一種從鋅浸出渣中回收鋅、鉛、銀的選礦方法

專利名稱：一種從鋅浸出渣中回收鋅、鉛、銀的選礦方法
技術領域：
本發明涉及一種回收鉛、鋅、銀的選礦方法，尤其涉及一種從鋅浸出渣中回收鉛、 鋅、銀的選礦方法。
背景技術：
鋅冶煉廠的原料-鋅精礦一般來說含鋅為50% (以ZnS存在)左右，含鉛為1. 5 3% (以PbS存在)左右，冶煉廠將鋅提出去以后的浸出渣相對于原料的渣率約為50%，因 此浸出渣中鉛的品位將會比原來富集一倍以上，達到3 6%以上(主要轉化為PbSO4形 式)。這種濕法煉鋅廠的浸出渣是一種重要的鉛二次資源。濕法煉鋅廠的浸出渣中還含有具有回收利用價值的鋅金屬。浸出渣中所含的鋅礦 物主要是酸難溶的鋅礦物，最常見為鐵酸鋅，其次為硅酸鋅。當硫化鋅精礦含有較高的鐵和 硅時，在焙燒過程中易產生酸難溶的鐵酸鋅物相和硅酸鋅物相。浸出渣中酸難溶的另一種 鋅礦物為硫化鋅，是硫化鋅精礦沸騰焙燒不徹底所致。浸出渣中還含有一定的易溶解的硫 酸鋅，為浸出渣與浸出液固液分離不徹底所致。浸出渣中鋅金屬的含量根據所處理的硫化 鋅精礦原料性質不同，以及根據所選擇的濕法煉鋅工藝的不同而高低變化很大，某些煉鋅 廠的浸出渣中含有10% 15%以上的鋅，但也有一些濕法煉鋅廠，其浸出渣含鋅低于7%， 甚至低至3% 5%。濕法煉鋅廠的浸出渣中往往還含有50 1000g/t高低不等的銀。國內外科技工作者對鋅浸出渣中有價金屬的綜合回收問題開展過大量的研究，形 成了三大類處理鋅浸出渣的方法火法、濕法和浮選法。火法處理鋅浸出渣的方法有以下三種奧斯麥特法、煙化爐揮發法、和回轉窯揮發 法。奧斯麥特法是目前火法處理鋅浸出渣的最先進的方法，世界上有4家奧斯麥特煉鉛冶 煉廠，分別是歐洲金屬集團在德國的諾登漢鉛冶煉廠、納米比亞的舒邁伯鉛冶煉廠、南韓高 麗鋅公司的鉛冶煉廠、印度HZL鉛冶煉廠。因為其投資巨大，所以考慮造價，國內很少采用， 目前只有云錫公司等少數廠家采用奧斯麥特煉鉛。煙化爐揮發法和回轉窯揮發法都是采用 煤做還原劑，在還原氣氛中使鉛、鋅等金屬被還原成金屬蒸氣而從原料中揮發分離出來。這 兩種揮發法可回收鋅、銦、鉛等多種金屬，且這些金屬的回收率都較高。由于煙化爐是間斷 加料，間斷排料，不如回轉窯是連續加料，連續排料，因此，目前對鋅浸出渣的揮發窯處理， 國內普遍采用的是回轉窯，先得到次氧化鋅中間產品，再用次氧化鋅中間產品生產鋅的系 列產品，同時另外產出一種鉛泥副產品，這種鉛泥可作為生產粗鉛的原料用。回轉窯法的優點是鉛和鋅的揮發回收率高，但缺點也非常明顯。首先，回轉窯法對 銀的回收效果非常差，絕大部分銀不能回收，殘留在揮發窯渣中。其次，處理一噸浸出渣需 要添加300 500公斤的焦煤，處理成本高，因此，回轉窯法僅當處理含鋅高達10% 15% 以上的鋅浸出渣時才可能有利可圖，對于含鋅低于7%以下的浸出渣來說，回轉窯法幾乎沒 有利潤。而對于含鋅大于10%甚至更高的鋅浸出渣，即使回轉窯法回收鋅有利可圖，但因為 含有較高的鉛，鉛也進入到次氧化鋅產品中，降低了次氧化鋅的品位，而且，次氧化鋅產品中往往含有較高的氟和氯等，用次氧化鋅做電解鋅生產原料，會引起陰極燒板，降低電流效 率，因此還需要通過多膛爐脫氟氯處理才行。第三，回轉窯法還存在煙塵及二氧化硫和二氧 化碳氣體污染大氣環境的問題，實施該法必須建設投資龐大的收塵系統和二氧化硫煙氣回 收處理系統。因此，揮發窯法處理鋅浸出渣，不是因為銀回收效果差，或因為成本不合算而 不能生產，就是因為環境污染問題而不讓生產，導致國內很多建好的處理鋅浸出渣的回轉 窯閑置不用，鋅浸出渣只能繼續堆存，不僅得不到合理利用，而且其中可溶的有價金屬對環 境造成嚴重的潛在污染威脅。全濕法處理鋅浸出渣的應用實例較為少見。