锌焙烧矿热酸浸出工艺
湿法炼锌的浸出过程
湿法炼锌的浸出过程一、锌焙烧矿的浸出目的与浸出工艺流程（一）锌焙烧矿浸出的目的湿法炼锌浸出过程，是以稀硫酸溶液（主要是锌电解过程产生的废电解液）作溶剂，将含锌原料中的有价金属溶解进入溶液的过程。
其原料中除锌外，一般还含有铁、铜、镉、钴、镍、砷、锑及稀有金属等元素。
在浸出过程中，除锌进入溶液外，金属杂质也不同程度地溶解而随锌一起进入溶液。
这些杂质会对锌电积过程产生不良影响，因此在送电积以前必须把有害杂质尽可能除去。
在浸出过程中应尽量利用水解沉淀方法将部分杂质（如铁、砷、锑等）除去，以减轻溶液净化的负担。
浸出过程的目的是将原料中的锌尽可能完全溶解进入溶液中，并在浸出终了阶段采取措施，除去部分铁、硅、砷、锑、锗等有害杂质，同时得到沉降速度快、过滤性能好、易于液固分离的浸出矿浆。
浸出使用的锌原料主要有硫化锌精矿（如在氧压浸出时）或硫化锌精矿经过焙烧产出的焙烧矿、氧化锌粉与含锌烟尘以及氧化锌矿等。
其中焙烧矿是湿法炼锌浸出过程的主要原料，它是由ZnO和其他金属氧化物、脉石等组成的细颗粒物料。
焙烧矿的化学成分和物相组成对浸出过程所产生溶液的质量及金属回收率均有很大影响。
（二）焙烧矿浸出的工艺流程浸出过程在整个湿法炼锌的生产过程中起着重要的作用。
生产实践表明，湿法炼锌的各项技术经济指标，在很大程度上决定于浸出所选择的工艺流程和操作过程中所控制的技术条件。
因此，对浸出工艺流程的选择非常重要。
为了达到上述目的，大多数湿法炼锌厂都采用连续多段浸出流程，即第一段为中性浸出，第二段为酸性或热酸浸出。
通常将锌焙烧矿采用第一段中性浸出、第二段酸性浸出、酸浸渣用火法处理的工艺流程称为常规浸出流程，其典型工艺原则流程见图1。
图1湿法炼锌常规浸出流程是将锌焙烧矿与废电解液混合经湿法球磨之后，加入中性浸出槽中，控制浸出过程终点溶液的PH值为5．0～5．2。
在此阶段，焙烧矿中的ZnO只有一部分溶解，甚至有的工厂中性浸出阶段锌的浸出率只有20%左右。
第四章锌焙砂的浸出
第四章锌焙砂的浸出第一节概述硫化锌精矿经过沸腾焙烧后，得到的锌焙砂由ZnO和其它金属氧化物以及脉石组成，外表为暗红色的细物料，下一步就需从锌焙砂中把锌溶浸出来。
浸出时，不同厂家采用的炼锌工艺流程不尽相同，因而对锌焙砂成份要求也各不相同。
表4-1列出了国内一些厂家对焙砂成份的要求实例。
蒙自矿冶公司锌焙砂成份如表4-2。
表4-1 锌厂对焙砂成份要求实例，%表4-2 蒙自锌厂锌焙砂化学成份, %浸出是从固体物料中溶解一种或几种组分进入溶液的过程，锌焙砂的浸出目的就是使焙砂中的锌化合物尽可能多地溶解进入浸出液，并借助水解法除去铁、砷、锑、锗等部分杂质，得到满足下道工序要求的合格中性浸出液。
浸出工序是整个湿法炼锌生产过程液体、固体两种物料的大吞吐口。
所产出的溶液源源不断地从这里输出，而电解后的废液又连续流回这里，形成一个溶液循环回路。
固体转运也主要发生在该工序，即焙砂的输入和浸出后残渣的排出。
浸出工序的工艺流程选择以及技术条件控制在很大程度上决定了一个湿法炼锌厂的主要经济技术指标。
根据所使用原料中有价金属及杂质含量的不同，各湿法炼锌厂选择了不同类型的浸出工艺，较有代表性的有常规法浸出工艺，热酸浸出——黄钾铁钒工艺，热酸浸出——针铁矿工艺等。
第二节锌焙砂浸出过程的物理化学变化一、金属氧化物的溶解当含有H2SO4的稀溶液与焙砂一道在浸出槽内搅拌浸出时，焙砂中的各种金属氧化物将与H2SO4反应生成硫酸盐，一般反应方程式为：MeO+H2SO4=MeSO4+H2O锌、铁、铜、镉、镍、钴等的氧化物将发生这类反应，生成易溶于水的硫酸盐，如：ZnO+ H2SO4=ZnSO4+ H2OCuO+ H2SO4= CuSO4+H2O铅和钙也发生此类反应，但生成的硫酸盐难溶于水。
如PbSO4在室温下溶度积为2.3×10-8，溶解度为4.2×10-2g/L，CaSO4则为2.3×10-4和2.0g/L。
铅锌矿的优选浸出工艺与条件
优点：操作简单，成本低，适用于大规模生产。
缺点：分离效果受溶液的pH值和沉淀剂种类的影响，需要精确控制。
萃取法分离铅和锌
分离与提纯：通过反萃取、洗涤、干燥等步骤，将铅和锌从萃取剂中分离出来，得到纯净的铅和锌
萃取过程：将浸出液与萃取剂混合，使铅和锌进入萃取剂中
萃取剂选择：选择合适的萃取剂，如硫代硫酸钠、二乙基硫代硫酸钠等
氧化还原电位是影响铅锌矿浸出的重要因素之一
氧化还原电位可以影响铅锌矿的溶解度和浸出速率
氧化还原电位可以通过添加化学试剂或改变反应条件来调节，以达到最佳的浸出效果
温度对浸出的影响
温度升高，浸出速率加快
温度降低，浸出速率减慢
温度过高，可能导致金属离子氧化
温度过低，可能导致浸出剂溶解度降低
搅拌强度对浸出的影响
搅拌强度影响浸出反应速率
搅拌强度影响浸出液的浓度和温度分布
搅拌强度影响浸出液与矿石的接触时间
搅拌强度影响浸出液的流动状态
浸出液中铅和锌的分离与提纯
04
沉淀法分离铅和锌
原理：利用铅和锌的溶解度不同，通过调节溶液的pH值，使铅和锌分别沉淀出来。
操作步骤： a. 加入沉淀剂：向浸出液中加入适量的沉淀剂，如氢氧化钠、碳酸钠等。 b. 调节pH值：通过添加酸或碱，将溶液的pH值调节至适宜范围。 c. 沉淀：在适宜的pH值下，铅和锌分别以氢氧化物或碳酸盐的形式沉淀出来。 d. 过滤：将沉淀物过滤出来，得到铅和锌的混合物。
过程：首先将浸出液通过离子交换树脂柱，然后收集流出液中的铅和锌
优点：操作简单，成本低，环保
缺点：需要定期更换离子交换树脂，处理能力有限
浸出渣的处理与利用
05
浸出渣的组成与性质
主要成分：铅、锌、铁、铜等金属元素
锌焙砂浸出生产实践(最新最全最详细分析)不断更新
锌焙砂浸出生产实践(最新最全最详细分析）更新日期2014年06月09日锌焙砂浸出生产实践锌焙砂浸出的生产实践一、浸出过程对原料的要求焙烧矿的化学成分、物相组成等对浸出过程的质量及金属回收率均有很大关系。
焙烧矿的总锌量，可溶锌量，水溶锌量，可溶二氧化硅量，可溶铁量，不溶硫量，砷、锑、锗、铜、镉、钴、镍、铅、氟、氯、钙、镁含量等是衡量其质量好坏的标志。
焙烧矿含锌多少与浸出渣的数量有直接关系，含锌量越高则浸出渣量越少，金属回收率越高；可溶锌是表明原料中可浸出锌的数量，它直接影响锌的浸出率和回收率；对常规浸出法而言，可溶锌率是一个重要指标，尽管原料中含锌较高，但可溶锌较低，锌的浸出率仍很低。
水溶锌量对过程的影响则需根据精矿组成、操作制度及工艺流程具体情况而定，一般来说，水溶锌可起到补充浸出系统硫酸量的作用，水溶锌含量少，消耗的硫酸多；水溶锌过多，打破了系统的酸平衡，也不利于生产操作。
对热酸浸出工艺来说，水溶锌多危害更大，由于系统内酸量过多，外补硫酸较少，不利于高酸浸出作业。
原料中杂质，如铁、硅、砷、锑、锗、铜、镉、钴、镍、铅、氟、氯、钙、镁等的含量如前所述是越少越好。
浸出过程通常对原料有如下要求。
（1）焙烧矿总锌含量在其他条件相同的情况下，原料含锌越高浸出渣量越少，浸出率越高。
为了求得好的经济效益，一般要求焙烧矿含锌量应在50％以上。
（2）可溶锌率焙烧矿中可溶锌率越高，浸出速率越大，浸出率也越高，反之难溶的铁酸锌、锌酸盐、及未被氧化的硫化锌越高，则浸出速率越小，浸出率越低。
在常规浸出法中一般要求可溶锌率大于90％。
热酸浸出尽管铁酸锌是可以溶解的，但可溶锌率高，对加速浸出过程也是有利的。
（3）铁含量焙烧矿中的铁含量在常规浸出法中对浸出率和渣量均有重要的影响，通常焙烧矿中含铁量增加1％，不溶锌量增加0.6％。
在热酸浸出法中，除影响作业进程外，也影响到铁渣量的多少。
（4）二氧化硅含量焙烧矿中的硅酸盐（MeO·SiO2）能溶解于稀硫酸溶液中，在浸出过程中呈胶体状态，严重影响矿浆澄清和过滤。
热酸浸出湿法炼锌
