一种利用低品位氧化锌矿氨法生产高纯纳米氧 化锌的方法 技术领域

本发明涉及一种氧化锌的生产方法，特别涉及 一种高纯纳米氧化锌的生产方 法。

背景技术

目前氧化锌产品的生产一般用含锌量高的矿进 行焙烧成锌焙砂作原料，因为 其含锌率较高， 浸提相对容易。 随着长年的开采， 高品位矿源己越来越少， 品位 也逐渐降低，人们现己开始注意氧化锌矿的利 用。但氧化锌矿通常含锌率较低 (有 价元素含量 Zn 30%以下； Pb 0. 15%； Cu 0. 008%； Mn 0. 06% ), 且成分复杂， 多 以菱锌矿、锌铁尖晶石和异极矿存在，矿石中 脉石成分氧化铁、氧化硅、氧化钙、 氧化镁含量高 （分别约 Fe ₂ 0 _:! 4- 7%; Si0,3-5%; Ca030- 32%; Mg0 7- 8%)。 综合回收 利用价值不大， 而对锌的选矿、 酸浸都较困难， 选矿成本高， 是国内外选矿长期 存在的重大技术难题。近年来国内外对氧化锌 矿的浸提的方法大多是，用含强酸 的硫酸锌溶液对氧化锌矿浸出， 虽然锌浸出率有所提高， 但进入溶液的铁、硅量 也高， 除铁困难， 消耗试剂量大，洗涤液带走锌多。中国公开专 利如 CN1477217 A对上述方法做了改进， 先采用含硫酸锌 pH=3- 4的溶液进行中性浸出， 再进行 低酸浸出工艺 。 但锌铁尖晶石、 异极矿在低酸情况下分解缓慢， 浸出效率低 、 成本高 、 环境污染等问题仍然存在。 国内外的许多冶金工作者都认为， 含锌量 低于 20%的氧化锌矿不宜单独用湿法浸出工艺来处理 。

最理想的方法是进行锌的选择性浸出，使锌进 入溶液中，锌得到有价值的回 收利用。

另一方面， 高纯度氧化锌一般是指氧化锌的质量分数在 99. 7%以上， 高纯氧 化锌是现代工业不可缺少的一种高科技原料， 用途广泛， 主要用于玻璃、 饲料、 陶瓷、 染料、 油漆、 造纸、 橡胶、 农药、 炼油、 镀锌、 特种钢材、 合金、 国防科 技等数十种行业企业， 无论是玻璃、造纸， 还是橡胶、炼油等都对氧化锌需求量 很大， 并且纯度要求非常高。

目前生产高纯氧化锌的方法， 主要是间接法， 间接法一般以锌锭为原料， 通过电解还原，或高温气化， 空气氧化再冷凝收集制得氧化锌，不同的锌锭 原

替换页 （细则第 26条) 料，生产出的氧化锌纯度也不一样，此工艺主 要生产 99. 5%- -99. 7%的氧化锌。 纳米氧化锌 （ZnO)是一种粒径介于卜 lOO nm之间、面向 21世纪的新型高功 能精细无机产品， 表现出许多特殊的性质， 如非迁移性、 荧光性、 压电性、 吸收 和散射紫外线能力等， 利用其在光、 电、磁、 敏感等方面的奇妙性能， 可制造气 体传感器、 荧光体、 变阻器、 紫外线遮蔽材料、 图像记录材料、 压电材料、 压敏 电阻、 高效催化剂、 磁性材料和塑料薄膜等。

目前生产纳米氧化锌的方法， 主要有化学沉淀法、 溶胶-凝胶法、 微乳液法 以及水热合成法等。但是所采用的原料都是含 锌量在 50%以上的锌焙砂或纯锌盐 等。

氨法是制备氧化锌的一种常用方法， 目前氨法 （氨 -碳铵联合浸出法生产氧 化锌） 的一般歩骤包括： 对含锌物料使用氨-碳铵联合浸取制得锌氨络� �液， 经 净化、 蒸氨结晶、 干燥煅烧制得氧化锌产品， 一般氧化锌含量 95-98%。

