一种从硅锌矿资源中回收锌的方法技术

本发明专利技术公开了一种从硅锌矿资源中回收锌的方法，属于矿物加工技术领域，包括以下步骤：(1)将原矿进行破碎处理，得到预定细度的硅锌矿；(2)向硅锌矿中加入钠化剂，充分混匀后制粒，将混合料在氧化气氛下进行钠化焙烧，冷却后得到钠化焙烧产物；(3)将钠化焙烧产物破碎处理，通过水浸处理，得到锌浸出液。本发明专利技术采用矿相重构‑水浸法提取锌，硅锌矿钠化焙烧使硅酸锌矿相转化为氧化锌，转化效果好，易于后续水浸提取，采用碳酸钠作为钠化剂，廉价易得，与火法碳化还原相比，不需添加焦炭为还原剂，能耗低，且反应速率快，锌浸出率可达90％以上；本发明专利技术锌提取效果好，浸出成本低，选择性好，与酸法浸出相比，不会产生硅胶，易于后续浸出过滤分离。

【技术实现步骤摘要】
一种从硅锌矿资源中回收锌的方法
本专利技术属于矿物加工
，涉及一种从硅锌矿资源中回收锌的方法。
技术介绍
锌是重要的有色金属，我国作为世界锌生产和消费的第一大国，对锌精矿的需求量逐年增加。目前锌行业主要原料来源为硫化锌矿，其储量迅速减少，原料日渐供应不足，成为锌行业发展的限制性环节之一。氧化锌矿占据了我国锌资源储量的20％，因此，开发利用低品位氧化锌资源对我国锌行业发展十分重要。此外，二次锌资源包括含锌浸出渣、高炉粉尘、电炉冶炼渣等，含有大量锌资源但无法有效回收利用，造成了严重的资源浪费和环境污染，回收利用二次锌资源对解决我国锌工业原料短缺和环境保护也具有重要意义。我国目前在云南、广西等地勘察到了大量氧化锌矿，其中锌品位普遍较低，脉石含量高。这些氧化锌矿中含有3％～10％的硅锌矿，其主要物相为硅酸锌，具有岛状硅酸盐结构，晶体结构稳定、难于提取；含硅酸锌类二次锌资源包括高硅硫化锌矿或低品位氧化锌矿的浸出渣，这些二次锌资源年产量大，锌含量高，渣中硅酸锌等锌化合物回收利用困难。目前，从含硅锌矿资源中提取锌的研究方法主要包括火法还原挥发和湿法浸出等，这些方法能有效回收氧化锌物相中的锌资源，但对硅酸锌物相中的锌资源回收则效果不佳。火法还原方法需要依赖还原煤或焦炭为还原剂和燃料，通过高温还原挥发的方法回收锌，硅锌矿的还原挥发温度比氧化锌温度高，还原难度大、能耗高、经济性差。湿法浸出主要包括酸浸法和碱浸法两大类，酸浸法需要高酸、高温环境下才能获得较高的锌浸出率，温度低、能耗低，但酸浸时，易形成大量硅胶造成固液分离困难，并且浸出过程杂质元素如Fe、Ca、Mg、Al等的被大量溶出，导致酸耗增大的同时也加大了浸出液净化难度。碱浸法主要包括NaOH强碱浸出法和氨浸出法两种，与酸浸法相比，碱浸法具有良好的选择性浸出特性，但用于含硅锌矿资源时锌浸出率低，限制了碱浸法在处理硅锌矿时的应用，到目前为止，还没有开发出适于硅锌矿资源的锌回收方法。
技术实现思路
本专利技术的目的在于提供一种回收效率高、生产成本低、绿色环保的从硅锌矿资源中回收锌的方法。本专利技术提供的这种从硅锌矿资源中回收锌的方法，包括以下步骤：(1)将原矿进行破碎处理，得到预定细度的硅锌矿；(2)向步骤(1)所得硅锌矿中加入钠化剂，充分混匀后制粒，将混合料在氧化气氛下进行钠化焙烧，使硅锌矿转化为氧化锌，冷却后得到钠化焙烧产物；(3)将步骤(2)所得钠化焙烧产物破碎处理后，通过水浸处理，使氧化锌溶解浸出，固液分离后，得到锌滤液和浸出渣。