CN111485119A - 一种处理湿法炼锌新液的方法及装置 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种处理湿法炼锌新液的方法及装置。所述处理湿法炼锌新液的方法，包括：调节新液中锌离子浓度和调节新液的温度；静置所述新液，使新液进行微结晶，得到含有微结晶的新液；静置所述含有微结晶的新液，使新液进行重结晶，得到底流和上清；取所述上清送锌电解。本发明所述处理湿法炼锌新液的方法，通过调节新液中锌离子浓度和调节新液的温度对新液进行微结晶和重结晶，使新液中的镁离子结晶形成锌镁渣富集在新液底流中，从而降低了新液上清中镁离子含量，无需改变现有湿法炼锌流程，不需要对新液进行加压处理，有效降低了处理湿法炼锌新液时所需的能耗。
Description
技术领域
本发明涉及锌冶炼领域，尤其涉及一种处理湿法炼锌新液的方法及装置。
背景技术
湿法炼锌(hydrometallurgy of zinc)是指将锌焙砂或其他硫化锌物料和硫化锌精矿中的锌溶解在水溶液中，从中提取金属锌或锌化合物的过程，为现代炼锌的主要方法。由锌浸出、从酸锌溶液净化、锌电解沉积三大环节组成。湿法炼锌主要有焙烧、浸出、浸出液净化和电积等工序。
在湿法炼锌过程中，电解新液中镁离子浓度如果一直在高位运行，就会对整个生产过程带来了很大的负面影响。特别是高电流密度电解时，镁离子增加了循环液电阻和粘度，导致电解电耗增加和锌离子扩散困难从而电解锌片产量也无法达到高水平。工业生产上，常见的排镁方法有锌精矿酸洗法、新液深度冷却法、中和沉锌法、硫酸锌结晶法等，这些方法普遍存在成本高，产出的废液、废渣环保隐患大等问题难以普遍推广。
现有技术通常采用加压脱除硫酸锌溶液镁离子的方法，该方法是在加压的条件下通过加热使硫酸锌溶液温度大于150℃，由于硫酸锌、硫酸镁的溶解度与温度成抛物线，顶点温度约在70℃，因此温度大于150℃时硫酸锌、硫酸镁饱和结晶析出，据介绍该方法可提高镁离子70％的脱除效率，产出的锌镁渣在同等排镁量下只相当中和沉锌渣的三分之一。但把硫酸锌溶液加热到150℃以上存在能耗高的问题，同时在加压釜内结晶存在结垢严重清理困难的问题。
因此，现有技术还有待于改进和发展。
发明内容
鉴于上述现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种处理湿法炼锌新液的方法及装置，旨在解决现有技术中脱除湿法炼锌新液中镁离子时存在能耗高的问题。
一种处理湿法炼锌新液的方法，其中，包括：
调节新液中锌离子浓度和调节新液的温度；
静置所述新液，使新液进行微结晶，得到含有微结晶的新液；
静置所述含有微结晶的新液，使新液进行重结晶，得到底流和上清；
取所述上清送锌电解。
所述的处理湿法炼锌新液的方法，其中，所述锌离子浓度为130-170g/L。
所述的处理湿法炼锌新液的方法，其中，所述新液的温度为25-35℃。
所述的处理湿法炼锌新液的方法，其中，所述调节新液的温度具体包括：将新液经过鼓风式空气冷却塔进行冷却。
所述的处理湿法炼锌新液的方法，其中，所述微结晶的时间为3-5h。
所述的处理湿法炼锌新液的方法，其中，所述重结晶的时间为15-20h。
所述的处理湿法炼锌新液的方法，其中，还包括：
取所述底流进行过滤；
将过滤后得到的滤液返回进行重结晶。
所述的处理湿法炼锌新液的方法，其中，所述取所述底流进行过滤后，还包括：
收集过滤后的滤渣；
将所述滤渣进行回收镁。
一种处理湿法炼锌新液的装置，其中，包括：净化新液储槽、与所述净化新液储槽通过新液输送管道连接的电解新液储槽、与所述电解新液储槽底部连接的新液底流管道、与所述电解新液储槽侧面连接的新液上清管道；
所述新液输送管道、所述新液底流管道、所述新液上清管道上均设置有阀门。