这种传统的氨法制备氧化锌一直没有应用于低 品位氧化锌矿的处理，主要原 因在于：

1.因为矿物含锌率低， 含泥量高， 浸出液含锌浓度低， 浸取剂消耗量大， 成 本高， 企业无法承受。

2.因为杂质成分复杂， 生产的产品合格率低， 产品价格低经济效益差。

3.常规手段浸取时， 锌矿的浸出率低， 浪费大， 锌矿的价值得不到利用和体 现。

纳米氧化锌 （ZnO)是一种粒径介于 1- lOO nm之间、面向 21世纪的新型高功 能精细无机产品， 表现出许多特殊的性质， 如非迁移性、 荧光性、 压电性、 吸收 和散射紫外线能力等， 利用其在光、 电、 磁、 敏感等方面的奇妙性能， 可制造气 体传感器、 荧光体、 变阻器、 紫外线遮蔽材料、 图像记录材料、 压电材料、 压敏 电阻、 高效催化剂、 磁性材料和塑料薄膜等。

目前生产纳米氧化锌的方法， 主要有化学沉淀法、 溶胶-凝胶法、 微乳液法 以及水热合成法等。但是所釆用的原料都是含 锌量在 50%以上的锌焙砂或纯锌盐 等。

目前巳公开的氨浸法生产纳米氧化锌技术， 都是低温水解法如： 中国专利申请号 92103230. 7公布了一种针对传统氨络合法生产氧化锌的� �

替换页 （细则第 26条) 进技术， 将净化后的锌氨络合液加水稀释， 使部分锌氨络合液水解， 得到碱式碳 酸锌（氢氧化锌与碳酸锌之比为 2 : 1 )， 然后继续加热直至锌氨络合液分解完毕， 经高温煅烧得到 30- ΙΟΟηη的纳米氧化锌。

该技术专利以下问题需要解决：

水解后，未离解的锌氨络合液在加热分解过程 中，新产生的碱式碳酸锌会在 原有晶核表面继续生长，促使原水解的晶体长 大，容易造成碱式碳酸锌结晶体粒 径不均匀， 使最终产品粒径不易控制。

增加 4- 10倍的水量， 降低了制取过程中的效率， 增加能耗， 增加后端水处 理成本。

中国专利申请号 200610130477. 7公布了一种针对传统氨络合法生产氧化锌 的改进技术， 将锌氨络合液， 连续与 1 : 2- 20的热水或热的母液混合， 母液经加 热保温后循环用于锌氨络合液的水解， 制得 10- 50rm的纳米氧化锌。

该技术专利以下问题需要解决- 母液水解后氨不能完全分离出去，重复叠加达 不到水解的效果，最终将是锌 氨络合液与锌氨络合液的混合。

以上两种专利实质上都是设法在低温下， 利用水的大量稀释使溶液的 pH值 发生轻微改变而水解结晶获得部分纳米结晶体 ， 实际上仅仅依靠 pH值轻微的改 变只能获得在锌浓度较高时情况下极少一部分 水解（从氧化锌在氨水溶解度曲线 图中可以查到）。 其实高浓度的锌氨液析出的效率高、 能耗低， 低浓度的锌氨液 析出的效率低、能耗高，人为加大水的比例量 生产纳米氧化锌在技术上是可行的, 但在经济效益方面未必可行。

另外， 目前氨浸法生产氧化锌过程中， 析氨后均以碱式碳酸锌结晶出来， 分 解温度高（氢氧化锌理论分解初使温度约 125Ό， 碳酸锌约 300°C )， 为得到高纯 产品， 必须保证足够高的分解温度， 一般控制温度 500°C以上， 才能使碱式碳酸 锌分解完全。 如申请号为 200610130477. 7的中国专利申请， 煅烧温度高达 550 'C。高温煅烧严重影响氧化锌的比表面积及分� ��性、流动性， 继而影响其应用领 域。