优选的，所述钠化剂为碳酸钠。优选的，所述钠化剂的添加量与硅锌矿中硅酸锌的摩尔比为(3.0～4.0)：1。优选的，所述步骤(1)中，控制原矿破碎后的细度至-1.0mm。优选的，所述步骤(2)中，混合料的粒径(D90)为3.0～20mm。优选的，所述钠化焙烧温度为800～900℃，焙烧时间为120～180min。优选的，所述钠化焙烧产物采用自然冷却或水淬冷却。优选的，所述步骤(3)中，控制氧化锌矿破碎后的细度至-3.0mm。优选的，所述步骤(3)中，采用搅拌浸出方式，浸出装置密闭。优选的，所述水浸制度为：浸出固液比为10～40g/L，浸出温度为80～100℃，浸出时间2～3h。优选的，所述原矿为硅锌矿或含硅酸锌类二次锌资源，主要物相为硅酸锌。本专利技术以硅锌矿资源为原料，采用矿相重构-水浸法提取锌，相比于硅酸锌，氧化锌结构简单，易溶于碱性溶液，基于这一原理，本专利技术提出采用钠化焙烧-水浸的方法回收硅锌矿资源中锌的技术方案，该方案通过添加过量的钠化剂在氧化气氛下进行焙烧，将结构稳定的硅锌矿转化简单结构的氧化锌，钠化焙烧产物中过量的碳酸钠在水溶液体系中为碱性环境，氧化锌会被选择性溶出，进而实现从含硅锌矿资源中高效回收锌资源，本专利技术主要涉及的化学反应如下：Zn2SiO4+Na2CO3＝2ZnO+Na2SiO3+CO2↑Na2SiO3+2H2O＝2Na++H2SiO3+2OH-Na2CO3+H2O＝2Na++HCO3-+OH-与现有技术相比，本专利技术的有益技术效果：(1)本专利技术所述从硅锌矿资源中回收锌的方法，采用矿相重构-水浸法提取锌，硅锌矿钠化焙烧使硅酸锌矿相转化为氧化锌，转化效果好，可使硅酸锌全部转化为氧化锌，易于后续水浸提取，本专利技术采用碳酸钠作为钠化剂，廉价易得，与火法碳化还原相比，不需添加焦炭或还原煤作为还原剂，能耗低，绿色环保，且反应速率快，锌浸出率可达90％以上。(2)本专利技术所述从硅锌矿资源中回收锌的方法，硅锌矿钠化焙烧使硅酸锌矿相转化为氧化锌，其水浸提取锌效果好，浸出成本低，选择性好，钙、硅等杂质不被浸出，得到的产物硅酸钠可为水玻璃提供原料，本专利技术与酸法浸出相比，不会产生硅胶，易于后续浸出过滤分离。附图说明图1为本专利技术从硅锌矿资源中回收锌的方法的工艺流程图。具体实施方式下面将对本专利技术实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅是本专利技术一部分实施例，而不是全部实施例，基于本专利技术中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本专利技术保护的范围。实施例1云南某氧化锌矿，含有6.8wt％的硅锌矿，其主要物相为硅酸锌，将原矿破碎至-1mm，加入碳酸钠，控制碳酸钠与硅酸锌的摩尔比为3.5：1，充分混匀后制粒成3～20mm的小球，混合料在空气中进行钠化焙烧使矿相重构，焙烧制度为：焙烧温度为800℃，焙烧时间为180min，得到氧化锌矿，自然冷却，破碎至-3mm，加水浸出，水浸制度为：固液比为30g/L，浸出温度100℃，浸出时间3h，浸出液经过滤后，锌浸出率为95.62％。