所述的处理湿法炼锌新液的装置，其中，所述电解新液储槽包括：电解新液储槽的上部、与所述电解新液储槽的上部连接的电解新液储槽的底部；其中，所述电解新液储槽的上部为圆柱体，所述电解新液储槽的底部为圆锥体。
有益效果：本发明所述处理湿法炼锌新液的方法，通过调节新液中锌离子浓度和调节新液的温度对新液进行微结晶和重结晶，使新液中的镁离子结晶形成锌镁渣富集在新液底流中，从而降低了新液上清中镁离子含量。本发明能够保持湿法锌冶炼过程中镁离子的平衡，且不改变现有湿法炼锌流程，不需要对新液进行加压处理，有效降低了处理湿法炼锌新液时所需的能耗。
附图说明
图1为本发明所述处理湿法炼锌新液的方法的工艺流程图。
图2为本发明所述处理湿法炼锌新液的装置的结构示意图。
具体实施方式
本发明提供一种处理湿法炼锌新液的方法及装置，为使本发明的目的、技术方案及效果更加清楚、明确，以下对本发明进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
一种处理湿法炼锌新液的方法，其中，包括：
调节新液中锌离子浓度和调节新液的温度；
静置所述新液，使新液进行微结晶，得到含有微结晶的新液；
静置所述含有微结晶的新液，使新液进行重结晶，得到底流和上清；
取所述上清送锌电解。
本发明中新液是在湿法炼锌中经过净化后的用于锌电解的电解液。所述新液中主要是硫酸锌溶液，但是由于锌焙矿通常含有MgO导致产生的新液也会含有一定量的镁离子。也就是说，本发明所述的处理湿法炼锌新液的方法是基于净化后新液的基础上进行的。
本发明中通过调节新液中锌离子浓度和调节新液的温度的目的是让新液中的硫酸锌和硫酸镁更容易通过微结晶和重结晶析出。
所述微结晶是指，在调节新液中锌离子浓度和调节新液的温度一段时间后，新液中会有微量的硫酸锌结晶和硫酸镁结晶生成的过程，其中，硫酸锌结晶和硫酸镁结晶以非常细的颗粒悬浮在新液中。
所述重结晶是指，微结晶过程中生成的硫酸锌和硫酸镁结晶会继续缓慢长大，随着结晶的长大在重力作用下缓慢沉降，其中新液中的硫酸锌更倾向于留在溶液中，而硫酸镁更倾向于结晶析出的过程。
本发明所述处理湿法炼锌新液的方法，通过调节新液中锌离子浓度和调节新液的温度对新液进行微结晶和重结晶，使新液中的镁离子结晶形成锌镁渣富集在新液底流中，从而降低了新液上清中镁离子含量。本发明能够通过改变新液冷却工艺实现保持湿法锌冶炼过程中镁离子的平衡，不改变现有湿法炼锌流程，不需要对新液进行加压处理，有效降低了处理湿法炼锌新液时所需的能耗。
为了使新液中的硫酸锌和硫酸镁更容易形成微结晶，需要提高新液中的锌离子浓度。在本发明的一个实施方式中，所述调节新液中锌离子浓度具体是调节新液中锌离子浓度为130-170g/L。具体地，可以通过向新液中添加硫酸锌来提高新液中锌离子的浓度，在此过程中不会引入新的杂质，影响湿法炼锌的产品品质。
为了使新液中的硫酸锌和硫酸镁更容易形成微结晶，还需要降低新液的温度。在本发明的一个实施方式中，所述调节新液的温度具体是调节新液的温度为25-35℃。本发明中所设定的新液的温度非常容易达到，不需要非常复杂的降温方法。
本发明通过调节新液中锌离子浓度与调节新液的温度相结合的方法，使新液中硫酸锌和硫酸镁更容易形成微结晶，能够在较短时间内实现微结晶，节省了工艺流程时间。
通常来说，经过净化后新液的温度比较高，需要进行对净化后的新液降温冷却。在本发明的一个实施方式中，所述调节新液的温度具体包括：将新液经过鼓风式空气冷却塔进行冷却。本发明中将新液经过鼓风式空气冷却塔进行冷却，能够快速地实现对新液进行冷却，而且冷却成本低。
在本发明的一个实施方式中，所述对新液进行微结晶和重结晶具体包括：
将新液在净化新液储槽中静置，进行微结晶；
将进行微结晶后的新液转移到电解新液储槽中静置，进行重结晶。