综上所述，对于低品位氧化锌矿的处理，如何 在含锌量低的矿物中有效浸出 其中的锌， 并得到高纯纳米氧化锌， 同时克服传统的方法的缺点， 成为本行业亟

替换页 （细则第 26条) 待解决的技术难题。 发明内容

本发明的发明目的之一在于：针对上述存在的 问题，提供一种有效回收低品 位氧化锌矿中的锌并制备高纯纳米氧化锌的方 法。

本发明采用的技术方案是这样的： 一种利用低品位氧化锌矿氨浸法生产高 纯纳米氧化锌的方法， 包括以下步骤：

浸取低品位氧化锌矿制得浸取母液、 预蒸氨、 净化除杂、 精制处理、 蒸氨 结晶和干燥煅烧， 其中

在浸取低品位氧化锌矿歩骤之前， 向待处理的低品位氧化锌矿中加入熟石 灰得到混合料， 并进行混合活化， 所加入的熟石灰的量， 按重量比计， 为低品位 氧化锌矿的 3-5%,所述混合料中水的质量百分含量控制在 8-10%;

将混合活化后的低品位氧化锌矿用氨水-碳铵� �作为浸取剂进行浸取； 其 中， 所述浸取剂， 其中 c (NH ₃ ) =5. 5- 7mol/L, c (CO:, ² —) = 0. 95- 1. 2 mol/L, 在每 立方米浸取剂中添加 0. 3-0. 5kg氟硅酸钠；

在净化除杂后， 进行精制处理， 方法为： 净化除杂处理后的液体中， 加入 磷酸铵和表面活性剂，加入量为每立方米净化 除杂处理后的液体中 l-3kg磷酸 铰、 10- 50g表面活性剂；

净化除杂、蒸氨结晶和干燥煅烧步骤均采用目 前普通氨法制备氧化锌的工艺 参数。

本发明首先将现有的氨法制备氧化锌的技术应 用于对低品位氧化锌矿的处 理， 同时， 在现有的氨法的工艺基础上， 在氨浸歩骤之前， 增加了预处理， 即低 品位氧化锌矿中加入熟石灰进行混合活化的歩 骤， 同时在浸取液中，加入适量的 氟硅酸钠， 另外， 在净化除杂后， 增加了液体精制处理的歩骤。

首先，要得到高纯度的氧化锌，首先需要保证 低品位氧化锌矿中的锌能尽可 能地浸出，这样一方面可以提髙锌的回收率， 另一方面，在浸出液中锌浓度越大， 杂质浓度相对比例就越小， 能保证在同等工艺条件下制得更高纯度的氧化 锌。

由于低品位氧化锌矿的脉石成分氧化钙、镁含 量高， 不能用酸法浸出， 不仅 酸消耗大， 还使大量的钙、 镁溶出， 净化困难。 所以本发明采用氨法浸出， 熟石 灰粉对矿物起到疏松、蓬化作用，矿石中脉石 的超细微粒对浸取剂也起到一定的

替换页 （细则第 26条) 隔离作用， 为了解决这个问题， 本申请的发明人通过大量实验得出： 适量的氟硅 酸纳能破除超细微粒对含锌颗粒包裹作用， 实现超细微粒分层上浮， 从而将锌暴 露， 使其较完全地浸泡在浸出液中。

其次， 要得到纳米级的氧化锌， 需要抑制晶体颗粒的长大， 现有氨法生产得 到的纳米氧化锌之所以粒径大小和粒径分布范 围不尽人意，最重要的原因是在处 理过程中晶体的不断长大， 尤其对于低品位氧化锌矿这种低锌含量的原料 处理。 为了解决上述问题， 本申请的发明人通过大量实验， 在净化除杂后， 增加液体精 制处理歩骤， 精制液中加入适量的磷酸铵和表面活性剂， 结合高速搅拌下能有 效抑制结晶体的生长。

其中：

混合活化过程中的化学反应为：

Ca(OH) ₂ +ZnC0,+ →CaC0, \ + Zn(0H)