祥云縣飛龍實業有限責任公司和昆明 理工大學于2006年聯合申請的《回收鋅浸出渣中夾帶鋅的濕法工藝》專利和沈慶峰，楊顯 萬等人于2006年發表《用溶劑萃取法從氧化鋅礦浸出渣中回收鋅》的論文，對浸出渣中夾 帶的3%左右的水溶性鋅，采用“水洗-P204萃取-反萃-凈化電積”的濕法流程，獲得了較 好的回收效果。但該法只能回收鋅浸出渣中的水溶鋅。浮選法是一種常用的能夠以較低生產成本實現金屬礦物富集的方法，并在我國株 冶等鋅冶煉廠的鋅浸出渣處理中得到了應用，但我國目前對鋅浸出渣的浮選方面的研究僅 局限于銀的回收。國外文獻有用浮選法回收鋅浸出渣中鉛的報道。M. C. Fuerstenau等人 于 1987 ^StJ ((The surface characteristics and flotation behavior of anglesite and cerussite》研究論文，對鉛礬和菱鉛礦開展浮選研究得出一個結論，鉛礬的硫化-黃藥 浮選沒有菱鉛礦容易進行。Rashchi F等人于2005年的《Anglesite flotation :a study for lead recovery from zinc leach residue》研究論文，由崔洪山和李長根翻譯了中文 版《鉛礬浮選從鋅浸出渣中回收鉛的研究》，該論文指出，雖然可用硫化_黃藥浮選法從鋅 浸出渣中回收鉛礬，但在浮選之前，需要用水力旋流器對浸出渣進行脫泥處理，脫除-15um 的細泥。據該研究報道，不脫泥浮選得到的鉛精礦品位和鉛回收率指標都要比脫泥后浮選 低得多，對含鉛9%左右的鋅浸出渣，脫泥浮選可獲得鉛精礦品位41. 32%，鉛回收率66% 的指標，不脫泥浮選只能獲得鉛精礦品位28. 47%,鉛回收率56%的指標。迄今為止的國內 期刊和專利文獻中鮮見有用浮選法回收鋅浸出渣中的鉛和鋅的報道，尤其鮮見有不用脫泥 的浮選法回收鋅浸出渣中鉛和鋅的報道。

發明內容
本發明的目的在于提供一種以浮選法為主要方法的從鋅浸出渣中回收鋅、鉛、銀 的選礦方法，以克服傳統回轉窯揮發法等火法工藝處理鋅浸出渣帶來的種種弊端，以彌補 全濕法工藝只能回收水溶鋅，不能回收鉛和銀，及彌補國內浸出渣浮選工藝只是回收銀，沒 對鉛和鋅進行浮選回收的缺陷，并區別于文獻《鉛礬浮選從鋅浸出渣中回收鉛的研究》需 要在浮選之前進行脫泥，本發明不用脫泥對鋅浸出渣進行浮選，獲得超過文獻報道的綜合 回收鉛、鋅、銀的理想技術指標。為實現上述目的，本發明的技術解決方案是一種從鋅浸出渣中回收鉛、鋅、銀的 選礦方法，包括鋅分選和鉛銀浮選兩部分，其特征在于所述的鋅分選部分包括以下步驟A、洗滌浸鋅，用水或硫酸溶液浸取鋅浸出渣，控制浸出終點pH值為0 3范圍，得 到的礦漿經一次固液分離后得到浸出液和浸渣；
5
B、一次沉淀，向A步驟中的浸出液投入石灰乳，調整溶液的pH值為4-5. 8，經二次 固液分離后得到含鋅溶液和石膏渣；C、二次沉淀，向B步驟得到含鋅溶液中投入沉淀劑，經三次固液分離后得到水溶 液和沉淀渣，水溶液返回浸出，沉淀渣作為1號鋅精礦；所述的鉛銀浮選部分包括以下步驟D、分散調漿，將A步驟得到的浸渣加分散調整劑在調漿槽中進行分散調漿，得到 礦泥充分分散的礦漿；E、表面改性調漿，對步驟D得到的礦漿加入表面改性劑并攪拌進行表面改性，得 到鉛銀礦物表面被改性的礦漿；F、浮選，對步驟E得到的礦漿加捕收劑和起泡劑進行浮選，得到鉛銀精礦漿和尾 礦漿；G、脫水，將步驟F得到的鉛銀精礦漿和尾礦漿分別進行脫水，分別得到鉛銀精礦 和水及尾礦和水，水返回分散調漿槽。