所述微结晶的过程是在净化新液储槽中进行的。具体地，在净化新液储槽中的新液，在25-35℃的温度和130-170g/L的锌浓度下，无论对于硫酸锌还是硫酸镁均尚未达到饱和状态，但硫酸根的浓度以硫酸镁的饱和度计已经达到饱和状态，因此在这个体系中会有微量的硫酸锌和硫酸镁结晶生成，以非常细的颗粒悬浮在新液中，实现对硫酸锌和硫酸镁的微结晶。
所述重结晶的过程是在电解新液储槽中进行的。具体地，在电解新液储槽中，所述微结晶过程中生成的硫酸锌和硫酸镁结晶会继续缓慢长大，随着结晶的长大在重力作用下缓慢沉降，在这个过程中存在一个可逆的反应
由于在这个体系中，硫酸锌的溶解度比硫酸镁的大(比如30℃时，分别以Zn、Mg计硫酸锌、硫酸镁的饱和溶解度分别为247.48g/L、77.8g/L，Zn为Mg的3.18倍)，因此该可逆反应中硫酸锌更倾向于留在溶液中，而硫酸镁更倾向于结晶析出，实现重结晶。最后在过滤新液底流得到的锌镁渣中镁实现了富集，比如新液含锌、镁分别为140g/L、20g/L(即Zn：Mg＝7:1)，而锌镁渣中Zn：Mg＜7:1。
可见，本发明中所述微结晶和所述重结晶均是通过静置的方式实现，此过程中不需要大量的能耗，即可实现脱除新液中的镁离子。而且，本发明将所述微结晶和所述重结晶分别在净化新液储槽和电解新液储槽中进行，能够有效对所述微结晶和所述重结晶进行管控以及后期维护。
在实验中发现，微结晶的时间过短则会导致微结晶效果不理想，影响后续的重结晶；微结晶时间过长，则会导致硫酸锌和硫酸镁结晶颗粒过大，沉降在净化新液储槽中。在本发明的一个实施方式中，所述进行微结晶的时间为3-5h。
在本发明的一个实施方式中，所述进行重结晶的时间为15-20h。本发明所述进行重结晶的时间是为了让可逆反应进行得更充分，从而得到的锌镁渣中镁的富集程度更高。
在本发明的一个实施方式中，所述的处理湿法炼锌新液的方法，其中，还包括：
取重结晶后的新液中的底流进行过滤；
将过滤后的滤液返回至所述重结晶。
通过对将过滤后的滤液的各个离子浓度的检测，完全符合加入到重结晶的过程中。具体地，将过滤后的滤液返回至，与微结晶后的新液混合，在电解新液储槽中进行所述重结晶。本发明将过滤后的滤液返回至所述重结晶，即实现了对滤液的再利用，减少了资源的浪费。
在本发明的一个实施方式中，所述的处理湿法炼锌新液的方法，其中，所述取重结晶后的新液中的底流进行过滤后还包括：
收集过滤后的滤渣；
将所述滤渣进行返火法或回收镁。
本发明中所述滤渣具体为锌镁渣。将所述滤渣通过返火法进行回收镁具体可以是将所述滤渣加入到返火法系统中；或通过对所述滤渣进行加热，并加入一定量的还原剂，实现回收金属镁。
具体地，请参阅图1，所述的处理湿法炼锌新液的方法，其包括步骤：
提供净化后新液；
提高净化后新液含锌浓度；
将净化后新液经过鼓风式空气冷却塔冷却；
将冷却后的新液进入净化新液储槽静置进行微结晶；
将微结晶后的新液转移到电解新液储槽静置进行重结晶；
将重结晶后新液上清送锌电解；将新液底流经过滤后的滤液返电解新液储槽，过滤后的滤渣为锌镁渣，所述滤渣用于返火法或进行回收镁。
本发明所述的处理湿法炼锌新液的方法具体是一种脱除硫酸锌溶液镁离子的方法，不改变现有湿法炼锌流程，通过改变新液冷却工艺实现保持湿法锌冶炼过程中镁离子的平衡，避免了加压脱除硫酸锌溶液镁离子的方法存在的能耗高、设备投入大、操作复杂等问题。
在研究过程中，还发现如果硫酸镁在高压釜中结晶析出，容易在高压釜中形成结垢，而高压釜运行过程中最忌是里面生成结晶形成结垢，导致高压釜不得不经常停产清理结垢，严重影响设备的利用率。基于此，本发明提供一种处理湿法炼锌新液的装置。
请参阅图2，一种处理湿法炼锌新液的装置，其中，包括：净化新液储槽1、与所述净化新液储槽1通过新液输送管道5连接的电解新液储槽2、与所述电解新液储槽2底部连接的新液底流管道6、与所述电解新液储槽2侧面连接的新液上清管道7；