Fe ^ft +30H— →Fe (OH), i

浸取歩骤的化学反应方程式为：

ZnO+nNH:, +H ₂ 0→ [Zn(NH ₃ )n] ²⁺ +201f

ZnFe.O,, +nNH ₃ +4H ₂ 0→ [Zn(NH.,)n] ²⁺ +2Fe(0H), \ +20H"

ZnFe.O,, +nNH,+H _z 0→ [Zn(NH _:) )n] ² '+F 0 ₃ 1 +20H—

Zn ₂ SiO, _l +2nNH,→ 2 [Zn(N¾)n] ²⁺ + SiO

ZnSiO:,+ nNH _:1 +2NH ₄ HC0:,→ [Zn(N )n] C0:,+ Si0 ₂ · 0+(N ) ₂ C0 ₃

ΖηίΟΙΟ,+ηΝΗ, ― [Zn(NH _; ,)n] ²⁺ +20H"

ZnC0 ₃ + nN ― [Zn (NH,)n] CO:,

其中 n=l〜4;

预蒸氨发生的反应式：

NH ₃ · H ₂ 0 + NHHC0:,— 2NH ₃ † +C0, t +2H ₂ 0

(NH ₄ ) ,'Si0 ₄ - Si0 ₂ I + 2N t + 2H ₂ 0

净化除杂过程中发生的反应：

S.A ² — ⁴ - Mn ²⁺ + 2NH _:1 · 0 + 0— Mn 0 (OH) ₂ i + 2NH/+2S0 + 2H ⁺

S ₂ 0 ₈ ² '+2Fe' ^† +6IW -2S0 + 2Fe (OH)：, I + 6H ⁺

AsO,广 +Fe ^:i —— FeAsO,, I

替换页 （细则第 26条) AsO— +SA ² '+H ₂ 0 — 2S 0 ₄ ² — +AsO— +2H ⁺

2H _: ,As0 ₃ +8Fe (OH) ₃ → (Fe ₂ 0 _;! ) ₄ AsA · 5H ₂ 0 i +10H ₂ 0

M ²⁺ + S ² — MS I M代表 Cu ²⁺ 、 Pb ^2t 、 Ccf 、 Ni ⁺ Hg ²⁺ 等离子

As ³⁺ + S ² "→As ₂ S _:1 1

+ Zn→Zn ²⁺ + Y其中 Y 代表 ： Cu ²⁺ 、 Pb ⁺ 、 Ccf 、 Ni ²⁺ 等离子； 精制液处理的反应式：

3 [Zn (NH _:! ) n] ²⁺ + 2 (N¾ ) ₃ P0 ₄ + 60H—— [Zn (NH _:t ) n] ：, (P0 ₄ ) ₂ + 6N · H ₂ 0

蒸氨步骤的反应方程式：

[Ζη (ΝΗ _: ,) ²⁺ +20H— = Zn (OH) ₂ I + iNH _:! t i =1〜4

[Zn (NH ₃ ) ,] C0 _:! + 0— ZnC0 ₃ · 2Zn (0H) ₂ · ¾0 I +16NH, t

干燥煅烧的化学反应方程式：

Zn (0H) ₂ →Zn0 + H ₂ 0†

ZnC0 ₃ * 2Zn (0H) · H ₂ 0 → 3Zn0 +3 0† +C¾†

作为优选： 在每立方米的氨水-碳铵液浸取剂中还添加有 0. 03-0. 05kg的表 面活性剂 （如 SDS ) 。

表面活性剂降低表面能， 与氟硅酸钠配合作用， 可以破除超细微粒的包覆作 用提高浸取剂渗透能力， 进一步提高锌的回收率。

作为优选： 在每立方米的氨水-碳钹液中还添加有 0. 5- lkg的二氰二胺。 二^二胺作为氨稳定剂，可以减少浸取过程中� �的挥发，改善浸取工作环境， 减少氨的损耗。