目录1 J国外炼锌发展概述 (2)仁2国内炼锌发展概述 (2)仁3商洛地区概述 (2)2冶炼过程 (2)2J湿法冶炼(热酸浸出)流图 (3)2、2硫化锌焙砂热酸浸出 (3)2、3锌焙砂主要组分浸出时其成分反应 (3)2、4锌焙烧矿浸出得目得 (4)2、5焙烧矿浸出得工艺流程 (5)2、6黄铁饥法除铁..............................................⑸2、7硫酸锌溶液得净化. (6)2.7.1锌粉置换法 (6)2、7、2B 一蔡酚除姑工艺 (6)2、8硫酸锌电解沉积 (7)2、8、1主要设备及反应 (7)3参考文献.....................................................⑺湿法炼锌工艺1.锌概述锌主要以硫化物形态存在于自然界，氧化物形态为其次。
在硫化矿中，锌得主要矿物就是闪锌矿与高铁闪锌矿，它们经选矿后得到硫化锌精矿；而氧化矿主要以菱锌矿与异极锌矿为主，其它还有少量得红锌矿等。
通过这些炼锌矿物生产出锌锭得工艺被分为两个大类：火法炼锌工艺与湿法炼锌工艺。
而目前世界上主要炼锌方法就是湿法炼锌，有80% 以上得原生锌锭就是通过湿法炼锌得工艺方法生产出来得。
传统得湿法炼锌主要由焙烧、烟气制酸、浸出、净液、电积、熔铸等工序组成。
针对浸出渣火法处理能耗高、过程复杂、劳动条件差、耐火材料消耗高等弊病冶金工作者相继研究成功了热酸浸出黄钾铁饥法、热酸浸出针铁矿法、热酸浸出赤铁矿法处理新工艺，解决了湿法炼锌长期以来得关键问题既強化了浸出过程，又简化了渣处理过程，使锌回收率大幅度提高，促进了湿法炼锌得高速发展。
1、2国外炼锌发展概述国外对炼锌技术得研究很活跃，研究得范围也广泛，主要就是探索新得冶炼工艺与改造现有生产流程。
湿法炼锌得研究发展主要有下列方面：(I废气产出，故不需制酸。
整个生产工艺基建投资低,估计只有常规法得三分之。
(2)1978年有人提出用亚硫酸浸出锌精矿，用二一2乙基一己基瞇磷酸进行溶剂萃取得方法也就是可行得，最后采用电积制取高纯度电锌，(3)对锌得氧化矿物选择醋酸浸出时，可得8%得锌回收率，而且溶液中杂质较低。
Zn冶金
锌的冶炼方法：火法炼锌和湿法炼锌一、火法炼锌：1、本质：将氧化锌在高温下用碳做还原剂，将锌还原出来。
然后利用锌沸点低的特点，使锌以蒸汽的形式挥发，然后通过特殊的冷凝设备将锌在蒸汽冷凝为液体锌。
2、工艺流程图：3、分类：火法炼锌有平罐蒸馏法、竖罐蒸馏法、电热蒸馏法和锌鼓风炉法等四种二、湿法炼锌1、本质：用稀硫酸（即废电解液）浸出焙烧矿中的锌，从而与不溶的脉石成分分离，硫酸锌经净化点击过程，把锌提取出来。
2、主要工艺流程：焙烧、浸出、浸出液净化、点解、（铸锭）其中浸出是这个湿法流程中的最重要环节，湿法炼锌厂的主要经济指标在很大程度上取决于所选择的浸出工艺操作条件。
3、锌焙砂浸出的分类：中性浸出、酸性浸出和高温高酸浸出4、湿法炼锌得到迅速发展的原因：ZnO+CO=Zn+CO2 处于高温条件下，因此比较耗能2ZnS+3O2=ZnO+SO2 所需条件为P O2<10-23atm, P SO2<10-16atm,在现有的设备而条件下很难达到基于以上原因，生产设备或者生产条件难以满足，因此要把硫化矿焙烧生成硫酸锌5、锌精矿焙烧的目的（1）、将精矿中的硫化锌尽量氧化生成氧化锌，出去部分或全部的硫（2）、使精矿中的硫氧化成二氧化硫，产出有足够浓度的二氧化硫烟气，以便制取硫酸（3）、使焙砂具有一定的强度、湿润性、透气性、粒度等物理性能（4）、使精矿中的铅、隔、砷和锑等杂质氧化变成易挥发的化合物或直接挥发而从精矿中分离三、焙烧过程的热力学1、硫化物焙烧的一般规律（1）、反应及产物形态A、硫酸化焙烧MeS+2O2=MeSO4B、氧化焙烧MeS+1.5O2=MeO+SO2C、焙烧生成金属（汞）MeS+O2=Me+SO2D、部分硫酸化MeSO4= MeO+2SO3 SO3=SO2+1/2O22、影响因素A、焙烧产物在很大程度上取决于温度低温生成硫酸盐，是硫酸化焙烧中温生成硫酸盐和氧化物，是部分硫酸化焙烧高温生成氧化物，是氧化焙烧实际焙烧温度为1070~1100℃。
降低锌湿法冶炼过程浸出渣含锌的处理工艺
降低锌湿法冶炼过程浸出渣含锌的处理工艺摘要：在锌冶炼处理过程中，常用浸出工艺包括了常规浸出、高温高酸浸出、直接浸出，第一种处理工艺相较剩余两种，拥有投资成本少，处理工艺周期短的工艺优势，但是在使用过程中存在浸出渣中过高的含锌量，锌的回收率不高这一问题。
根据以往锌冶炼的浸出工艺经验，达到19%~22%的浸出渣含锌量，较热酸浸出渣5%~8%的含锌量明显要高。
所以对于锌冶炼企业来讲，想要提升锌冶炼过程中的锌回收率，减少浸出渣的渣量，控制锌冶炼成本投入，就要降低锌的浸出渣含锌。
本文对降低锌湿法冶炼过程中浸出渣含锌量的处理工艺进行试验探讨并加以总结。
关键词：锌湿法；冶炼；处理工艺引言生产锌时会产生各种类型的渣，而且绝大多数都属于危险的固体废弃物。
虽然大部分都可以返回到主流程当中，将含有的有价金属提取出来，但是仍然会存在一些冶炼渣，没有办法有效利用，存在环境污染风险，这成为了行业发展当中急需解决的技术和共性问题。
1锌冶炼工艺现状1.1浸出过程流量大在浸出处理工艺中达到600m3/h的流量，为了能够确保冲矿流量充足，预防沸腾炉焙砂发生“沉底”，中性浸出循环流量基本达到了400m3/h，另外加入200m3/h废酸，基本达到了450m3/h的酸性进出流量，分别包括100m3/h、100m3/h、250m3/h的分级底流、废酸与中性底流。
在浸出过程中过大流量不仅压缩了浸出时间，过低的温度和初始酸度，还随之降低了铜、锌内有价金属的浸出率，过大流量加大了浓缩澄清压力，极易导致浓缩槽的上清液过于浑浊，增高含固量，导致对后续的净化生产造成严重影响。
酸上清浑浊还会导致系统内部的浸出渣恶性循环，对生产渣平衡性有所突破，严重情况下甚至会无法维持浸出过程。
1.2浸出过程温度低该厂就降低锌湿法冶炼过程浸出渣含锌的合理与科学性做了大量的试验论证工作，运用了热焙砂冲矿、蒸汽加热这两种升温方法。
因为较大的浸出流量所致未能达到充足的升温时间，过低的浸出温度，在中性浸出时上清温度在65℃以内，酸性进出槽的温度在80℃以内。
锌焙烧矿浸出工艺操作规程
锌焙烧矿浸出工艺操作规程1 范围本工艺操作规程包括锌生产中焙烧矿浸出时工艺流程、基本原理、原材料及其质量要求、工艺操作条件、岗位操作法、产出物料及其质量要求、主要技术经济指标和主要设备。
2 焙烧矿浸出工艺流程，见图1。
3 基本原理浸出是从固构物料中溶解一种或几种组分进入溶液的过程。
锌冶炼的中性浸出是将原料中的锌化合物大部分溶解并借水解法除去铁、砷、锑、锗等部分杂质。
而酸性浸出是在允许的条件下，最大限度把中性浸出渣中的锌化合物继续溶解，使锌进入溶液，其化学反应如式（1）~（3）：ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O (1)2FeSO4+MnO2+2H2SO4=Fe2（SO4）3+MnSO4+2H2O (2)Fe2（SO4）3+6H2O=2Fe（OH）3↓+3H2SO4 (3)锌烧焙矿图1 锌焙烧矿浸出工艺流程图4 原材料及其质量要求4.1 锌焙烧矿化学成份（%）Zn55~60 Sb≤0.15 SiO2可≤2.50 Fe可3.0~5.0Pb≤1.50 As≤0.30 Ge≤0.005 Zn可≥91.00 F+Cl＜0.02粒度要求―200目时不小于80%，―80耳100%。
4.2 锌电解废液(g/L)Zn 40~50，H2SO4150~200。
4.3 锰矿浆锰矿浆液:固=40~50:1锰矿浆颜色为黑色，浆化后粒度不大于5mm。
4.4 3#聚凝剂聚丙烯酰胺含量为8%。
