法;(6)其他方法 采用选矿法处理氧化锌矿时,选矿富集困难、回收率低,可以认为采用浮选法不能直接有效地回收氧化锌。,三、氧化锌矿火法冶金工艺,氧化锌矿易于用火法处理。自古以来,人们就以马槽炉等简陋设备,用炭加热还原冶炼粗锌。现代工艺传统的冶炼方法是:品位较低的,一般先用鼓风炉熔矿,再由
7、烟化炉挥发;品位较高者,一般由回转炉等设备直接挥发,两者均可以获得含锌5060的氧化锌粉,此氧化锌粉采用回转炉和多膛炉等设备脱除氟、氯后,再用常规湿法冶炼产出电锌。该工艺环节多,流程长,火法设备庞大,耗,能高,1t锌耗煤1015t,回收率仅为5060,而且环境条件不好,因此,各国冶金学者都在研究直接湿法浸出。火法富集氧化铅锌矿是在高温条件下用焦炭将原矿中的氧化锌、氧化铅及二氧化锗分别还原为具有很大挥发性的锌、铅和一氧化锗,使它们挥发进入烟气。这种烟气经过冷凝、收尘后,即得到富集后的产品锌氧粉。其富集过程包括鼓风炉(或电炉)熔矿、熔炼和烟化炉吹炼,过程中的还原反应一般皆为多相反应而使过程变得复杂
8、。,主要发生下列反应:C+CO2=2CO(1)ZnO+CO=Zn(g)+CO2(2)PbO+CO=Pb+CO2(3)GeO2+CO=Ge+CO2(4)ZnSiO3+CO=Zn(g)+(SiO2)渣+CO2(5)(PbO)渣+CO=Pb(1)+CO2(6)FeO+CO=Fe(1)+CO2(7)(ZnO)渣+Fe(1)=Zn(g)+(FeO)渣(8),1、回转窑处理法,氧化锌物料和还原剂焦炭或无烟煤在回转窑内还原挥发,使锌富集在烟尘中,含锌60左右的烟尘进入下一步冶炼环节。孙月强研究了氧化锌矿中含铅的影响后指出,原料中铅含量对工艺影响较大,铅及其化合物的性质对冶炼过程会造成不利影响:原料中含铅高时
9、容易挥发而进入产品,造成锌品位下降,Pb与原料中SiO2反应生成的PbSiO3,因熔点较低而容易在窑内造成结块。,2、电炉处理法,电炉炼锌是利用电能将锌料加热并蒸馏出锌的过程,其过程主要包括氧化锌的还原和锌的蒸馏、冷凝两个方面。对含锌2842,含铅1.02.5的氧化矿用电炉法进行处理,可以得到锌的挥发率95,渣含锌2左右的试验指标。,3、熔融还原法,熔融还原法是将氧化锌矿经高温焙烧、细磨、配加还原剂和各种添加剂制成球团,自然风干(或低温烘干)后,加入到碳饱和的熔融铁水中,球团矿熔化,并发生熔融还原反应,球团矿中的氧化锌被还原成金属锌挥发出来,通入空气,锌蒸气再氧化成氧化锌,并冷却收集得所需产品
10、锌氧粉。,四、氧化锌的湿法工艺,由于锌具有既可以溶于酸也可以和碱反应的两性特性,所以氧化锌的湿法浸出一般有酸浸出和碱浸出。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,但在酸性浸出氧化锌矿时,矿石中的可溶性硅被大量溶出,生成胶态硅,影响矿浆过滤性能,其它杂质如铁、钙、镁、铝等的浸出也加大了浸出液净化难度,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,锌品位大于30(国外25)才有较好的技术经济指标。因此,对氧化锌矿特别是低品位氧化锌矿的湿法处理,国内外进行了大量的研究。为防止酸性浸出过程中硅酸的危害,氧
11、化锌矿酸性浸出时应尽量避免产生胶质SiO2,或控制浸出液中硅酸的聚合作用,使硅酸在胶凝前除去,改善矿浆液固分离的性能。对碱性脉石MgO、CaO及碳酸盐含量较高的氧化锌矿物,提出用碱性体系浸取其中的锌。,(1)常规酸浸,一些文献报道,采用废电解液浸出氧化锌矿石中的锌时,矿石中的SiO2易进入浸出溶液并形成胶体,因而既影响了浸出渣的分离速度,又加大了如铁、钙、镁、铝等金属杂质元素的浸出率和分离难度。常规酸浸的反应机理如下:,1、氧化锌矿的酸法浸出,ZnCO3+H2SO4=ZnSO4+H2O+CO2 Zn4Si2O7(OH)2H2O+4H2SO4=4ZnSO4+2Si(OH)4+2H2O Zn2Si
12、O4+2H2SO4=2ZnSO4+Si(OH)4,用硫酸溶液浸出低品位氧化锌矿时,通过控制矿浆pH值、添加酸量和加酸速度等工艺条件,可得到大于97的Zn浸出率,而Si和Fe的浸出率可控制在13和0.84以内。尽管如此,但常规酸浸的工艺效果不尽如人意,存在如酸耗大、浸出液的锌浓度低、浸出液难以净化等缺陷。,(2)微波辅助酸浸,在常规酸浸体系中,常采用蒸汽加热方式提高浸出体系温度,但反应体系存在温度梯度,会影响锌的浸出率。已有研究表明,以微波对硅酸锌浸出体系进行加热,在最佳实验条件下,Zn的浸出率为99.08,SiO2和Fe的浸出率分别为0.30和0.10。水溶液体系浸出反应机理为:Zn4Si2O
13、7(OH)2H2O+4H2SO4=4Zn2+4SO4-+2H4SiO4(gel)+2H2O,H4SiO4(gel)=SiO2+H2O(g),由于微波加热时的空化作用,物质内部可以同时达到高温,浸出过程中形成的硅胶H4SiO4产生分解,形成固体SiO2,因此浸出渣过滤性能良好。但由于微波加热设备在工业上大规模应用时难于控制微波泄露,故该方法只停留在实验室阶段。,(3)氧压酸浸,在1.0 MPa压力和120温度下,用氧压酸浸高硅低品位氧化锌矿时,控制矿物粒度、硫酸浓度、浸出时间及反应温度等工艺条件,可控制SiO2的浸出率小于0.8,而锌浸出率达97以上,由于高温破坏了Si(OH)4的胶体结构,因而
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