作为优选： 在浸取待处理的低品位氧化锌矿时， 釆用湿法球磨浸取。

利用湿法球磨浸取， 可以破坏原來晶格结构进行边活化边浸出， 从而提高浸 出效率。

作为优选： 保证球磨机内浸出时间为 50〜60分钟， 球磨机出口物料全部通 过 140目筛。

利用球磨湿法浸取， 破坏了矿石晶格结构（机械活化）与表面活性 剂和熟石 灰粉的化学活化相结合， 达到较高的浸出速度和浸出率。通过原料的预 先活化和 球磨的机械活化以及活性剂（氟硅酸钠、 SDS等）的加入， 获得了较高的浸出率。

作为优选： 将浸取后得到的浸取液加热至 95- 105Ό进行析氨 (预蒸氨）， 直 至浸取液中 c (NH _:i ) 3ra ₀ l/L (达到锌氨络合近饱和溶液， 但不使锌析出）， 然后 按 2-4kg/m ^:i 加入过硫酸铵并搅拌进行氧化完全。加热 方式釆用间接加热。当 _C (NH ₃ ) 3. 5mol/L时， 锌氨络合液接近饱和， 同时不使锌析出； 蒸氨结晶时， 温度控 制在 105 内， 蒸氨容器搅拌的速度 600- 900r/min。

增加预蒸氨步骤， 一方面去除过多的游离氨， 降低了氨的络合能力， 同时因 为升高了温度， 使硅酸盐胶体及其杂质疑聚沉淀， 从而使杂质离子得以除去， 利 于净化， 是能制得高纯产品原因之一； 另一方面可以去除溶液中大量的碳酸根离 子， 下一工序络合液脱氨结晶过程中有利于水解得 到氢氧化锌晶核，减少碳酸锌 的组成， 能制得比表面积大的产品原因之一； 预蒸氨后加入过硫酸铵作为氧化 剂， 除去铁、 锰等杂质。

作为优选： 蒸氨结晶过程中， 随时检测蒸氨容器内溶液锌浓度， 当锌含量在 1-1. 5%时， 容器内加入氢氧化纳溶液， 加入量为每立方米溶液加入质量分数为 30%的氢氧化钠溶液 3 5升， 溶液中锌含量低于 0. 3%时， 结束蒸氨（此时结束蒸 氨， 是山于溶液中含有部分硫酸根， 形成稳定的铵盐， 继续蒸氨没有意义 ， 而 且会产生硫酸锌钹复盐沉淀 ， 影响纳米氧化锌产品质量）。

在蒸氨后期， 当络合液中锌浓度较低时， 通过加入氢氧化纳提高液体的 pH 值， 可以使 NH /离子转为 NH ₃ 分子达到快速析氨、 快速结晶形成纳米氢氧化锌晶 核的效果。

作为优选： 蒸氨液每立方米加入质量百分数为 5%的硬酯酸钠溶液 3- 5L。 在蒸氨过程中加入硬酯酸钠， 使产生的纳米结晶体受到封闭包裹， 不再继续 长大。

作为优选： 所述的低品位氧化锌矿为含锌质量分数为 8%〜30%的菱锌矿、 锌 铁尖品石矿、 异极矿中的其中一种或几种的混合矿。

本发明的方法可以适用于各种低品位的氧化锌 矿， 适用范围广。

本发明的目的之二， 是提供一种高纯度且高活性的纳米氧化锌，所 采用的技 术方案是干燥煅烧的温度采用 150- 300°C。

由于本发明的技术方案， 在蒸氨结晶步骤后， 得到的主要是氢氧化锌， 氢氧 化锌的分解温度低于碱式碳酸锌， 采用 150- 300°C的温度进行煅烧， 即可得到纯 度在 99. 7%及其以上的氧化锌， 因为氢氧化锌的晶核小于碱式碳酸锌， 所以最终