4.5 焙烧矿酸浸滤液（g/L）Zn 100~130，含固量≤5，湿度，抽干开裂。
4.6 氧化锌中性浓缩上清液（g/L）含固量≤5，PH值5.0~5.2，Zn 100~130As≤0.008，Sb≤0.008，Ge ≤0.008。
4.7 贫镉液（g/L）Zn100~120，Cd 0.05~0.15清亮，不带黑色。
5 工艺操作条件5.1 氧化槽将亚铁氧化成三价铁。
5.1.1 氧化液的组成：矿粉酸性浸出一次二次过滤液，氧化锌中性浓缩上清液、贫镉液、锌电解废液、锰矿浆。
锌焙砂的浸出
3.2.5 中性浸出及中和水解除杂
1、三价铁水解及净化作用 在中性浸出过程中，控制终点pH=5.2~5.4，可同时使Fe3+、Sn2+、 Al3+等杂质以氢氧化物的形态沉淀下来： Mn+ + nOH- = M(OH)n K=aMn+· anOH-
当pH=5.2~5.4时， 溶液中的Zn2+、Cu2+、Fe2+、Ni2+、Cd2+、Co2+ 等不能沉淀出来。
1 pH pH 1ga Me n n
0
根据上式，可计算出杂质的去除程度，也可作出金属氢氧 化物在水溶液中的稳定性与pH值的关系图。
锌冶金学
பைடு நூலகம்
Zinc Metallurgy
《有色重金属冶金学》精品课程
3.2.5 中性浸出 及中和水解除杂
锌冶金学
Zinc Metallurgy
《有色重金属冶金学》精品课程
锌冶金学
Zinc Metallurgy
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3.2.1 浸出反应的热力学
(2)氧化锌及其它金属氧化物溶解
用离子反应式表示：
MeOn + nH+ = Men+ + 0.5nH2O K= Men+ /anH+
当反应达到平衡时，有：
lgaMen+ = lgK + npH 根据上式，可作出离子活度-pH图。
废电解液锌焙烧矿搅拌槽分级磨矿中性浸出中性浓缩中性上清液送净化后电积中性浓泥终点ph552酸性浸出酸性浓缩酸性上清液酸性浓泥过滤洗涤终酸15gl滤液浸出渣含zn20干燥烟化处理zno粉烟化渣zno粉浸出浸出液含铅渣送铅厂堆存zincmetallurgy?3263锌焙烧矿分级细磨中性浸出中性浓缩中性上清液送净化后电积中浸渣热酸浸出浓缩分离pbag渣送去回收pbag热酸浸出液沉铁液固分离锌溶液铁渣待处理废电解液zincmetallurgy?3263在中性浸出过程中应控制好以下条件
锌焙烧矿的浸出
3 锌焙烧矿的浸出-概述3 锌焙烧矿的浸出3.1概述硫化锌精矿经过沸腾焙烧后，所得焙烧矿基本是ZnO和其他金属氧化物、脉石等组成的细颗粒物料。
温法炼锌的下一步冶金过程，就是用稀硫酸（电解废液）作溶剂，将锌的化合物从焙烧矿中溶解出来，达到与不溶解的固体残渣分离的目的，这个过程叫做锌焙烧矿的浸出。
浸出的目的是使焙烧矿中的锌化合物尽可能迅速而完全地溶解于溶液中，而有害杂质如铁、砷、锑、锗等尽可能少地进入溶液。
浸出后期控制适当的终点pH值，使已溶解的大部分铁、砷、锑，锗等水解除去，以利于矿浆的澄清和硫酸锌溶液的净化。
实际上在一般浸出条件下，要把锌焙烧矿中锌的化合物全部溶解出来是不可能的，浸出后的漫出渣一般还含有18～22％的锌。
这种浸出渣除舍锌外，还有其它多种有价金属必须进一步处理，以回收其中的锌和其它有价金属。
经过浸出后所得到的是由硫酸锌水溶液和浸出渣相混合而构成的矿浆，需要进行渡固分离。
分离的方法有澄清浓缩和过滤两种。
从浸出过程的实质和要达到的目的来看，浸出过程在整个温法炼锌的生产过程中起着决定性的作用。
生产实践表明，湿法炼锌的各种技术经济指标，在很大程度上决定于浸出过程所选择的工艺流程和操作过程中所控制的技术条件。
因此，对浸出流程的选择非常重要。
近代温法炼锌工厂，根据各厂的具体情况，采用许多不同的工艺流程。
根据浸出过程连续与否，分连续浸出与间断浸出。
连续浸出是浸出过程连续在几个浸出槽内进行；间断浸出是指锌焙烧矿在浸出槽中分批间断进行浸出。
与间断浸出相比，连续浸出具有很多优点：设备利用率高；能利用锌焙烧矿的物理热，浸出过程的酸度较高，劳动条件较好，易于实现机械化和自动化操作。
但连续浸出一般只适宜处理质量高、化学成分稳定的锌精矿。
而间断浸出的优点是。
对锌焙烧矿的适应性较好；技术条件易控制，能确保硫酸锌水溶液的质量。
无论是连续浸出，还是间断浸出，根据浸出终点的pH值不同，分为中性浸出与酸性浸出。
当浸出终点的pH值在5.2～5.4之间者叫中性浸出；当浸出终点溶液含硫酸庄1～5g/L以上者叫酸性浸出。
湿法炼锌中浸出过程的基础理论
湿法炼锌中浸出过程的基础理论浸取浸取是湿法炼锌中的主要过程。
在此过程中一方面要将原料中的锌及锡等有价金属尽可能地完全溶解，使其进入溶液，以求得高的金属回收率。
另一方面要在浸出终了阶段，使一些有害杂质（例如Fe,As,Sb,Si等）从锌浸液中分离留在浸出渣中。
同时还力求获得沉降速度快，过滤性能好、易于液固分离的浸出矿浆。
湿法炼锌中，使用浸出的原料主要包括：硫化锌精矿经过焙烧所得到的焙烧料（焙砂及烟尘）、氧化锌精矿，硫化锌精矿以及冶炼厂在生产过程中，产出的粗氧化锌粉及氧化锌烟尘等。
在浸出中，虽然有用盐酸溶液浸出的报道，但主要是用硫酸溶液浸出。
由于浸出原料的性质差异浸出方法也有不同。
根据原料的组成及性质不同，因而有：（1)焙烧料常规浸出工艺；(2)焙烧料热酸浸出工艺；(3)硫化锌精矿氧压浸出工艺；(4)氧化矿酸浸工艺；(5)粗氧化锌及铅锌烟尘的酸浸工艺。
但在上述几种浸出工艺中，焙烧料的酸浸工艺目前居主要地位。
浸出过程的基础理论焙烧料的浸出热力学A 电位E-pH图和金属离子在水溶液中的稳定性各种金属离子在水溶液中的稳定性与溶液中金属离子的电位,pH值、离子活度、温度和压力等有关，湿法冶金广泛使用电位E-pH图来分析浸出过程的热力学条件，电位E-pH 图是将水溶液中基本反应的电位与pH值的变化关系表示在图上。
从图上不仅可以看出各种反应的平衡条件和各组分的稳定范围，还可判断条件变化时平衡移动的方向和限度。
下面简要说明在常温（25℃）下，浸出时固液相间多相反应的吉布斯自由能变化和平衡式，及电位E-pH图的绘制与应用。
浸出过程的有关化学反应可用下列通式表示。
aA＋nH+＋ze ==== bB＋cH20根据反应的特点，可将反应分为(a) (b)、（c）三类，第(a)类反应中仅有电子迁移,H+或OH-没有变化，即电位E与pH值无关的氧化还原反应，其反应的吉布斯自由能变化为这时吉布斯自由能的变化转变为对外所作最大有用功，因氢标为零，式中可用φ电动势E，即—△Gө= zFEө前一种反应（a)可以看成是后一种反应(b)的特例，即m=n,表明M（m-n）+不是离子而是金属状态，因而方程式最后一项为零。
高温高酸浸出工艺的应用
高温高酸浸出工艺的应用
利用高温高酸浸出工艺技术，提高常规湿法炼锌系统中锌的浸出率， 减少浸出渣量，降低辅料亚铁的加入和锰粉的消耗，减低生产成本。
文 白四清 赵 华 秦法聪
某公司两套锌系统设计为年产 20 万吨 电锌，经过几年的不断改进，现生产能力已 超过 20 万吨。锌焙砂的浸出是湿法炼锌的 关键部分，在通常的废液浸出条件下，焙砂 中锌的总浸出率仅为 82%，浸出渣中锌含量 达 21%，这其中铁酸锌中的锌量占其渣含锌 总量的 60% 以上，为了提高锌、铁的浸出率， 增加矿浆中铁离子的含量，减少辅料亚铁 的消耗，因此采用高温高酸浸出进行提铁 降锌的工艺技术改造。
浸出工艺