所述的鋅分選部分的步驟C得到的沉淀渣送去富集鋅，其步驟如下①、浮選，將C步驟得到的沉淀渣調漿加調整劑、捕收劑和起泡劑進行浮選，得到 鋅精礦漿和尾礦漿；②、脫水，將步驟①得到的鋅精礦漿和尾礦漿分別進行脫水，分別得到2號鋅精礦 和水及尾渣和水，水返回浮選；所述的鋅分選部分的浸渣送去回收難溶鋅，其步驟如下(a)選擇性調漿，將浸渣加水調成礦漿，再加入選擇性調整劑并攪拌，得到活化礦 漿；(b)浮選，將步驟(a)得到的活化礦漿加捕收劑和起泡劑進行浮選，得到精礦漿和 尾礦漿；(c)脫水，將步驟(b)得到的精礦漿和尾礦漿分別進行脫水，分別得到3號鋅精礦 和水及尾渣和水，水返回選擇性調漿，尾渣送鉛銀分選部分分散調漿后浮選回收銀。所述的C步驟使用的沉淀劑是氫氧化鈉、氫氧化鉀、碳酸鈉、碳酸氫鈉、碳酸銨、碳 酸氫銨、石灰、硫化鈉、硫化鉀、硫氫化鈉、硫氫化鉀、硫化氫、硫化銨中的任一種或幾種。所述的D步驟的分散調整劑是碳酸鈉、改性水玻璃、六偏磷酸鈉、焦磷酸鈉、羧甲 基纖維素鈉、改性淀粉、磷酸二氫鉀、磷酸二氫鈉、磷酸氫二鉀、磷酸氫二鈉中的任一種或幾 種。所述的E步驟的表面改性劑是硫化鈉、硫化鉀、硫氫化鈉、硫氫化鉀、硫化氫、硫化 銨中的任一種或幾種。所述的F步驟所用的捕收劑為烷基二硫代碳酸鹽、烷基二硫代磷酸鹽、硫氮類、硫 醇類、硫氨酯類中的任一種或幾種；所述的鋅分選部分的步驟C得到的沉淀渣送去富集鋅的浮選步驟加入的調整劑 為羧甲基纖維素鈉、改性水玻璃、六偏磷酸鈉、改性淀粉、木質素中的一種或幾種。加入的 捕收劑是十二烷基硫酸鈉、十二烷基苯磺酸鈉、油酸鈉、烷基伯胺鹽、烷基仲胺鹽、烷基叔胺 鹽、烷基二硫代碳酸鹽、烷基二硫代磷酸鹽、硫氮類、硫醇類、硫氨酯類中的任一種或幾種。所述的鋅分選部分的浸渣送去回收難溶鋅的選擇性調漿步驟加入的選擇性調整劑為硫酸銅、硫酸銨、硝酸鉛、碳酸鈉、石灰中的一種或幾種，浸渣送去回收難溶鋅的浮選步 驟加入的捕收劑是烷基二硫代碳酸鹽、烷基二硫代磷酸鹽、硫氮類、硫醇類、硫氨酯類中的 任一種或幾種。本發明的有益效果是本發明采用簡單的濕法洗滌-沉淀法或濕法洗滌-沉淀浮選法從鋅浸出渣中回收 易溶鋅，采用選擇性調漿浮選法從鋅浸出渣中回收難溶鋅，采用深度硫化表面改性浮選法 從鋅浸出渣中回收鉛、銀。該方法與已經申請的專利或公開文獻報道的方法相比，具有以下 五方面的優點一是工藝簡單，所需設備投資少；二是生產成本低，使得不能用回轉窯處理 的低鋅含量的鋅浸出渣找到了一種經濟的處理方法；三是不需要加入焦煤進行焙燒，沒有 煙塵和二氧化硫及二氧化碳煙氣污染問題；四是回水大部分甚至全部循環使用；五是浮選 尾渣得到了無害化處理，與原浸出渣相比，礦漿的PH值已經由原來的酸性變為弱堿性，鉛 等重金屬元素的含量也比原渣大大降低，可采用干法堆存取代傳統的全漿尾礦庫推存，消 除了全漿尾礦庫的潛在安全隱患。


附圖是本發明的工藝流程圖。
具體實施例方式下面結合附圖對本發明及其具體實施方式
作進一步詳細說明。參見附圖，本發明包括鋅分選和鉛銀浮選兩部分，其特征在于所述的鋅分選部分包括以下步驟A、洗滌浸鋅，用水或硫酸溶液浸取鋅浸出渣，控制浸出終點pH值為0 3范圍，得 到的礦漿經一次固液分離后得到浸出液和浸渣；B、一次沉淀，向A步驟中的浸出液投入石灰乳，調整溶液的pH值為4-5. 8，經二次 固液分離后得到含鋅溶液和石膏渣；C、二次沉淀，向B步驟得到含鋅溶液中投入沉淀劑，經三次固液分離后得到水溶 液和沉淀渣，水溶液返回浸出，沉淀渣作為1號鋅精礦；所述的鉛銀浮選部分包括以下步驟D、分散調漿，將A步驟得到的浸渣加分散調整劑在調漿槽中進行分散調漿，得到 礦泥充分分散的礦漿；E、表面改性調漿，對步驟D得到的礦漿加入表面改性劑并攪拌進行表面改性，得 到鉛銀礦物表面被改性的礦漿；F、浮選，對步驟E得到的礦漿加捕收劑和起泡劑進行浮選，得到鉛銀精礦漿和尾 礦漿；G、脫水，將步驟F得到的鉛銀精礦漿和尾礦漿分別進行脫水，分別得到鉛銀精礦 和水及尾礦和水，水返回分散調漿槽。所述的鋅分選部分的步驟C得到的沉淀渣送去富集鋅，其步驟如下①、浮選，將C步驟得到的沉淀渣調 加調整劑、捕收劑和起泡劑進行浮選，得到 鋅精礦漿和尾礦漿；