所述新液输送管道5、所述新液底流管道6、所述新液上清管道7上均设置有阀门4。
具体地，所述处理湿法炼锌新液的装置中，包括：净化新液储槽1、与所述净化新液储槽1的顶部连接的冷却后新液管道3，且所述净化新液储槽1与所述冷却后新液管道3的连接处设置有阀门4；与所述净化新液储槽1的底部连接的新液输送管道5，所述净化新液储槽1与所述新液输送管道5的连接处设置有阀门4；所述电解新液储槽2的顶部与所述新液输送管道5连接，且所述电解新液储槽2与所述新液输送管道5的连接处设置有阀门4；与所述电解新液储槽2底部连接的新液底流管道6，所述电解新液储槽2与所述新液底流管道6的连接处设置有阀门4；与所述电解新液储槽2侧面连接的新液上清管道7，所述电解新液储槽2与新液上清管道7的连接处设置有阀门4。
在本发明的一个实现方式中，所述净化新液储槽1和所述电解新液储槽2的上部均为瘦圆柱体(即瘦圆柱体的高度＞瘦圆柱体的水平面直径)，所述净化新液储槽1和所述电解新液储槽2的底部均为圆锥体，所述净化新液储槽1和所述电解新液储槽2的进液方式均为上进下出。所述电解新液储槽2的上部的瘦圆柱体是为了延长硫酸锌、硫酸镁结晶的沉降时间，让可逆反应进行得更充分从而得到的锌镁渣镁的富集程度更高。所述电解新液储槽2的底部设计成圆锥体是为了新液底流更容易排出。
进一步地，所述处理湿法炼锌新液的装置中包括多个并列设置的净化新液储槽1，以及多个并列设置的电解新液储槽2，其中多个所述净化新液储槽1通过管道并联连接，多个所述电解新液储槽2通过管道并联连接。本发明所述处理湿法炼锌新液的装置能够实现对新液的连续处理。
本发明中新液在所述处理湿法炼锌新液的装置的流程是：冷却后的新液通过冷却后新液管道3进入净化新液储槽1中，通过静置完成微结晶，打开设置在所述新液输送管道5上的阀门4，将含有微结晶的新液输入到所述电解新液储槽2中，通过静置完成重结晶，打开设置在新液上清管道7阀门4，将上清送锌电解，打开设置在新液底流管道6上的阀门4，将新液底流送入过滤装置过滤。
下面通过具体实施例对本发明的技术方案进行说明。
实施例1
湿法炼锌采用锌焙矿(含质量百分数0.5％的MgO)，对净化后新液添加硫酸锌使净化后新液含锌控制为137g/L，经过鼓风式空气冷却塔冷却使冷却后新液温度控制为35℃，将冷却后新液输入净化新液储槽1中，净化新液储槽1尺寸为Φ4000×8000mm，控制微结晶时间4h，将微结晶后的新液通入电解新液储槽2中，电解新液储槽2的尺寸为Φ9000×10000mm，控制重结晶时间15h，将新液上清送锌电解。新液底流过滤后产出的锌镁渣含锌、镁分别为20.85％、11.09％(即Zn：Mg＝1.88:1)；系统平衡时新液含镁17g/L。
实施例2
湿法炼锌采用锌焙矿(含质量百分数0.5％的MgO)，对净化后新液添加硫酸锌使净化后新液含锌控制为142g/L，经过鼓风式空气冷却塔冷却使冷却后新液温度控制为30℃，将冷却后新液输入净化新液储槽1中，净化新液储槽1尺寸为Φ4000×8000mm，控制微结晶时间4h，将微结晶后的新液通入电解新液储槽2中，电解新液储槽2的尺寸为Φ9000×10000mm，控制重结晶时间15h，将新液上清送锌电解。新液底流过滤后产出的锌镁渣含锌、镁分别为26.63％、16.82％(即Zn：Mg＝1.58:1)，系统平衡时新液含镁16g/L。
实施例3
湿法炼锌采用锌焙矿(含质量百分数0.5％的MgO)，对净化后新液添加硫酸锌使净化后新液含锌控制为150g/L，经过鼓风式空气冷却塔冷却使冷却后新液温度控制为28℃，将冷却后新液输入净化新液储槽1中，净化新液储槽1尺寸为Φ4000×8000mm，控制微结晶时间4h，将微结晶后的新液通入电解新液储槽2中，电解新液储槽2的尺寸为Φ9000×10000mm，控制重结晶时间15h，将新液上清送锌电解。新液底流过滤后产出的锌镁渣含锌、镁分别为25.20％、26.80％(即Zn：Mg＝0.94:1)，系统平衡时新液含镁15g/L。