将一部分酸浸底流加入到搅拌槽内， 然后加入废电解液、锰粉，通入蒸汽，在高 温高酸条件下使酸性底流中未溶解的铁酸 锌分解，在矿浆中生成三价铁离子，并将此 矿浆通过输送泵连续打入焙砂浸出系统的 氧化槽内，与中浸矿浆共同自流到中浸浓 密机内，用于沉淀吸附 As、Sb、Ge 等杂质。 废电解液、酸浸底流在高温高酸条件及锰 粉作用下，反应速率大大加快，酸浸底流中 的铁和锌也得到最大限度的浸出，与此同 时 , 浸出的生产技术经济指标也得到很大 的提高，其工艺流程如下图 1（虚线内为改 造部分）所示。
（作者单位 ：河南豫光锌业有限公司）
61 2010 年第 3 期 中国有色金属
技改效果
经此次技术改造后，酸浸底流在锰粉、 废电解液及高温高酸条件下，酸浸底流中 的锌、铁也得到最大限度的溶解浸出，锰粉 的使用效率也得到提高，耗量降低。生产的 中上清质量稳定，与此同时 , 浸出的经济指 标也得到较大的提高。
1. 锌浸出率提高、浸出渣含锌降低， 抽样分析结果见表 2。
由表 2 可知，浸出渣含锌平均降低了 2.1%，焙砂中锌浸出率平均提高了 1.6%。
湿法炼锌工艺总汇
七、炉顶电极孔砖变形及结瘤的主要原因 1、炉顶电极孔砖变形的主要原因是炉内烟气压力超过设
计指标50～400Pa，瞬间1000Pa以上，炉顶砖受炉内气 体压力的作用下，整体或局部向上位移，使炉顶拱高提 高100～150mm，造成炉顶砖结构强度下降。上部灰口加 大，疏松导致电极孔砖变形，石墨电极操作时不畅通。 2、炉顶电极孔砖结瘤的主要原因：电极与孔砖有缝隙， 炉内烟气显正压，锌蒸气从缝隙中逸出与空气中的氧燃 烧生成ZnO，ZnO粘附在石墨孔内形成结瘤，使石墨孔砖 直径逐步变小，造成电极操作不畅通。
湿法锌冶炼总汇
汇总人：闫瑞军2019年12月 巴彦淖尔紫金有色金属有限公司
目录
湿法锌冶炼工艺总汇
。
1、锌粉车间工艺。2、焙烧质酸工艺。3、浸出工艺。4、净化工 艺。5、综合回收工艺。6、电解工艺、7、熔铸工艺
2
锌粉矿热电炉理论基础与特殊操作
一、矿热电炉理论基础 1、矿热电炉生产锌粉工艺原理：
矿热电炉生产锌粉是将焙砂、焦炭、熔剂按冶炼要求 的配料比均匀混合，经回转干燥窑烘烤，电炉还原熔炼， 使物料中的锌还原、挥发、脉石造渣熔化。还原的锌蒸气 随高温烟气进入冷凝器，急速冷却变为细粒锌粉被收集。
第一、第二惯性冷却器中继续沉降，沉降后的尾气再经
布袋收尘器捕集残余锌粉，然后排空。
3、锌粉矿热电炉挥发、熔炼时主要反应如下 ：
ZnO + C = Zn(气) + CO ZnO + CO = Zn(气) + CO2 CO2 + C = 2CO CdO + C = Cd(气) + CO 3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2
锌焙砂的选择性还原焙烧硫酸浸出工艺研究
锌焙砂的选择性还原焙烧硫酸浸出工艺研究侯栋科;彭兵;柴立元;彭宁;闫缓;胡明【摘要】Zinc recovery from zinc calcine containing high content of iron by selective reduction roasting and acid leaching was investigated. Zinc ferrite in zinc calcine was selectively transformed to zinc oxide and magnetite under CO and CO2 atmosphere. The reduced zinc calcine was then leached with sulfuric acid for dissolving the soluble zinc in the leaching solution and leaving the iron in the residue as magnetite. The effects of reaction parameters of reduction roasting and sulfuric acid leaching on the recovery of zinc were studied and the reduced sample was analyzed by chemical analysis, XRD and SEM-EDS. Using the content of soluble zinc and ferrous iron as the evaluation index of the reduction roasting, the optimum conditions were obtained as follows: roasting temperature (750 ℃), roasting time (60 min), CO concentration (8 %) and CO/(CO+CO2) ratio (20 %). Under the optimum conditions, the content of soluble zinc in zinc calcine increased from 79.64 % to 91.75 %. With the leaching efficiency of zinc and iron as the evaluation index of the acid leaching, the best leaching conditions were obtained as follows:leaching temperature (normal temperature), leaching time (30 min), sulfuric acid concentration (90 g/L) and liquid to solid ratio (10∶1). The leaching efficiency of zinc and iron under this condition is 91.8%and 7.17%, respectively.%研究了选择性还原焙烧-硫酸浸出两段工艺处理高铁锌焙砂的方法.首先在CO还原气氛下将锌焙砂中的铁酸锌选择性转化为氧化锌和磁铁矿，然后采用硫酸浸出使可溶锌溶出而铁存留于渣中，实现铁锌有效分离.主要考察了还原焙烧以及硫酸浸出的工艺条件对铁锌分离效果的影响，并采用化学分析法及XRD、SEM-EDS的检测手段对焙烧样品进行分析.以可溶性锌和亚铁的含量作为焙烧评价指标，得出最佳焙烧条件为：焙烧温度750℃，焙烧时间60 min，CO浓度8%，CO/（CO+CO2）气氛比例20%，此条件下可溶锌率由原焙砂中的79.64%提高到91.75%；以铁锌浸出率为考察指标，得出最佳浸出条件为∶常温浸出，浸出时间30 min，浸出酸度90 g/L，液固比10∶1，此条件下锌铁浸出率分别为91.8%和7.17%.【期刊名称】《有色金属科学与工程》【年(卷),期】2014(000)001【总页数】8页(P1-8)【关键词】锌焙砂;铁酸锌;还原焙烧;浸出分离【作者】侯栋科;彭兵;柴立元;彭宁;闫缓;胡明【作者单位】中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙 410083;中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙 410083; 国家重金属污染防治工程技术研究中心，长沙 410083;中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙 410083;国家重金属污染防治工程技术研究中心，长沙 410083;中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙 410083;中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙410083;中南大学冶金与环境学院环境工程研究所，长沙 410083【正文语种】中文【中图分类】TF813;TF046.20 引言锌精矿主要以闪锌矿（ZnS）或铁闪锌矿（n ZnS，m FeS）形成存在，铁闪锌矿在我国分布广泛，其中仅云南省的高铁锌资源含锌储量就高达700万t[1].