②、脫水，將步驟①得到的鋅精礦漿和尾礦漿分別進行脫水，分別得到2號鋅精礦 和水及尾渣和水，水返回浮選；所述的鋅分選部分的浸渣送去回收難溶鋅，其步驟如下(a)選擇性調漿，將浸渣加水調成礦漿，再加入選擇性調整劑并攪拌，得到活化礦 漿；(b)浮選，將步驟(a)得到的活化礦漿加捕收劑和起泡劑進行浮選，得到精礦漿和 尾礦漿；(c)脫水，將步驟(b)得到的精礦漿和尾礦漿分別進行脫水，分別得到3號鋅精礦 和水及尾渣和水，水返回選擇性調漿，尾渣送鉛銀分選部分分散調漿后浮選回收銀。所述的C步驟使用的沉淀劑是氫氧化鈉、氫氧化鉀、碳酸鈉、碳酸氫鈉、碳酸銨、碳 酸氫銨、石灰、硫化鈉、硫化鉀、硫氫化鈉、硫氫化鉀、硫化氫、硫化銨中的任一種或幾種。所述的D步驟的分散調整劑是碳酸鈉、改性水玻璃、六偏磷酸鈉、焦磷酸鈉、羧甲 基纖維素鈉、改性淀粉、磷酸二氫鉀、磷酸二氫鈉、磷酸氫二鉀、磷酸氫二鈉中的任一種或幾 種。所述的E步驟的表面改性劑是硫化鈉、硫化鉀、硫氫化鈉、硫氫化鉀、硫化氫、硫化 銨中的任一種或幾種。所述的F步驟所用的捕收劑為烷基二硫代碳酸鹽、烷基二硫代磷酸鹽、硫氮類、硫 醇類、硫氨酯類中的任一種或幾種；所述的鋅分選部分的步驟C得到的沉淀渣送去富集鋅的浮選步驟加入的調整劑 為羧甲基纖維素鈉、改性水玻璃、六偏磷酸鈉、改性淀粉、木質素中的一種或幾種。加入的 捕收劑是十二烷基硫酸鈉、十二烷基苯磺酸鈉、油酸鈉、烷基伯胺鹽、烷基仲胺鹽、烷基叔胺 鹽、烷基二硫代碳酸鹽、烷基二硫代磷酸鹽、硫氮類、硫醇類、硫氨酯類中的任一種或幾種。所述的鋅分選部分的浸渣送去回收難溶鋅的選擇性調漿步驟加入的調整劑為硫 酸銅、硫酸銨、硝酸鉛、碳酸鈉、石灰中的一種或幾種，浸渣送去回收難溶鋅的浮選步驟加入 的捕收劑是、烷基二硫代碳酸鹽、烷基二硫代磷酸鹽、硫氮類、硫醇類、硫氨酯類中的任一種 或幾種。一次、二次、三次固液分離步驟可以是過濾、壓濾、高效濃密機脫水等方法，各個浮 選步驟產生的精礦漿和尾礦漿的脫水步驟可以使用過濾、壓濾、高效濃密機脫水方法、也可 以是沉淀池自然沉清脫水、原漿編織袋包裝擠壓脫水等。步驟B為一次沉淀步驟，加入沉淀劑石灰乳后，在礦漿pH < 4 6的條件下只產 生不含鋅的石膏沉淀，其化學反應式為Ca (OH) 2+H2S04 = CaSO4 J, +2H20步驟C為第二次沉淀步驟，這一步中采用的沉淀劑可以是a.氫氧化鈉、氫氧化 鉀、氨水等強堿物質中的一種、b.碳酸鈉、碳酸氫鈉、碳酸鉀、碳酸氫鉀、碳酸銨、碳酸氫銨等 強堿弱酸鹽中的一種，c.硫化鈉、硫化鉀、硫氫化鈉、硫氫化鉀、硫化氫等硫化物中的一種， d.石灰乳。這一步中采用的沉淀劑還可以是a、b、c三種物質中的一種和d的混合物。這一步中采用的沉淀劑如果是石灰乳，則需要將溶液的pH調節到8 11。由于溶 液中含有S042_，所以，在這一步會產生氫氧化鋅和石膏(CaSO4)兩種沉淀。Zn2++2Ca (OH) 2+2H++2S042_ = 2CaS04 I +Zn (OH) 2 I +2H20
8