可见，上述的实施例能够有效脱除硫酸锌电解新液中的镁离子，能够避免了通过加压处理电解新液存在的能耗高、设备投入大、操作复杂等问题。
应当理解的是，本发明的应用不限于上述的举例，对本领域普通技术人员来说，可以根据上述说明加以改进或变换，所有这些改进和变换都应属于本发明所附权利要求的保护范围。
Claims (10)
1.一种处理湿法炼锌新液的方法，其特征在于，包括：
调节新液中锌离子浓度和调节新液的温度；
静置所述新液，使新液进行微结晶，得到含有微结晶的新液；
静置所述含有微结晶的新液，使新液进行重结晶，得到底流和上清；
取所述上清送锌电解。
2.根据权利要求1所述的处理湿法炼锌新液的方法，其特征在于，调节新液中锌离子浓度为130-170g/L。
3.根据权利要求1所述的处理湿法炼锌新液的方法，其特征在于，调节新液的温度为25-35℃。
4.根据权利要求1所述的处理湿法炼锌新液的方法，其特征在于，所述调节新液的温度具体包括：将新液经过鼓风式空气冷却塔进行冷却。
5.根据权利要求1所述的处理湿法炼锌新液的方法，其特征在于，所述微结晶的时间为3-5h。
6.根据权利要求1所述的处理湿法炼锌新液的方法，其特征在于，所述重结晶的时间为15-20h。
7.根据权利要求1所述的处理湿法炼锌新液的方法，其特征在于，还包括：取所述底流进行过滤；
将过滤后得到的滤液返回进行重结晶。
8.根据权利要求7所述的处理湿法炼锌新液的方法，其特征在于，所述取所述底流进行过滤后，还包括：
收集过滤后的滤渣；
将所述滤渣进行回收镁。
9.一种处理湿法炼锌新液的装置，其特征在于，包括：净化新液储槽、与所述净化新液储槽通过新液输送管道连接的电解新液储槽、与所述电解新液储槽底部连接的新液底流管道、与所述电解新液储槽侧面连接的新液上清管道；
所述新液输送管道、所述新液底流管道、所述新液上清管道上均设置有阀门。
10.根据权利要求9所述的处理湿法炼锌新液的装置，其特征在于，所述电解新液储槽包括：电解新液储槽的上部、与所述电解新液储槽的上部连接的电解新液储槽的底部；其中，所述电解新液储槽的上部为圆柱体，所述电解新液储槽的底部为圆锥体。
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Cited By (2)
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|---|---|---|---|---|
| CN113122735A (zh) * | 2021-04-02 | 2021-07-16 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种碱法锌粉联合冶炼方法 |
| CN113215414A (zh) * | 2021-05-17 | 2021-08-06 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种湿法炼锌工艺中除镁的方法 |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2001064736A (ja) * | 1999-08-25 | 2001-03-13 | Nippon Mining & Metals Co Ltd | 亜鉛回収方法 |
| WO2014047728A1 (en) * | 2012-09-26 | 2014-04-03 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for preparing alumina and magnesium chloride by hc1 leaching of various materials |