目前，80%以上的金属锌生产采用“焙烧-浸出-净化-电积”湿法工艺流程.在氧化焙烧过程中，生成的氧化锌和伴生的铁反应生成结构稳定、普通条件下难以溶解的铁酸锌.铁酸锌的生成不仅降低了锌的回收率，造成有价金属的流失，而且含铁酸锌浸出渣的堆置也存在较大的环境风险[2].随着高铁硫化锌精矿越来越多地投入生产，铁酸锌的处理成为锌冶炼过程当中亟需解决的关键问题.工业上处理锌冶炼过程中产生铁酸锌的主要方法[3]包括高温高酸浸出和回转窑烟化法，前者是在高温高酸的条件下将铁酸锌溶解，锌铁同时进入溶液，因而需要进行繁琐的沉铁净化以满足电积要求；后者则是在高温强还原条件下，破坏铁酸锌的结构，利用锌熔点较低的特点使锌从中挥发出来，但该工艺操作条件差、能耗高、污染重.为了克服这些工艺的弊端，LangováŠ等[4]改变浸出体系，采用盐酸选择性浸出锌，该方法具有锌浸出率高、选择性分离好的优点，但需要高温高酸高压的苛刻反应条件；张承龙等[5]采用碱性溶液浸出含锌废渣，虽然可以提取大部分锌，但仍难以从铁酸锌中回收锌；Vahidi E等[6]使用萃取法回收锌浸出渣硫酸浸出液中的锌，锌的回收率很高，但萃取剂的再生问题尚需解决；氨浸条件下浸出率不高，同时存在着氨气污染和设备腐蚀的缺陷[7].可见单纯改变浸出体系不足以有效解决问题，为此Zhang Y等[8-9]提出了硫化焙烧-水浸等的火法-湿法组合工艺，这些工艺将废渣中的铁酸锌转化为可溶的中间产物，再进行湿法浸出，浸出液中铁锌分离困难的问题仍未解决；Li M[10-11]等开发了选冶联合的新工艺，采用磁法焙烧-磁选联合工艺处理含铁酸锌废渣，实现同步回收锌和铁，该工艺铁回收率高，但存在铁品位较低难以资源化的问题.本研究在弱还原性气氛下，通过对焙烧条件的调控，使锌焙砂中铁酸锌选择性地转化为氧化锌和磁铁矿.由于磁铁矿和铁酸锌具有相同的结构，能够在中性或弱酸性条件下不被浸出，因此可以通过还原焙烧提升锌焙砂中可溶解性锌的含量，同时在硫酸浸出过程中实现铁锌分离.1 实验材料及方法1.1 实验原料本研究所使用的锌焙砂取自内蒙古某铅锌冶炼厂，焙砂的元素含量经XRF检测，分析结果如表1所示，其中含有57.37%的锌和12.1%的铁，铁含量较高，为高铁锌焙砂.锌焙砂的物相成分经XRD分析（图1）可得，主要物相成分为氧化锌、铁酸锌、硅酸锌、硫化锌.锌焙砂中的可溶解性锌主要以氧化锌、硫酸锌、硅酸锌的形式存在，难溶解性锌则以铁酸锌和硫化锌的形式存在.化学物相分析结果如表2所示，铁酸锌中锌占总锌的12.84%，成为制约锌浸出的关键.表1 锌焙砂的元素含量/wt%元素名称 Zn Fe O S Si Cu Ca As Pb Mn Ag含量57.37 12.1 22.9 2.44 0.89 0.91 0.56 0.04 1.27 0.53 0.014表2 锌焙砂的物相含量/wt%锌的物相锌焙砂中含量分布率ZnSO4 1.11 2.01 ZnO 46.00 83.30 Zn2SiO4 0.26 0.47 ZnS 0.76 1.38 ZnFe2O4 7.09 12.841.2 试验方法1.2.1 还原焙烧图1 锌焙砂的XRD谱还原焙烧实验在管式升降气氛炉中进行，依据反应的热力学计算结果划定实验条件范围，分别考察焙烧温度、CO 浓度、CO/（CO+CO2）和焙烧时间对焙烧效果的影响.每次称取50 g锌焙砂置于坩埚中，在惰性氮气流中升温至预定温度，然后按照CO浓度和CO/（CO+CO2）的气氛比例通入CO和CO2气体，调整N2流量使总流量为2 L/min.达到反应时间后，迅速将焙烧样品取出水淬冷却，过滤烘干后，分析检测以评价焙烧效果.1.2.2 硫酸浸出确定最佳焙烧条件后，批量制备还原焙砂进行酸性浸出条件实验.浸出实验在六联搅拌器中进行，搅拌速率控制为300 r/min，硫酸体积为100 mL.依据化学反应计算确定实验酸度条件范围，分别考察浸出温度、硫酸浓度、液固比（mL：g）（指液体体积与固体质量之比（下同））和浸出时间对浸出效果的影响.反应一段时间后，准确吸取浸出液分析其中的铁锌含量，计算浸出率以评价浸出效果.为了防止吸取溶液对液固比的影响，浸出时间的条件实验采用500 mL的硫酸.1.3 分析及检测铁锌的含量及物相的分析依据文献[12]中介绍的方法，分别采用EDTA滴定法测定锌，重铬酸钾滴定法测定铁.其中，可溶解性锌的含量等于焙砂中硫酸锌、氧化锌及硅酸锌的含量之和，即为用硅酸锌的物相分离方法溶解的锌含量.用20%的醋酸一步溶出焙砂中的可溶解性锌成分，避免了多步物相分离所造成的实验误差，在最优浸出条件尚未确定的情况下以此评价焙烧效果.实验过程中为了防止铁的浸出，需要避免铁酸锌过还原形成氧化亚铁，但是化学分析较难准确测定铁的物相及含量，因此用亚铁含量作为评价过还原程度的指标.使用X射线衍射分析仪（Rigaku，TTR-Ⅲ）鉴定锌焙砂原样、还原焙砂的物相成分，用扫描电镜及电子能谱（SEM-EDS，Nova NanoSEM230）观察还原焙砂的微观形貌和表面成分.2 结果与讨论2.1 还原焙烧工艺2.1.1 还原焙烧反应的热力学分析锌焙砂的还原焙烧过程是在CO+CO2+N2的混合气氛中进行，为了实现铁酸锌选择性转化为磁铁矿和氧化锌，同时避免磁铁矿和氧化锌的过还原，需要对焙烧温度和还原气氛进行调控.锌焙砂中的铁酸锌在还原焙烧过程中，主要发生如下反应：图2和图3是根据热力学计算软件Factsage[13]所提供的热力学参数绘制而成.由图2可见，铁酸锌的选择性还原焙烧即反应（1）所需的CO气氛比例很低，750℃下仅需 2.6%以上的 CO/（CO+CO2），并随着温度的升高所需CO气氛比例逐渐降低.但过高的反应温度也会降低过还原反应即反应（2）所需的CO气氛比例，因此必须同时调控温度和气氛比例，使得有利于铁酸锌的选择性还原和防止过还原.750℃下Fe-Zn-C-O系的热力学优势区域图如图3所示，铁酸锌选择性还原形成磁铁矿和氧化锌的区域较大.图3中方点表示固定CO/（CO+CO2）为20%、CO浓度变的实验条件，可见在20%CO/（CO+CO2）的气氛比例条件下，有限的CO浓度变化的反应条件均会落在选择性还原的优势区域（Fe3O4+ZnO）内.图2中圆点表示固定CO浓度为8%、CO/（CO+CO2）气氛比例变化的实验条件，可见在固定CO浓度的条件下，气氛比例CO/（CO+CO2）的变化会使反应条件落入过还原的优势区域（FeO+ZnO）中，因此在750℃的条件下应重点控制CO/（CO+CO2）比例低于 36.18%.图2 CO还原铁酸锌的平衡气相组成与温度的关系图3 750℃下的Fe-Zn-C-O系的热力学优势区域图2.1.2 温度对焙烧效果的影响在 CO 浓度为 8%，CO/（CO+CO2）为 20%，焙烧时间为1 h的条件下，考察焙烧温度对可溶锌率和亚铁含量的影响，分别进行了温度为650℃、700℃、750℃、800℃、850℃的条件实验，结果如图4所示.由图4可以看出，焙烧温度从650℃提升至750℃时，可溶锌率从87.05%提高至91.75%.之后随着温度的升高，可溶锌率变化不大；亚铁含量却一直随着温度的增高而增大，并且超过750℃后，有显著的提高，含量超过50%达到60.65%.这说明温度对焙烧效果有较大影响，过高的焙烧温度对可溶锌率的提升不大，反而会导致磁铁矿的过还原，导致亚铁的大量生成，不利于后续浸出工艺中锌铁的分离；同时过高的反应温度也会导致富锌体系的锌焙砂中氧化锌的过还原.