這一步中采用的沉淀劑如果是氫氧化鈉、氫氧化鉀、氨水等強堿物質，則同樣需要 將溶液的PH調節到8 11。這一步產生的沉淀為氫氧化鋅沉淀。Ζη2++0Γ = Zn (OH) 2 IZn2++2NH4 (OH) = Zn (OH) 2 丨 +2NH4+這一步中采用的沉淀劑如果是碳酸鈉、碳酸氫鈉、碳酸鉀、碳酸氫鉀、碳酸銨、碳酸 氫銨等強堿弱酸鹽，則這一步產生的沉淀為碳酸鋅沉淀。Zn2++C0: = ZnCO3 IZn2++HC(V = ZnCO3 I +H.這一步中采用的沉淀劑如果是硫化鈉、硫化鉀、硫氫化鈉、硫氫化鉀、硫化氫等硫 化物，則這一步產生的沉淀主要是硫化鋅。Zn2++S2_ = ZnS IZn2++HS" = ZnS I +H+Zn2++H2S = ZnS I +2H.這一步中采用的沉淀劑如果是石灰乳和氫氧化鈉、氫氧化鉀、氨水等強堿物質中 的一種，則將PH調節到8 11后，產生的沉淀是石膏和氫氧化鋅的混合物。這一步采用的沉淀劑如果是石灰和碳酸鈉、碳酸氫鈉、碳酸鉀、碳酸氫鉀、碳酸銨、 碳酸氫銨等中的一種，將PH調到8 11后，產生的沉淀是石膏和碳酸鋅的混合物。這一步中采用的沉淀劑如果是石灰和硫化鈉、硫化鉀、硫氫化鈉、硫氫化鉀、硫化 氫等硫化物的混合，產生的沉淀為石膏和硫化鋅的混合物。如果在步驟C中產生的沉淀渣為單獨的氫氧化鋅沉淀、或碳酸鋅沉淀、或硫化鋅 沉淀、這些沉淀渣中含鋅品位較高，固液分離后得到的渣可直接作為鋅精礦(在本申請文 件中記為1號鋅精礦)，不必要送到浮選處理。鋅分選部分的步驟C得到的沉淀渣送去富集鋅的浮選步驟如果在步驟C中得到 的沉淀為石膏渣和氫氧化鋅沉淀、或石膏渣和碳酸鋅沉淀、或石膏渣和硫化鋅沉淀的混合 物，含鋅品位較低，則固液分離后得到的渣不能直接作為鋅精礦，必須將其送到該步驟進行 浮選富集。經過浮選富集后得到的精礦漿過濾后得到的鋅精礦在本申請文件中記為2號鋅 精礦。因為步驟C得到的沉淀渣是否送去浮選富集鋅，要視該沉淀渣含鋅和含雜高低而定， 所以，在描述工藝流程的附圖中以一個虛框將這些步驟框定，表示框內這些步驟為條件選 擇實施步驟。鉛銀浮選部分的步驟E為表面改性調漿步驟，加入的表面改性劑用量范圍為0 30000g/t，發生的化學反應式如下PbSO4 (表面)+S2—(溶液)=PbS (表面)+SO/—(溶液)當步驟A產出的浸渣中含有難溶鋅，且這些鋅可進一步用浮選分離出來時，則將 其送往選擇性調漿浮選難溶鋅回收部分處理；區別于1號鋅精礦和2號鋅精礦是從浸出液 中回收的，該選擇性調漿浮選難溶鋅回收部分得到的鋅精礦是從浸渣中回收的，在本專利 申請文件中記為3號鋅精礦。尾礦漿脫水后的尾渣送往鉛、銀回收部分處理，以回收鉛、銀。步驟A產出的浸渣可以經過難溶鋅浮選系統處理后再送往鉛銀回收系統處理，也 可不經過難溶鋅浮選回收系統，而直接送往鉛銀分選部分處理，浸渣是否經過難溶鋅浮選 系統處理，要視難溶鋅浮選系統能回收到多少鋅而定。難溶鋅浮選系統在附圖中也以虛框框住，表示這些步驟也是條件選擇實施步驟。以下給出
具體實施例方式實例1鋅浸出渣，含鉛5. 1%，含鋅4.8%，含銀125g/t.稱取該渣1000克，加入水500ml，在球磨機中磨礦2分鐘，將磨好的礦漿再加水調 成固體濃度為20%左右的礦漿，向該礦漿中加入硫酸溶液，攪拌10分鐘，浸出終點pH = 0.5。然后對該礦漿進行真空過濾，得到浸出液3750ml，含鋅6. 7g/l，鋅浸出率52. 34%。得 到浸渣865克，含鉛5. 9 %，含銀145g/t。向浸出液中加入石灰乳，調節礦漿pH至4. 0，固液分離后得到石膏渣87克，含鋅 0. 85%，浸出液損失到石膏渣中的鋅的損失率為2. 94%。向pH = 4. 0的溶液中再加入石 灰乳，調節礦漿PH至8. 5，再次固液分離后得到沉淀渣124克，含鋅19. 36%，水溶液含鋅 0. lg/Ι，鋅損失率1.51%，沉淀渣中鋅從酸浸出液中的回收率為95. 55%，從原渣中的鋅回 收率為50. 01%。