| CN106435214A (zh) * | 2016-11-14 | 2017-02-22 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种锌冶炼系统中去除镁的方法 |
| CN108796242A (zh) * | 2018-06-20 | 2018-11-13 | 云南驰宏资源综合利用有限公司 | 一种锌灰资源化利用的方法 |
| CN108893622A (zh) * | 2018-07-16 | 2018-11-27 | 四环锌锗科技股份有限公司 | 一种锌液鼓风冷却工艺 |
| CN209065978U (zh) * | 2018-08-30 | 2019-07-05 | 西北矿冶研究院 | 一种用于湿法炼锌过程中除钙镁离子的装置 |
-
2020
- 2020-03-18 CN CN202010191906.1A patent/CN111485119A/zh active Pending
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2001064736A (ja) * | 1999-08-25 | 2001-03-13 | Nippon Mining & Metals Co Ltd | 亜鉛回収方法 |
| WO2014047728A1 (en) * | 2012-09-26 | 2014-04-03 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for preparing alumina and magnesium chloride by hc1 leaching of various materials |
| CN106435214A (zh) * | 2016-11-14 | 2017-02-22 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种锌冶炼系统中去除镁的方法 |
| CN108796242A (zh) * | 2018-06-20 | 2018-11-13 | 云南驰宏资源综合利用有限公司 | 一种锌灰资源化利用的方法 |
| CN108893622A (zh) * | 2018-07-16 | 2018-11-27 | 四环锌锗科技股份有限公司 | 一种锌液鼓风冷却工艺 |
| CN209065978U (zh) * | 2018-08-30 | 2019-07-05 | 西北矿冶研究院 | 一种用于湿法炼锌过程中除钙镁离子的装置 |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113122735A (zh) * | 2021-04-02 | 2021-07-16 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种碱法锌粉联合冶炼方法 |
| CN113122735B (zh) * | 2021-04-02 | 2022-11-15 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种碱法锌粉联合冶炼方法 |
| CN113215414A (zh) * | 2021-05-17 | 2021-08-06 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种湿法炼锌工艺中除镁的方法 |
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