因此，选取750℃为锌焙砂还原焙烧的最佳焙烧温度.2.1.3 CO浓度对焙烧效果的影响在 CO/（CO+CO2）为 20%，焙烧温度为750 ℃，焙烧时间为1 h条件下，考察CO浓度对可溶锌率和亚铁含量的影响，分别进行了CO浓度为2%、4%、6%、8%、10%的条件实验，结果如图5所示.图4 焙烧温度对可溶锌率和亚铁含量的影响图5 CO浓度对可溶锌率和亚铁含量的影响由图5可见随着CO浓度的增加，可溶锌率从88.65%提升为91.75%，当CO浓度超过8%时，继续提高CO浓度，可溶锌率略有下降，亚铁含量略有上升.在20%CO/（CO+CO2）的气氛比例条件下，亚铁含量达到50.15%，其增长受到控制.由此可见，在控制气氛比例的前提下，CO的浓度变化对可溶锌率和亚铁含量影响不大，但从工业应用和节能减排的角度考虑，选取8%的CO浓度作为最优条件.2.1.4 CO/（CO+CO 2）对焙烧效果的影响在CO浓度为8%，焙烧温度为750℃，焙烧时间为1 h的条件下，考察 CO/（CO+CO2）气氛比例对可溶锌率和亚铁含量的影响，分别进行了CO/（CO+CO2）为 15%、20%、30%、40%、50%、75%的条件实验，结果如图6所示.从图6可以看出，CO/（CO+CO2）从15%提高为20%时，可溶锌率从89.97%提升到91.75%，之后即保持不变，并略有降低.亚铁含量仍然随着CO/（CO+CO2）的升高而升高，并且最高达到70.85%.根图6 CO/（CO+CO2）对可溶锌率和亚铁含量的影响由图7可见，15 min后，可溶锌率由原焙砂中的79.64%提升为88.39%，同时亚铁含量大幅增加了31%.再经过30 min的还原，可溶锌率增大至91.78%，亚铁含量则增加了4.2%.之后可溶锌率和亚铁含量基本保持不变.这说明在选择性还原条件下可溶锌率和亚铁含量密切相关，这是因为铁酸锌的还原反应可以看作亚铁从铁酸锌中置换出锌[14]，以形成磁铁矿和氧化锌，这一过程中亚铁与可溶锌同步增长，并随着亚铁还原的终止，反应最终达到平衡.亚铁含量可达到47%，高于磁铁矿的理论亚铁含量，这不仅由于锌焙砂本身含有一定量的亚铁，同时部分亚铁离子可能固溶于氧化锌中.由此可见，反应需要至少45 min的焙烧时间，选择60 min作为最优焙烧时间.2.1.6 还原焙砂的物相组成及形貌特征最优焙烧条件下的还原焙烧样的物相分析如图8所示，可以看出焙烧过程实现了选择性还原，没有氧化亚铁的峰出现.由于磁铁矿和铁酸锌具有相同的晶体结构，并不能在XRD中分辨出单独的衍射峰.这使得大部分铁能够保存在稳定的尖晶石结构中，在浸出据热力学计算，选择性还原反应在750℃时CO/（CO+CO2）应控制在2.6%～36.18%.15%已经超过了反应所需 CO气氛比例，20%是适宜的 CO/（CO+CO2）气氛比例，超过20%对可溶锌的效果不大，只会导致磁铁矿的还原，使亚铁含量增多.CO2在气氛中的作用是在还原反应发生的同时参与反应的逆反应，抑制磁铁矿的过还原.由此可见，CO/（CO+CO2）主要对亚铁含量影响较大，20%的CO/（CO+CO2）为最优气氛比例条件.2.1.5 焙烧时间对焙烧效果的影响图7 焙烧时间对可溶锌率和亚铁含量的影响在 CO/（CO+CO2）为 20%，焙烧温度为750 ℃，CO浓度为8%的条件下，考察焙烧时间对可溶锌率和亚铁含量的影响，结果如图7所示.中不被溶出.还原焙烧样的表面形貌和能谱图如图9所示，由图9可见，还原焙砂的颗粒大小约为20μm，疏松多孔，未发生团聚烧结，这有利于焙烧及浸出过程中的传质.图9中a 加号指示的位置表面致密光滑，能谱鉴定为氧化锌（ZnO）；b加号指示的位置则表面粗糙不规则，能谱鉴定为锌铁氧化物（Zn x Fe1-x O）.可以看出锌焙砂基本被这两种形貌的表面覆盖，说明氧化锌的包裹是选择性还原反应效率有限的主要原因.还原反应生成的部分亚铁会固溶至氧化锌中[15]，这使锌焙砂中亚铁含量偏高，偏离磁铁矿中亚铁含量.这部分亚铁不能替代铁酸锌中的锌以提高可溶锌率，只会使锌焙砂中亚铁含量升高，并在浸出过程随氧化锌溶解，不利于后续浸出的铁锌分离，因此需要控制焙烧条件防止过还原，使亚铁含量不超过50%.2.2 浸出工艺实验研究锌焙砂经过还原焙烧后，需通过选择性的硫酸浸出实现铁锌的分离.在浸出过程中发生的主要反应如下：图8 还原焙砂的XRD图图9 还原焙砂的SEM-EDS图根据还原焙砂中的可溶锌含量和反应式（6）和式（7）可以计算出在10∶1的液固比条件下，反应至少需要80.05 g/L硫酸才能溶出还原焙砂中的可溶解性锌.以此为依据设计单因素实验分别研究浸出酸度、温度、液固比和浸出时间的影响.2.2.1 浸出酸度的影响在浸出温度为30℃，液固比为10∶1，浸出时间为30 min的条件下，考察硫酸浓度对锌铁浸出率的影响，结果如图10所示.图10 浸出酸度对锌铁浸出率的影响由图10可见，随着硫酸酸度从70g/L升高为90g/L，锌浸出率从85.76%提高为91.8%，铁的浸出率在70 g/L即达到7.32%，在90 g/L时变化不大，这种酸度条件下溶出的铁为赋存于氧化锌中的铁，并随着氧化锌的溶出而浸出到溶液中.之后随着酸度的进一步升高，锌浸出率维持不变，而铁浸出率则进一步升高至10%以上.说明有限的酸度提升不能破坏破磁铁矿和铁酸锌的结构，使锌铁进一步溶出.锌浸出而铁存留于浸出渣中，实现了铁锌的分离.90 g/L的浸出酸度略高于理论硫酸需求量，最高的锌浸出率与还原焙砂的可溶锌率基本一致，可见可溶锌率能有效评价焙烧效果.浸出7%的铁可供后续浸出液净化的需要，同时避免了复杂的沉铁工艺.由此可得，还原焙砂的硫酸浸出是选择性溶出可溶解性锌，90 g/L可作为最优的硫酸浸出条件.2.2.2 浸出温度的影响在浸出酸度为90 g/L，液固比为10∶1，浸出时间为30 min的条件下，考察浸出温度对锌铁浸出率的影响，结果如图11所示.图11 浸出温度对锌铁浸出率的影响由图11可见，随着浸出温度的升高，锌铁的浸出率基本维持不变，升高温度对锌铁浸出率的提升收效不大.这是由于锌焙砂的浸出过程是放热反应，同时在弱酸浸出的条件下，单独提升温度不能起到破坏结构，提高浸出率的作用.仅在常温条件下的浸出就能获得较高的浸出率在工业实践当中有重要意义，能够大幅节省能耗，使工艺更利于应用.由此可得，选择30℃常温作为最优浸出温度.2.2.3 液固比的影响在浸出酸度为90 g/L，浸出温度为30℃，浸出时间为30 min的条件下，考察液固比对锌铁浸出率的影响，结果如图12所示.图12 液固比对锌铁浸出率的影响由图 12 可见，液固比从5∶1 提升为10∶1，反应锌铁浸出率分别从50.1%和1.83%上涨为91.8%和7.17%.在液固比为5∶1的条件下，反应硫酸浓度不足，锌铁仅能部分溶出.之后随着液固比的进一步提升，锌铁浸出率的变化较小.较高的液固比意味着较高固液传质速率，同时相当于硫酸过量，但是浸出率没有实质提升，说明锌焙砂的还原反应不受传质扩散影响.由此可得，选择10∶1作为最优液固比，实践中可根据实际需要换算调整.2.2.4 浸出时间的影响在浸出酸度为90 g/L，浸出温度为30℃，液固比为10∶1的条件下，考察浸出时间对锌铁浸出率的影响，结果如图13所示.图13 浸出时间对锌铁浸出率的影响由图13可见，锌焙砂浸出过程是一个极快的过程，在浸出10 s时铁锌的浸出率已经分别达到了87.96%和6.58%，1 min后铁锌浸出率已升高至92%和6.87%.这说明还原焙砂中可溶锌的浸出反应速率非常快，不受反应控制，基本是接触即反应的过程.较快的反应速率在实际应用中有积极意义，能大幅缩短锌浸出过程的时间，同时含有磁铁矿的浸出渣能通过外加磁场等方式快速实现浸出渣的沉降分离.