將按以上方法得到的4份含鋅石膏沉淀渣按照以下步驟開展易溶鋅的閉路浮選 試驗，將第一份沉淀渣轉入到一個500ml掛槽浮選機中，按石膏渣重量加入調整劑羧甲基 纖維素200g/t，六偏磷酸鈉600g/t，攪拌3分鐘后再加入捕收劑十二烷基硫酸鈉600g/t和 起泡劑松醇油30g/t，再攪拌3分鐘后充氣浮選刮泡8分鐘，得到浮選泡沫粗精礦，對浮選尾 礦再進行一次掃選，添加十二烷基硫酸鈉300g/t，充氣浮選刮泡8分鐘，得到掃選泡沫精礦 和這一輪浮選的尾渣。粗選和掃選泡沫精礦合并進行一次精選，時間8分鐘，得到這一輪浮 選的2號鋅精礦和精選尾礦，精選尾礦返回到下一個加入第二份石膏沉淀渣的浮選槽中， 按照相同方法開展第二輪浮選試驗。如此方法開展完全部四輪浮選試驗，取第三輪和第四 輪的2號鋅精礦和尾渣計算浮選指標，獲得的2號鋅精礦平均重59. 3g，含鋅36. 25%，浮選 作業鋅回收率89. 54%，對原浸出渣的鋅回收率為44. 78%。對四份浸渣按照以下步驟開展難溶鋅的閉路浮選試驗，將第一份酸浸渣給入到3L 浮選機中開展第一輪浮選試驗，加入由碳酸鈉和硫酸銅組成的調整劑300g/t，攪拌3分鐘 后再加入捕收劑丁基鈉黃藥100g/t，起泡劑松醇油50g/t，再攪拌2分鐘后開始充氣浮選， 刮泡8分鐘得到本輪的浮選粗精礦和尾渣，對粗精礦進行一次精選，時間5分鐘，得到這一 輪的3號鋅精礦和精選尾礦。精選尾礦返回到第二份浸渣的第二輪浮選試驗中，按照與第 一輪相同的方法開展第二輪浮選試驗。如此方法開展完四輪浮選試驗，取最后兩輪的3號 鋅精礦和尾渣計算指標，得到3號鋅精礦，平均重13. 5克，平均含鋅41. 23%，從原渣中計的 平均鋅回收率11. 59%。鋅的總回收率為56. 37%。將四份上述浮選鋅后的尾渣按照以下步驟開展鉛銀閉路浮選試驗，第一輪試驗， 先將一份尾渣給入到一個3L浮選機中，加入分散調整劑水玻璃500g/t，六偏磷酸鈉IOOOg/ t，碳酸鈉1000g/t，磷酸氫二鈉300g/t，攪拌3分鐘后再加入表面改性劑硫化鈉15kg/t，攪 拌10分鐘后再加入捕收劑Y89黃藥300g/t，乙硫氮150g/t，丁銨黑藥150g/t，再攪拌2分 鐘后開始充氣浮選，粗選刮泡8分鐘，得到粗選浮選泡沫精礦，對粗選浮選尾礦再進行兩次 掃選，除了不加入分散調整劑以外，其余的藥劑(包括表面改性劑、捕收起泡劑)，第一次掃 選的用量為粗選的一半，第二次掃選的用量為第一次掃選用量的一半，兩次掃選加入表面 改性劑后均攪拌5分鐘，加入捕收劑起泡劑后均攪拌2分鐘，然后均充氣浮選8分鐘，分別
10得到一次掃選浮選泡沫精礦、二次掃選浮選泡沫精礦、和這一輪的浮選最終尾礦。粗選和兩 次掃選的泡沫產品合并后進行一次8分鐘的精選，得到這一輪的鉛銀精礦和浮選中礦。將 第一輪的浮選中礦返回到第二份選鋅尾渣的第二輪浮選試驗給礦中，按照與第一輪試驗相 同的方法開展第二輪浮選試驗。如此方法開展完全部四輪浮選試驗，取最后兩輪的鉛銀精 礦和尾礦計算試驗指標，獲得鉛銀精礦平均重78. 8克，平均含鉛42. 3%，含銀1097g/t，鉛 回收率65. 36%，銀回收率69. 15%。本實施例中浮選的詳細過程未在流程圖中表明。實例2礦樣和實例1相同，除了下列步驟與實例1不相同之外，其余各步均同實例1。洗滌 浸鋅階段加入硫酸溶液，攪拌30分鐘，浸出終點pH為1. 4，固液分離后得到浸出液3820ml， 含鋅6. lg/Ι，鋅浸出率48. 55 %。得到浸出渣877克，含鉛5. 8 %，含銀143g/t。向3820ml浸出液中先加入石灰乳調節礦漿pH至5.0，固液分離后得到石膏渣 89克，含鋅0.82%，浸出液損失到石膏渣中的鋅的損失率為3. 13%。向pH = 5. 0的溶液 中再加入氫氧化鈉溶液，調節礦漿PH至9. 