替换页 （细则第 26条) 可以得到分布均匀粒径为 10-30nm， 而且比表面积 100m7g 以上的优质纳米氧 化锌粉体。

综上所述， 釆用上述技术方案， 将氨法应用于对低品位氧化锌矿的处理， 并 对现有氨法进行了技术改进， 在浸取前增加了活化步骤并在浸取时加入氟硅 酸 钠、表面活性剂和二氰二胺， 一方面低品位氧化锌矿达到了高效浸出， 后续工序 增加预蒸氨以及在蒸氨过程中加入阻变剂以抑 制晶体的生长，得到粒径小且分布 窄的纳米氧化锌前驱体; 另一方面， 本发优选采用较低的煅烧温度， 可以得到较 大比表面积的高纯纳米氧化锌 （纯度可以达到 99. 7%), 具有很高的实用价值和 经济价位； 另外， 本发明的处理方法能耗低、 效率高。低品位氧化锌矿中有价和 有害重金屈都被浸出利用、而且经水洗干净， 达到了经济环保以及再生资源的合 理利用。

本发明的创新点主要有： U)增加预蒸氨处理， 先赶走过多游离氨， 在蒸氨 时达到快速结品的目的； （2)蒸氨过程中， 当锌氨络合液中氨浓度较低时， 通过加 入氢氧化纳提高液体的 ΡΗ值， 达到快速析氨的目的； （3)在锌氨络合液中加入表 面活性剂 （如 SDS )、 磷酸垵， 结合溶液中自有的硫酸铵， 可以有效控制纳米氧 化锌晶核的增长； （4)利用蒸汽的动力实现髙速搅拌， 控制纳米氧化锌结晶； 具体实施方式 下而对本发明作详细的说明。 为了使本发明的目的、 技术方案及优点更加清楚明白， 以下结合实施例， 对 本发明进行进一歩详细说明。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。

实施例 1

原料： 云南某氧化锌矿 1 ^# ， 其成分为： Znl5. 48%. Fel8. 20%. Si027. 94%, 锌物相成分为碳酸锌 9. 49%、 硅酸锌 2. 12%.硫化锌 0. 7 3%、 铁 锌尖品石 3. 14 %。

用于制备高纯纳米氧化锌的方法：

U ) 活化： 取 500g氧化锌矿 ， 加入 15g熟石灰得到混合料， 并进行混 合活化， 所述混合料中水的质量百分含量控制在 8%， 混合活化时间为 36小时；

替换页 （细则第 26条) (2)浸取： 将混合活化后的低品位氧化锌矿 1 ^# 用 1500ml氨水-碳铵液 作为浸取剂进行浸取 ·,其中，所述浸取剂中顯：、的摩尔浓度 c(NH ₃ )=5.5mol/L, CO/—的摩尔浓度 c(C0 — ) = 1.2 raol/L, 按每立方米浸取剂中添加 0.3kg氟硅 酸钠的 ：在浸取剂中加入氟硅酸钠； 合计浸取时间为 3小时， 温度为 25-40 。C _; 固液分离后， 所得锌氨络合液中锌 69.7 克； 氧化锌矿锌的浸出率为 90.1%；

) 化除杂： 向浸取后得到的浸取液中加入 2. lg 高锰酸钾搅拌 0.5h ， 加入少量聚丙烯酰胺溶液 （½g/L) 过滤， 滤液按沉淀 Cu、 Cd、 Pb 所需硫化钠的理论 的 1.2倍加入硫化钠， 温度， 70V, 搅拌时间 2h,过滤， 滤液加入 ΚΜηΟ,,用量为 Fe量的 2.7倍， 温度 80°C， 搅拌 lh (检测 Fe、 Mn合 格）， 过滤， 滤液按置换 Cu、 Cd、 Pb所需理论锌粉的 2.5倍加入锌粉， 搅拌 30min， 度 60°C， 过滤， 得精制液；

(d) 制处理， 净化除杂处理后的液体中， 加入磷酸铵和表面活性剂， 加入 为 立方米净化除杂处理后的液体中 1kg 磷酸铵、 50g 表面活性剂 SDS, 到粘制液；

(5) 蒸^结品： 将所得粘制液置入蒸氨器中进行蒸氨， 蒸汽压进口 0.5 Pa/cm,溶液温度 105Γ, 直至 [Zn ²⁺ ] =1.5g/L时停止蒸氨， 得到的乳 浊液进行 ^液分离， 滤饼按液固比 5: i清水洗涤， 洗涤时间 lh，再过滤分 离， 得到滤饼；