因此选择30 min作为最优浸出时间条件.2.2.5 小结在最优浸出条件下浸出，获得浸出液的锌铁浓度分别为52.73 g/L和0.98 g/L，终点pH值为1.5～2.5，实际工业生产中可调节液固比和初始酸度以进一步提高浸出液中锌浓度.浸出渣中含锌17.20%，含铁42.10%，锌含量较传统工艺有所降低，但仍较高.这是由于原焙砂中硫含量较高，同时氧化锌的包裹也限制了部分铁酸锌的还原.因此在实际应用当中氧化焙烧阶段应充分脱硫，同时采用球磨预处理强化还原焙烧效果，以进一步提升选择性还原效率，降低浸出渣锌含量.浸出渣可通过磁选工艺分选其中的磁铁矿，并富集其中的有价金属元素.3 结论（1）焙烧工艺条件试验表明，最优焙烧条件为750℃的焙烧温度，8%的CO浓度，20%的CO/（CO+CO2）气氛比例和45～60 min的焙烧时间，在最优条件下焙烧后，锌焙砂中可溶锌从焙烧前的79.64%提高到91.75%，且亚铁含量控制在50%以内.（2）还原焙砂的XRD分析表明，还原焙烧实现了铁酸锌选择性分解为氧化锌和磁铁矿，避免了过还原生成氧化亚铁；SEM-EDS结果表明，氧化锌的包裹是反应效率有限的重要原因.（3）硫酸浸出考察了浸出温度、酸度、液固比和浸出时间对浸出率的影响，最优浸出条件为常温浸出、硫酸浓度90 g/L、液固比10∶1和浸出时间 30 min，最优条件下锌铁的浸出率分别能够达到91.8%和7.17%，基本实现了锌铁分离.参考文献：[1]周廷熙，王吉坤.高铁硫化锌精矿冶炼工艺研究进展[J].中国有色冶金，2006 （1）：13-17.[2]Min X， Xie X， Chai L，et al.Environmental availability and ecological risk assessment of heavy metals in zinc leaching residue[J].Transactions of Nonferrous Metals Society of China，2013， 23（1）： 208-218.[3]刘洪萍.锌浸出渣处理工艺概述[J].云南冶金，2009，38（4）：34-37.[4]Langová Š，Leško J，Matýsek D.Selective leaching of zinc from zinc ferrite with hydrochloric acid[J].Hydrometallurgy，2009， 95（3）： 179-182.[5]张承龙，邱媛媛，黄希，等.含锌危险废物的碱法浸出研究[J].有色冶金设计与研究，2007，28（23）：88-90.[6]Vahidi E， Rashchi F， Moradkhani D.Recovery of zinc from an industrial zinc leach residue by solvent extraction using D2EHPA[J].Minerals Engineering， 2009， 22（2）： 204-206.[7]魏志聪，方建军.低品位氧化锌矿石氨浸工艺影响因素研究[J].矿冶，2011，20（4）： 70-72.[8]Zhang Y，Yu X，Li X.Zinc recovery from franklinite by sulphation roasting[J].Hydrometallurgy， 2011， 109（3）： 211-214.[9]郭晓娜，张亚莉，于先进，等.从锌浸出渣中湿法回收锌[J].湿法冶金，2012，31（1）：33-36[10]Li M，Peng B，Chai L，et al.Recovery of iron from zinc leaching residue by selective reduction roasting with carbon[J].Journal of Hazardous Materials， 2012， 238（10）： 323-330[11]Peng N，Peng B，Chai L Y， et al.Recovery of iron from zinc calcineby reduction roastingand magnetic separation[J].Minerals Engineering， 2012，35（8）： 57-60.[12]张惠斌.矿石和工业产品化学物相分析[M].北京：冶金工业出版社， 1992：138-352.[13]Bale CW，Bélisle E，Chartrand P， et al.FactSage thermochemical software and databases-recent developments[J].Calphad，2009，33（2）：295-311.[14]Tong 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3.3 浸出的生产实践（3）3.3.3热酸浸出工艺锌焙烧矿热酸浸出是20世纪60年代后期随着各种除铁方法的研制成功而发展起来的。
采用热酸浸出使铁酸锌分解后，浸出溶液中的铁含量高达30g/L左右，由于这种高铁溶液的铁能用黄钾铁矾法、针铁矿法以及赤铁矿法等从锌溶液中有效分离，使焙砂热酸浸出得到了广泛应用。
目前，国内外采用的沉铁方法以黄钾铁矾法的最多，有二十多家，其它都是在少数工厂采用。
热酸浸出的实质是锌焙烧矿的中性浸出渣经高温、高酸浸出，在低酸中难以溶解的铁酸锌以及少量其它尚未溶解的锌化合物得到溶解，进一步提高锌的浸出率。
一般是将常规浸出法的酸性浸出改为高温、高酸浸出，使浸出过程成为不同酸度、多段逆流的浸出过程。
其特点是浸出的酸度逐段增加，浸出渣量逐段减少。
由于铁酸锌及其他化合物溶解，浸出渣数量显著减少，使浸出渣中的铅、银、金等有价金属得到较大的富集，从而有利于这些金属的进一步回收。
3.3.3.1热酸浸出工艺流程热酸浸出工艺是在常规浸出工艺的基础上再增加一段或多段热酸浸出过程(并相应增加除铁过程）。
热酸浸出锌的浸出率较高，可达97％以上，两段热酸浸出锌的浸出率可达99％。
目前国内外热酸浸出工艺流程由于各生产企业的条件不同、除铁方式不同，各工厂的热酸浸出工艺流程亦不尽相同。
热酸浸出工艺可按浸出段数分成一段热酸浸出和多段热酸浸出工艺流程。
我国四川西昌炼锌厂采用一段热酸浸出工艺流程，（见图3—5），其优点是热酸浸出段处理量较少，可以节约设备和热能消耗。
我国西北铅锌冶炼厂年产电锌10×104t，采用热酸浸出—黄钾铁矾法沉铁的浸出流程，属于多段热酸浸出工艺流程，见图3—6。
该流程的特点如下：1）氧化液的配制是将电解废液与沉铁后液按一定比例混合，并在其中加入适量的氧化剂（主要是软锰矿和电解阳极泥）。
其作用是保证溶液中的Fe2+充分氧化为Fe3+，配制氧化液是在一个80m3的搅拌槽（俗称氧化槽）中进行，控制其酸度为60～90g/L，反应时间约0.5h，最终溶液含铁低于1g/L，其中Fe2+<0.1g/L，然后将配制好的氧化液送中性浸出工序进行焙砂的浸出。
图3—5四川西昌炼锌厂浸出工艺流程图2）中性浸出是在氧化液中加入焙砂，在串联的四台80m3的搅拌槽中进行，温度保持65～70℃，焙砂按一定比例加入中浸第一槽与第三槽，反应时间为2h，最终中浸浆化液的pH值控制在4.8～5.2之间，尽可能使焙砂中的锌进入溶液，而其中的铁、砷、锑等有害杂质被水解除去。
浆化液经φ21m浓密机液固分离后，合格的中浸上清（含Znl60～170g/L、含Fe<20mg/L）送去净化电积。
中浸渣含锌20％～25%，送热酸浸出。
3）热酸浸出分为I段高温高酸浸出和Ⅱ段高温超高酸浸出。
I段酸浸是在串联的四台80m3搅拌槽中进行。
温度保持90～95℃、反应3h，控制其酸度为40～50g/L。