0，再次固液分離后得到沉淀渣54. 6克，含鋅 40. 64%，溶液含鋅0. lg/Ι，鋅損失率1. 64%，從酸浸液到該沉淀渣的鋅回收率為95. 23%, 從原渣中的鋅回收率為46. 23%。該沉淀渣含鋅大于40%，不需要用易溶鋅浮選系統處理， 直接得到產品1號鋅精礦。將浸渣按照與實例1相同的方法浮選難溶鋅，獲得3號鋅精礦，平均重15克，含鋅 38. 50%，從原浸出渣到該鋅精礦中的鋅回收率為12.03%。然后再按照與實例1相同的方 法浮選鉛銀，獲得鉛銀精礦平均重74克，含鉛43. 9%，含銀1125g/t，鉛回收率63. 70%，銀 回收率66. 60%。鋅的總回收率為58. 23%。實例3礦樣和實例1相同，除了下列步驟與實例1不相同之外，其余各步均同實例1。浸 出階段加入硫酸溶液，攪拌50分鐘，浸出終點pH為3. 0，固液分離后得到浸出液3780ml，含 鋅5. 9g/l，鋅浸出率46. 46 %。得到浸出渣892克，含鉛5.7%,含銀140g/t。向3780ml浸出液中先加入石灰乳調節礦漿pH至5. 8，固液分離后得到石膏渣32 克，含鋅1.5%，浸出液損失到石膏渣中的鋅的損失率為2. 15%。向pH = 5.8的溶液中再 加入濃度為30%的硫化鈉溶液110ml，再次固液分離后得到沉淀渣1號鋅精礦，重41. 6克， 含鋅51. 52 %，溶液含鋅0. lg/Ι，鋅損失率1. 69 %，沉淀渣中鋅從酸浸出液中的回收率為 96. 16%，從原渣中的回收率為44. 68%將浸出渣按照與實例1相同的方法浮選回收難溶鋅，獲得3號鋅精礦，平均重11. 3 克，含鋅45. 20%，從原渣到該鋅精礦的鋅回收率為10. 64%，再按照與實例1相同的方法浮 選鉛銀，得到鉛銀精礦重75. 5克，含鉛45. 2 %，含銀1127g/t，鉛回收率66. 9 %，銀回收率 68.1%。鋅的總回收率為55. 12%。實例4某鋅廠的浸出渣，含鉛13.8%，含鋅7. 1%，含銀810g/t。稱取該渣1000克，擦洗，并調成固體濃度20%左右的礦漿，向礦漿中加入硫酸溶 液，攪拌30分鐘，浸出終點pH = 1. 1。固液分離后得到浸出液4200ml，含鋅8. 6g/l，鋅浸出 率50.8%。得到浸出渣821克，含鉛16.9%，含銀99(^八。
按照與實例1相同的方法處理以上浸出液，得到含鋅38. 72%的浮選2號鋅精礦， 浮選作業鋅回收率83. 58%，從原渣計的鋅回收率為42. 46%。處理以上浸出渣與實例1不同的是不進行流程中的選擇性調漿浮選難溶鋅的作 業工序，其余按照與例1相同的工藝流程和條件，得到浮選精礦262克，含鉛46. 3%，含銀 2745g/t，鉛回收率87. 90%，銀回收率88. 79%。實{列 5某鋅浸出渣，含鉛9.2%，鋅7.5%，銀85g/t。稱取1000克該浸出渣，將該渣調成 固體濃度25%左右的礦漿，向礦漿中加入硫酸溶液，攪拌30分鐘，浸出終點pH = 1. 2，固液 分離后得到含鋅8. 4g/l左右的浸出液4020ml，鋅浸出率45. 02%。對浸出液按照與例2相同的流程和條件進行處理，浸出液損失到石膏渣中的鋅的 損失率為5. 05%。得到沉淀渣1號鋅精礦79. 5克，含鋅39. 85%，溶液含鋅0. lg/Ι，鋅損失 率1. 19%，沉淀渣中鋅從酸浸出液中的回收率為93. 76%，從原渣中的鋅回收率為42. 2%。對浸出渣按照與實例1相同的流程和條件浮選難溶鋅，得到3號鋅精礦含鋅 42. 51%，從原渣到該鋅精礦的鋅回收率為13. 58%。鋅總回收率為57. 78%。對選鋅尾礦按照與實例1相同的試驗流程和條件開展閉路試驗得到鉛銀精礦含 鉛51. 40%，含銀400g/t，鉛回收率75. 42%，銀回收率78. 45%。