(6)干燥煅烧：滤饼 105Ό干燥，得到粉体，经 300Ό马弗炉煅烧 50min, 取样检测 i 到纯皮 Ζηϋ =99.76%；堆积密度 0.26g/m ² , 平均粒径 14.2nm(XRD 线宽法） , 比表面枳 102inVg的高纯纳米氧化锌粉体。 实施例

原料 化 ^矿 '，其成分为： Zn9.67%. Fel9.33%. Si026. 63%,Ca028.34% 其锌物相成分为碳酸锌 12.28%、 硅酸锌 2. 37%.硫化锌 0. 8 2%、 铁锌尖 晶石 3. 2U%o

川 f制^高纯¾化锌的方法：

(ί) 化： 取 500g ¾化锌矿 2 ^# ， 加入 25g熟石灰得到混合料， 并进行混

替换页 （细则第 26条) 合活化， 所述混合料中水的质量百分含量控制在 9%, 混合活化时间为 36小时；

(2)浸取： 将混合活化后的氧化锌矿 2 ^# 用 1500ml氨水-碳铵液作为浸取剂 进行浸取； 其中， 所述浸取剂中 N 的摩尔浓度 c(NH ₃ )=7mol/L， C0 ₃ ² —的摩尔浓度 c (CO/") =1.2 raol/L, 分别每立方米浸取剂中添加 0.5kg氟硅酸钠、 0.05kg的表 面活性剂 SilS、 0.5kg的二氰二胺； 在浸取时， 采用球磨， 并保证球磨机内浸出 时间为 60分钟， 球磨机出口物料全部通过 140目筛， 合计浸取时间为 3小时， 温度为 25 0Ό; 所得锌氨络合液中锌 44.28克； 氧化锌矿锌的浸出率 91.58%;

(3) 预蒸氨： 将浸取后得到的浸取液加热至 95°C迸行析氨， 直至浸取 液中 c.(N )=2.8mol/L, 然后按每立方米的浸取液中加入 4kg过硫酸铰并搅 拌；

； 化除杂： 向¾取后得到的浸取液中加入 1.33g 高锰酸钾搅拌

0.5h ， 加入少量聚丙烯酰胺溶液 (4mg/L) 过滤， 滤液按沉淀 Cu、 Cd、 Pb 所需硫化钠的理论 S的 1.2倍加入硫化钠, 温度，70°C， 搅拌时间 2h，过滤， 滤液加入1 1(¾用蛩为 1 量的3.5倍， 温度 80°C， 搅拌 lh (检测 Fe、 Mn合 格）， 过^， 滤液按 换 Cu、 Cd、 Pb所需理论锌粉的 2.5倍加入锌粉， 搅拌

30min, 60°C， 过滤， ¾ 制液;

制处理， 净化除杂处理后的液体中， 加入磷酸铵和表面活性剂， 加入 £i为^立方米净化除杂处理后的液体中 3kg 磷酸铰、 10g 表面活性剂

((;) 蒸¾结品： 将所得 ¾制液置入蒸氨器中进行蒸氨， 蒸汽压进口

0.6Μ1¾/(^,溶液温度 i08°C, 蒸氨结晶过程中， 每立方米蒸氨液体中还加入 质量分数为 5%的硬酯酸钠溶液 3L， 随时检测蒸氨设备内液体锌含量， 当锌 含量在 【％ί '， 在蒸氨设备内加入氢氧化纳溶液， 加入量为每立方米蒸氨液 体加入 ^ ： 1'」分含 id:为 30%的^ ¾化钠溶液 3升，锌质量百分含量低于 0.3% 时， 结 ; ¾¾， 到的乳浊液进行固液分离， 滤饼按液固比 5: 1清水洗涤， 洗涤时 i'nj Hi,再过滤分离， 到滤饼;

(7 ) 卜燥煅烧：滤饼 ΙϋΟΌ干燥，得到粉体,经 150°C马弗炉煅烧 70min, 取样检 到纯皮 Zn0%=99.89%；堆积密度 0.21g/m ² ， 平均粒径 12.5nm(XRD 线宽法）， '比衷 115in7g的高纯氧化锌粉体。