I段酸浸出的浆化液经φ15m的浓密机液固分离后，上清液送预中和工序，而底流渣进入Ⅱ段酸浸。
Ⅱ段酸浸是在四台串联的80m3的搅拌槽中进行。
通过第一槽调节电解废液量和浓硫酸加入量来控制酸度，实现超高酸浸出，使铁酸锌和硫化锌进一步溶解，其反应为：ZnFe2O4+4H2SO4=ZnSO4+Fe(SO4)3+4H2OZnS+Fe2(SO4)3=ZnSO4+2FeSO4+S0锌被浸出的同时也有大量的Fe被溶解出来。
保持浸出温度95～98℃，反应时间4h，控制浆化液最终酸度在120～150g/L，经φ15m浓密机液固分离后，上清液返回I段酸浸以补充所需要的含酸溶液。
Ⅱ段底流经浆经过滤产出Pb-Ag 渣，堆干后送铅系统QSL炉回收有价金属。
铅银渣的化学成分如下：成分Zn Pb Cu Cd SiO2Fe MgO Ag含量(%)4.3410.460.020.0731.1412.560.070.0295图3—6 西北铅锌冶炼厂热酸浸出—黄钾铁矾法工艺流程4）通过I段热酸浸出，由I段产生的上清液含酸为40～50g/L，送去预中和。
其操作是在两个串联的80m3搅拌槽中进行。
为了降低I段热酸浸出上清液的酸度，在预中和第一槽添加适量焙砂来中和酸。
控制温度为80～90℃，反应时间2h，最终预中和浆化液酸度为15～25g/L。
含铁约5～15g/L的浆化液经φ15m浓密机液固分离，底流返回I段酸浸继续浸出，而上清液送沉铁工序。
5）沉铁在连续串联的7台80m3搅拌槽中进行。
在第一槽和第三槽适量添加ZnO粉或锌焙砂作中和剂，并在第一槽按比例加入锰矿粉和硫酸钠添加剂，控制温度为90～95℃、反应时间为6h、pH值为1.5～2.0，同时控制钠离子的浓度并添加适量晶种以达到沉矾除铁的技术要求。
从沉铁第七槽流出的浆化液含酸约8～10g/L，含铁低于1g/L。
在沉矾中提高碱离子浓度可加速铁矾水解沉淀，常压下温度接近100℃时，几个小时内沉淀可接近完全。
形成黄钾铁矾的理想pH值为1.5～1.6，这就必须控制中和速度，若结晶过快，颗粒太细或溶液局部酸度过低，可导致Fe(OH)2沉淀生成。
由于黄钾铁矾晶体的生成比较缓慢，所以在沉矾过程中加入晶种，以缩短诱发期，能显著地促进铁矾的沉淀。
黄钾铁矾法能除去90％～95％的铁，残存的铁将在中性浸出过程中被进一步除去。
沉矾浆化液经φ21m浓密机液固分离，上清送中浸去配制氧化液；底流的1/3返回沉矾第一槽作为晶种；2/3送φ15m的三段逆向洗涤塔进行酸洗，酸洗上清返回沉矾系统，底流送过滤系统浆化，经圆筒过滤机进行一次过滤和折带过滤机进行二次过滤后产生铁矾渣。
铁矾渣的化学成分如下：成分Zn Pb Cu Cd SiO2Fe CaO MgO Ag含量(％)6.474.580.050.0712.0024.65 1.880.010.01253.3.3.2热酸浸出溶液沉铁铁酸锌虽然不溶解于常温下的稀硫酸溶液中，但当温度和酸度提高以后，就能很好的溶解。
这种技术称为高温高酸浸出，或者简称热酸浸出。
但是在热酸浸出的过程中，在锌溶解的同时，也有大量的铁随之溶解而进入溶液中，从而污染了溶液。
从溶液中除去铁，最通用的方法是前面所述的中和水解法。
在此，如果仍用中和水解法来除热酸浸出溶液中的铁，势必将产生大量的氢氧化铁胶体，而使澄清、过滤和洗涤产生很大困难，渣中并含有相当多的未起反应的焙烧矿。
所以，必须要采用更有效的方法来处理。
（1）黄钾铁矾沉淀法这个方法的实质就是在一定的温度和酸度的条件下，让溶液中的三价铁离子成为黄钾铁矾晶体而沉淀下来。
这种黄钾铁矾晶体既不溶解于硫酸，又容易沉淀、洗涤和过滤，从而解决了从浸出液中除去大量铁的困难。
黄钾铁矾是一种含水的碱性硫酸盐矿物，其通式为AFe3(SO4)2(OH)6，A可以是Na+、K+、Rb+、NH+、Ag+或H3O+等阳离子。
如果A是K+，则称黄钾铁矾，是Na，则称黄钠铁矾；是NH4+，则称黄铵铁矾；是H3O+，则称草黄铁矾。
人们习惯于将它们统称为黄铁矾或黄钾铁矾。
黄钾铁矾沉淀过程中发生的基本反应为：Fe2(SO4)3＋6H2O = 6Fe(OH)SO4＋H2SO44Fe(OH)SO4＋4 H2O = Fe2(OH)4SO4＋2 H2SO4从这些反应可知，当铁矾化合物沉淀时，都产生一定量的硫酸，需要用中和剂中和。
在湿法炼锌厂，最方便的中和剂是锌焙砂。
焙砂中的ZnO、Fe2O3均参与反应。
所需NH4+以NH3形式加入较好，加入量应比沉铁理论量多5～8％，因溶液中的其它物质参加反应。
因此，沉淀的产物往往也是几种黄钾铁矾的混合物。
铁沉淀的完全程度取决于过程的温度、溶液中的NH4+、K+、Na+等离子的浓度以及溶渡的酸度。
升高温度和增加溶液中NH4+、K+、Na+等离子的浓度时，都有利于使铁沉淀完全。
随着溶液pH值的降低，铁的沉淀率便降低。
黄钾铁矾法对除砷、锑、锗的效果不如中和除铁法，因此在处理含砷、锑、锗高的原料时，还应使一定数量的铁以氢氧化铁形态除去，以保证除砷、锑、锗等的效果。
进入黄钾铁矾中SO42-离子量约与铁量相等。
由于沸腾焙烧矿含硫酸盐形态的硫较高，往往引起锌湿法冶炼系统中硫酸过剩，黄钾铁矾中带走一定量的硫酸盐形态的硫，对生产过程中硫酸的平衡是有利的。
上面已经说到，黄钾铁矾法并不能把铁完全除掉，要将剩余的铁除去，必须要在其后用中和水解法除之；或将溶液送往中性浸出阶段中和；或插入一单独的中和阶段，在溶液中加入焙砂中和；或在澄清分离之前加以中和。
为了减少黄钾铁矾中锌的损失，可把沉淀物返回热酸浸出，也可用硫酸处理分离出来的黄钾铁矾渣。
黄钾铁矾法的主要优点是：能够提高锌、铜、镉的回收率；液固容易分离过滤；铅和贵金属可富集到较少的“二次渣”中，便于回收，可在常规流程的设备和厂房中进行，试剂消耗低，中和剂的作用比别的沉淀法彻底；可控制硫酸盐的积累，起平衡作用；浸出渣可作炼铁原料。
此法的缺点是：沉淀过程必须在酸性溶液中进行，得到的溶液中还残留一定量的铁，需进一步除铁，才能进去净化，造成流程复杂化，焙砂中的稀散金属在过程中较分散，不易回收；消耗钠盐和氨的量较大。
（2）针铁矿沉淀法针铁矿沉淀法是在高温中性硫酸锌溶液内通入分散的空气，使其中的Fe2+氧化为Fe3+，同时形成与天然针铁矿在品形和化学成分上相同的化合物沉淀。
针铁矿晶体易沉淀和过滤。
其反应是：4FeSO4+O2+6H2O=4FeOOH+4H2SO4在硫酸铁溶液中沉淀铁时，随Fe2(SO4)3的浓度不同，可以在硫酸铁溶液中形成各种化合物。
在很稀的溶液中：生成α—FeOOH（针铁矿）；在浓溶液中：生成Fe2(SO4)3·5Fe2O3·15H2O；在更浓溶液中则生成4Fe2(SO4)3·5Fe2O3·27H2O（草黄铁矾）在生产上得到的高温高酸浸出液中一般含有30～40g/L的Fe2+，此浓度唯一能生成的沉淀将是不利于沉淀和过滤的草黄铁矾。
所以，要想采用空气氧化法得到α—FeOOH，就必须将溶液中的Fe3+全部还原成Fe2+，而后再向溶液中通入分散的空气，使Fe2+氧化成Fe3+，同时形成针铁矿沉淀。
从硫酸亚铁溶液中用分散空气来氧化Fe2+时，硫酸亚铁氧化成硫酸铁的水解产物，将随溶液的pH值不同而异。
当pH值降低时，溶液中的Fe3+升高，这时将生成一种像草黄铁矾一样的碱式硫酸盐；当pH值升高时，溶液中Fe3+降低.这时将生成a—FeOOH，即针三价氧化铁的水合物，故分子式又可以a—Fe2O3·H2O来表示，一般为棕黄色针状结晶。
另有一种γ型三价氧化铁的水合物γ—FeOOH，叫做臂状针铁矿，为红色鳞状结晶。
针铁矿是三价氧化铁中比较最为固定的一种。
a—FeOOH叫偏氢氧化铁，在水溶液中呈酸性，其等电点的pH值为5.2，而γ—FeOOH也叫正氢氧化铁，在水溶液中呈碱性，其等电点的pH值为7.7。