序
随着锌应用范围的扩大，全世界锌产品的消费量也在逐年增加。随着硫化锌矿的日益短缺，人们越来越重视氧化锌矿的开发利用。主要氧化锌矿物为含锌矿物，含有硅酸锌Zn2SiO4、异极矿zn4 (si2o7) (oh) 2 H2O和菱锌矿Zn2CO3。某些氧化锌矿的锌品位高达20% ~ 30%，其特征是:
1.氧化矿难以通过选矿富集；
2.浸出矿浆中可溶性硅含量高，难以实现固液分离。在浸出矿浆过滤困难的问题解决之前，一般采用火法处理。然而，随着能源的日益短缺和环保要求的日益严格，火法处理氧化锌矿逐渐被湿法冶炼工艺所取代。
湿法处理氧化锌矿的最大困难是在浸出过程中形成难以过滤的胶体二氧化硅。几十年来，人们围绕如何获得容易过滤的果肉做了大量的工作。经过长期研究，在处理纸浆中硅的危害方面取得了突破性进展。一些处理硅酸锌矿石的酸浸技术已用于工业生产。
2004年，作者参加了国外某氧化锌矿湿法冶金半工业试验，探索了当地矿石的浸出脱硅工艺，提出了浸出脱硅新工艺，并在半工业试验装置上实施了新工艺。与原工艺相比，锌回收率提高了9.4%，酸碱消耗降低了50%。详细介绍了浸出脱硅工艺的选择、半工业试验及取得的技术经济指标。
一、工艺流程的选择
由于成矿条件不同，不同地区高硅氧化锌矿的性质差异很大。为了适应原矿的特性，世界上开发了各种湿法处理工艺。该试验原料的特性和成熟的处理工艺简述如下。
(一)原材料的特点
本实验所用的氧化锌矿含有大量的碱性物质和大量的碳酸盐。浸出过程中产生大量二氧化碳，耗酸量大。小型试验表明，在低酸条件下，浸出时间为30 min，最终pH为1.5，锌的浸出率高达95.3%，主要杂质铁、铝、硅的浸出率很低。其化学组成和相组成分别见表1和表2。
(二)工艺流程
目前工业上使用的三种成熟技术是:V.M法；EZ法；拉迪纳法。
1.古老的山地工艺(维耶-蒙塔涅)
V.M工艺是比利时崂山公司发明的，其特点是将浸出槽串联起来，在严格控制浸出温度7090T的条件下缓慢加酸，逐渐提高酸度，8-10小时后当最终pH达到1.5时，搅拌2小时，以晶体形式沉淀出二氧化硅。
2.EZ过程
EZ法是澳大利亚电锌公司发明的，其特点是先对氧化锌矿进行酸浸，然后进一步中和、混凝。浸出在自热(下)温度40 ~ 45℃进行，最终pH为1.8 ~ 2.0，混凝温度控制在6070±9C，加入Fe3+、A13+混凝剂和中和剂，最终pH为5.2 ~ 5.4。整个过程持续4-6小时，使胶体二氧化硅凝结成易于过滤的沉淀物。
3.Radina方法
Radina方法是由巴西工商公司开发的一种方法。该方法的关键在于浸出过程中胶体二氧化硅浓度低。使用沉淀的二氧化硅作为晶种，在硫酸铝混凝剂的存在下沉淀胶体二氧化硅晶体。其操作程序如下:
向浸出槽中加入硫酸铝和废电解液(10% H2SO4 ),加热至90℃左右。用过量的氧化锌矿中和至pH=4左右，再加入一批与第一批相同量的废电液，浸出0.5 h，然后用氧化锌矿和槽中的废电液，至少分三次加入废电液和相应量的矿石，填满浸出槽。
取出三分之一中和浸出后的矿浆，送去过滤，加入新的电液。因为只有三分之一的浸出槽容积是有效的，所以Radina法也被称为“三分之一”法。
以上三种方法都是用稀硫酸直接浸出氧化锌矿，使锌和硅分别以硫酸锌和硅酸的形式进入溶液，但采取不同的措施解决矿浆过滤问题。M.V法和Radina法在浸出过程中都有二氧化硅结晶析出。EZ法则由浸出和硅酸凝聚组成，SiO2在中和絮凝段聚合成颗粒致密、易于过滤的沉淀物。
M.V法和Radina法浸出结晶时间长达8 ~ 10 h，用原矿作中和剂，浸出渣中锌含量高(5.0% ~ 9.0% Zn)，锌浸出率低。
EZ浸出絮凝时间短(3。5 ~ 6.0 h)，用石灰作中和剂，浸出渣中锌含量低(3.5% ~ 5.0% Zn)，但浸出过程酸耗增加。
外方选择了产能相对较高的EZ法和石灰中和法，工艺流程如图1所示。
二、中和絮凝(EZ)的基本原理
二氧化硅在氧化锌矿浸出过程中的行为
氧化锌的主要成分容易被稀硫酸溶解。当锌溶解时，二氧化硅也进入溶液，其反应式如下:
硅酸锌zn2sio4+2h2so4 → 2znso4+h4sio4 (1)
异极矿Zn4(si2o 7)(OH)2 H2O+4h 2so 4→4h 2so 4+2h 4 SiO 4+2H2O(2)
菱锌矿碳酸锌+硫酸→硫酸锌+二氧化碳↑+H2O (3)
溶液中的硅酸很不稳定，分子会发生多次。
聚合形成聚硅酸、硅溶胶和水凝胶。当溶液中SiO2 _ 2的浓度足够大时，会自动进入凝胶化过程，成为水凝胶，在半固态下失去流动性，使固液分离完全停止。
硅酸是带电的，一般认为正硅酸的等电点在pH=2左右。
在ph > 2时，部分原硅酸按照下式离解:
H4SiO4 H3SiO4-+H+ (4)
原硅酸与带负电荷的H3SiO4 -反应生成带负电荷的硅酸二聚体，硅酸二聚体又可以与原硅酸反应生成三聚体、四聚体和其他聚硅酸，然后形成二氧化硅溶胶。
在ph值
H4SiO4+H+ H5SiO4+ (5)
正硅酸和带正电荷
h5sio 4 ++经过交联反应形成二硅酸，然后生成聚硅酸如三硅酸和四硅酸，生成硅。
索尔。
因此，在ph > 2时，原硅酸与单价阴离子缩合；在酸性溶液中，它是正硅酸和一价阳离子的聚合。
(2)硅酸在溶液中的聚合形式
由于硅酸的聚合度不同，硅酸在溶液中以α、β和γ三种形式存在。α的形态接近单分子态(即正硅酸或简单偏硅酸)，不会影响溶液的澄清和过滤，即此时pH=2的溶液最稳定。β形态的硅酸聚合度略高，约为α形态的350倍，这种凝胶不易沉淀，即pH >:或ph 2时
因此，当浸出液中含有高二氧化硅时，会出现以下现象:
1.当pH=2约为2时，以稳定的胶体溶液存在；
2.在较高的pH值下，聚集成巨大的松散网络结构，即凝胶；
3.在快速聚集的条件下(高温、高pH值、高离子强度、絮凝剂和相反电荷等。)，它会絮凝成胶体颗粒紧密堆积的沉淀物。
通过控制特殊的工艺条件，保证了二氧化硅沉淀的生成而不发生凝胶化，从而改善了矿浆的澄清和过滤。
三。半工业试验
参照国外中试方法，选择EZ法作为半工业试验方案，并设计了半工业试验装置。根据原矿的性质和现场试验的结果，中国专家提出了新工艺，并修改了试验工厂的设计。半工业试验采用两种试验程序完成浸出脱硅工艺试验。
工艺流程
1.原始工艺流程
原始流程如图1所示。在控制铁、铝、硅低浸出率的条件下，室温下加入石灰石和絮凝剂进行中和絮凝，使矿浆易于沉降。该工艺与E.Z工艺非常相似，但在中和絮凝段不加热，不添加含Fe3 ++和A13 ++的絮凝剂。该工艺流程简单，锌浸出率高(约94%)。其缺点是:①浸出溶液含酸量高，溶出量大，中和溶液中的残酸消耗大量石灰石和可重复使用的酸，同时增加了中和渣的用量；②中和渣量大，锌含量高(6.2% ~ 8.5%)，中和段锌损失率高。
2.新流程
新流程如图2所示。在分析了原小规模工艺流程的优缺点后，结合原方案中矿石和中和渣的特点，对原流程进行了如下改造:
(1)用部分原矿代替石灰作为中和剂；
(2)增加脱硅渣的第二次酸浸过程；
(3)二次酸浸液(含Fe3 ++和Al3++)返回二次酸浸，以降低废渣中的Zn含量，减少酸碱消耗，提高整个工艺的经济效益。
(2)测试过程
1.淋溶过程
两次浸出过程相同，设备为三个串联的连续浸出槽。
球磨后的矿浆底部流入1#浸出槽，同时加入废电解液、二次酸浸浓缩机溢流液、滤液和洗涤水，室温浸出1h。在1 #和2#浸出槽中加入浓硫酸，控制浸出pH = 1.5，而3 #浸出槽的pH为1.8 ~ 2.0。浸出后的矿浆流入中和脱硅槽。
2.中和脱硅过程
中和脱硅工艺设备由三个串联的连续中和罐和一个中和浓缩机组成。
浸出后的矿浆进入1#中和脱硅槽，加入原矿矿浆控制中和pH = 3.6 ~ 3.8，CaCO3矿浆加入3 #中和脱硅槽控制中和pH = 4.5 ~ 4.8。中和脱硅温度为85 ~ 90℃，中和时间为2.5 ~ 3h。中和后的矿浆加入絮凝剂，然后流入中和浓缩机。浓缩机溢流液一部分返回磨矿，剩余部分进行清洗，底流进行二次酸浸。原工艺和浓缩机底流进入过滤和洗涤工艺。
3.二次酸浸过程
二次酸浸工艺设备为二次酸浸槽和酸浸浓缩机。
浓缩机底流泵入二次酸浸槽，加入浓硫酸和二次洗涤水，在室温下进行二次酸浸。二次酸浸时间:60min，液固比1.6:1，酸浸pH = 1.0 ~ 1.5。第二次酸浸后，矿浆泵入酸浸浓缩机，酸浸浓缩机的溢流返回浸出工序，底流洗涤、过滤、堆存。
4.过滤和洗涤过程
洗涤过程中的设备是真空空吸滤盘、滤液和洗涤水储槽。
在第二次酸浸后，矿渣被泵入吸滤盘中进行过滤和洗涤。部分滤液洗涤水进入滤液储罐返回浸出工序，一次洗涤水返回二次酸浸工序，二次洗涤水返回磨矿工序。
(3)测试结果
该试验在国外试验厂进行了3个月，共处理了30t矿石。两个过程同时进行，得到的指标如表3所示。
从表3可以看出，新方案中锌的实际回收率比原方案高近10%。
四。结束语
经过新工艺流程和原工艺流程的充分试验，双方一致认为，新方案利用当地高硅氧化锌矿的特点，合理选择工艺流程，大大降低原辅材料消耗，提高锌回收率，是本次半工业试验的最佳方案。其优点如下:
(1)用原矿代替石灰作中和剂，酸耗降低50%左右，碱耗降低75%左右；
(2)增加中间凝渣二次酸浸工艺，锌回收率提高9%左右。
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