替换页 （细则第 26条) 实施例 3

原料：氧化锌矿 3 ^# ，其成分为： Znl3.6%. Fel8.67%. Si027.83%， Ca029.92% 其锌物相成分为碳酸锌 7.%%、 硅酸锌 2. 21%.硫化锌 0.76%、 铁锌尖晶石 2.67%

川于制 高纯氧化锌的方法：

(1 ) ¾化： 取 U氧化锌矿 3"， 加入 40kg熟石灰得到混合料， 并进行混合 活化， 所述混合料中水的质 百分含量控制在 10%, 混合活化时间为 42小时；

(2) 浸取： 将混合活化后的氧化锌矿 3 ^# 用 3000L氨水-碳铵液作为浸取剂 进行浸 ； 其中， 所述浸取剂中 Ν 的摩尔浓度 c(NH ₃ )=5.6mol/L， CO 的摩尔浓 度 c (CO ) \ .05 IHOI/L, 分别每立方米浸取剂中添加 0.4kg氟硅酸钠、 0. lkg的 表而活 '!:. SDS、 1kg的二 ^二胺； 在浸取吋， 采用球磨， 并保证球磨机内浸出 时间为 80分钟， 球磨机出口物料全部通过 140目筛，合计浸取时间为 3.5小时， 温度为 25 i(TC; 所 锌¾¾合液中锌 124.86千克， 低品位氧化锌的锌浸出率 91.8%；

(;n - :将 ¾ί取后得到的 取液加热至 105Γ进行析氨， 直至浸 取液中 ! /[„ 然后按每立方米的浸取液中加入 2kg过硫酸铵并 搅拌；

(4) ; 化除杂： 向没収后得到的浸取液中加入 3.75kg 高锰酸钾搅拌 0.8h, : I入少 iiL聚 W烯酰胺溶液 (4mg/L) 过滤， 滤液按沉淀 Cu、 Cd、 Pb 所 ¾硫化讷¾理论 ϋ的】.2倍加入硫化钠， 温度， 70°C， 搅拌时间 2h，过滤， 滤液加入 ^用量为1 量的3.5倍， 温度 80°C， 搅拌 lh (检测 Fe、 Mn合 格）， 过滤， 液按 换 Cu、 OJ、 Pb所需理论锌粉的 2.5倍加入锌粉， 搅拌 30min, i30。C, Ηΰίί, 粘制液；

(ο ^制处理， ^化除杂处理后的液体中， 加入磷酸铰和表面活性剂， 加入 方米 化除杂处理后的液体中 lkg 磷酸铵、 50g 表面活性剂 SDS， i'i ϋ^ ύΚ仅；

( ； ： 将所 ^¾制液置入蒸氨器中进行蒸氨， 蒸汽压进口

0.8MPa/cn; , ¾液 皮 108Ό, 蒸^结品过程中， 每立方米蒸氨液体中还加入

替换页 （细则第 26条) 质量分数为 5%的硬酯酸钠溶液 5L， 随时检测蒸氨设备内液体锌含量， 当锌 含量在 1 . 5%时， 在蒸氨设备内加入氢氧化纳溶液， 加入量为每立方米蒸氨 液体加入质 ¾百分含量为 30%的氢氧化钠溶液 5 升， 锌质量百分含量低于

0. 3%时， 结束蒸氨， 得到的乳浊液进行固液分离， 滤饼按液固比 5: 1清水 洗涤， 洗浇吋间 lh,再过滤分离， 得到滤饼；

( 7 ) 干燥煅烧: 滤饼 1()5°C干燥， 得到粉体，经 22CTC马弗炉煅烧 70rain,取样 检测 到纯度 Zn0%=9 . 83%；堆积密度 0. 26g/m ² , 平均粒径 12. 9nra(XRD线宽法）， 比表面枳 ! 06mVg的 纯纳米氧化锌粉体。

替换页 （细则第 26条)