实施例2广西某铅锌尾矿(TZn2.64％，Zn2SiO448.11％)，将原矿破碎至-1mm，加入碳酸钠，控制碳酸钠与硅酸锌的摩尔比为3：1，充分混匀后制粒成3～20mm的小球，混合料在空气中进行钠化焙烧使矿相重构，焙烧制度为：焙烧温度为850℃，焙烧时间为120min，得到氧化锌矿，自然冷却，破碎至-3mm，加水浸出，水浸制度为：固液比为20g/L，浸出温度100℃，浸出时间3h，浸出液经过滤后，锌浸出率为96.01％。实施例3广西某铅锌尾矿(TZn2.64％，Zn2SiO448.11％)，将原矿破碎至-1mm，加入碳酸钠，控制碳酸钠与硅酸锌的摩尔比为4：1，充分混匀后制粒成3～20mm的小球，混合料在空气中进行钠化焙烧使矿相重构，焙烧制度为：焙烧温度为900℃，焙烧时间为150min，得到氧化锌矿，自然冷却，破碎至-3mm，加水浸出，水浸制度为：固液比为40g/L，浸出温度80℃，浸出时间3h，浸出液经过滤后，锌浸出率为95.22％。实施例4广西某铅锌尾矿(TZn2.64％，Zn2SiO448.11％)，将原矿破碎至-1mm，加入碳酸钠，控制碳酸钠与硅酸锌的摩尔比为3.5：1，充分混匀后制粒成3～20mm的小球，混合料在空气中进行钠化焙烧使矿相重构，焙烧制度为：焙烧温度为800℃，焙烧时间为150min，得到氧化锌矿，自然冷却，破碎至-3mm，加水浸出，水浸制度为：固液比为20g/L，浸出温度100℃，浸出时间3h，浸出液经过滤后，锌浸出率为96.41％。对比例1广西某铅锌尾矿(TZn2.64％，Zn2SiO448.11％)，本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种从硅锌矿资源中回收锌的方法，其特征在于，包括以下步骤：(1)将原矿进行破碎处理，得到预定细度的硅锌矿；(2)向步骤(1)所得硅锌矿中加入钠化剂，充分混匀后制粒，将混合料在氧化气氛下进行钠化焙烧，使硅锌矿转化为氧化锌，冷却后得到钠化焙烧产物；(3)将步骤(2)所得钠化焙烧产物破碎处理后，通过水浸处理，使氧化锌溶解浸出，固液分离后，得到锌滤液和浸出渣。

【技术特征摘要】
1.一种从硅锌矿资源中回收锌的方法，其特征在于，包括以下步骤：(1)将原矿进行破碎处理，得到预定细度的硅锌矿；(2)向步骤(1)所得硅锌矿中加入钠化剂，充分混匀后制粒，将混合料在氧化气氛下进行钠化焙烧，使硅锌矿转化为氧化锌，冷却后得到钠化焙烧产物；(3)将步骤(2)所得钠化焙烧产物破碎处理后，通过水浸处理，使氧化锌溶解浸出，固液分离后，得到锌滤液和浸出渣。2.根据权利要求1所述从硅锌矿资源中回收锌的方法，其特征在于，所述钠化剂为碳酸钠。3.根据权利要求1或2所述从硅锌矿资源中回收锌的方法，其特征在于，所述钠化剂的添加量与硅锌矿中硅酸锌的摩尔比为(3.0～4.0)：1。4.根据权利要求1所述从硅锌矿资源中回收锌的方法，其特征在于，所述步骤(1)中，控制原矿破碎后的细度至-1.0mm。5.根据权利要求1所述从硅锌矿资源中回收锌的...

【专利技术属性】
技术研发人员：陈凤，郭宇峰，姜涛，邱冠周，郑富强，王帅，杨凌志，刘旭东，王超，谢泽强，张林林，范晓慧，李光辉，杨永斌，黄柱成，张元波，李骞，陈许玲，甘敏，徐斌，景建发，杨泽世，王峰，谢鑫，
申请(专利权)人：中南大学，
类型：发明
国别省市：湖南,43