權利要求
一種從鋅浸出渣中回收鉛、鋅、銀的選礦方法，包括鋅分選和鉛銀浮選兩部分，其特征在于所述的鋅分選部分包括以下步驟A、洗滌浸鋅，用水或硫酸溶液浸取鋅浸出渣，控制浸出終點pH值為0～3范圍，得到的礦漿經一次固液分離后得到浸出液和浸渣；B、一次沉淀，向A步驟中的浸出液投入石灰乳，調整溶液的pH值為4 5.8，經二次固液分離后得到含鋅溶液和石膏渣；C、二次沉淀，向B步驟得到含鋅溶液中投入沉淀劑，經三次固液分離后得到水溶液和沉淀渣，水溶液返回浸出，沉淀渣作為1號鋅精礦；所述的鉛銀浮選部分包括以下步驟D、分散調漿，將A步驟得到的浸渣加分散調整劑在調漿槽中進行分散調漿，得到礦泥充分分散的礦漿；E、表面改性調漿，對步驟D得到的礦漿加入表面改性劑進行表面改性調漿，得到鉛銀礦物表面被改性的礦漿；F、浮選，對步驟E得到的礦漿加捕收劑和起泡劑進行浮選，得到鉛銀精礦漿和尾礦漿；G、脫水，將步驟F得到的鉛銀精礦漿和尾礦漿分別進行脫水，分別得到鉛銀精礦和水及尾礦和水，水返回分散調漿槽。
2.按權利要求1所述的選礦方法，其特征在于所述的鋅分選部分的步驟C得到的沉淀 渣送去富集鋅，其步驟如下①、浮選，將C步驟得到的沉淀渣調漿加調整劑、捕收劑和起泡劑進行浮選，得到鋅精 礦漿和尾礦漿；②、脫水，將步驟①得到的鋅精礦漿和尾礦漿分別進行脫水，分別得到2號鋅精礦和水 及尾渣和水，水返回浮選。
3.按權利要求1所述的選礦方法，其特征在于所述的鋅分選部分的浸渣送去回收難溶 鋅，其步驟如下(a)選擇性調漿，將浸渣加水調成礦漿，再加入選擇性調整劑并攪拌，得到活化礦漿；(b)浮選，將步驟(a)得到的活化礦漿加捕收劑和起泡劑進行浮選，得到精礦漿和尾礦漿；(c)脫水，將步驟(b)得到的精礦漿和尾礦漿分別進行脫水，分別得到3號鋅精礦和水 及尾渣和水，水返回選擇性調漿，尾渣送鉛銀分選部分分散調漿后浮選回收銀。
4.按權利要求1所述的選礦方法，其特征在于所述的C步驟使用的沉淀劑是氫氧化 鈉、氫氧化鉀、碳酸鈉、碳酸氫鈉、碳酸銨、碳酸氫銨、石灰、硫化鈉、硫化鉀、硫氫化鈉、硫氫 化鉀、硫化氫、硫化銨中的任一種或幾種。
5.按權利要求1所述的選礦方法，其特征在于所述的D步驟的分散調整劑是碳酸鈉、改 性水玻璃、六偏磷酸鈉、焦磷酸鈉、羧甲基纖維素鈉、改性淀粉、磷酸二氫鉀、磷酸二氫鈉、磷 酸氫二鉀、磷酸氫二鈉中的任一種或幾種。
6.按權利要求1所述的選礦方法，其特征在于所述的E步驟的表面改性劑是硫化鈉、硫 化鉀、硫氫化鈉、硫氫化鉀、硫化氫、硫化銨中的任一種或幾種。
7.按權利要求1所述的選礦方法，其特征在于所述的F步驟所用的捕收劑為烷基二硫代碳酸鹽、烷基二硫代磷酸鹽、硫氮類、硫醇類、硫氨酯類中的任一種或幾種。
8.按權利要求3所述的選礦方法，其特征在于所述的鋅分選部分的步驟C得到的沉淀 渣送去富集鋅的浮選步驟加入的調整劑為羧甲基纖維素鈉、改性水玻璃、六偏磷酸鈉、改 性淀粉、木質素中的一種或幾種，加入的的捕收劑是十二烷基硫酸鈉、十二烷基苯磺酸鈉、 油酸鈉、烷基伯胺鹽、烷基仲胺鹽、烷基叔胺鹽、烷基二硫代碳酸鹽、烷基二硫代磷酸鹽、硫 氮類、硫醇類、硫氨酯類中的任一種或幾種。
9.按權利要求2所述的選礦方法，其特征在于所述的鋅分選部分的浸渣送去回收難溶 鋅的選擇性調漿步驟加入的選擇性調整劑為硫酸銅、硫酸銨、硝酸鉛、碳酸鈉、石灰中的一 種或幾種，浸渣送去回收難溶鋅的浮選步驟加入的捕收劑是烷基二硫代碳酸鹽、烷基二硫 代磷酸鹽、硫氮類、硫醇類、硫氨酯類中的任一種或幾種。
全文摘要
本發明公開了一種從鋅浸出渣中回收鉛、鋅、銀的選礦方法。該方法基本部分包括洗滌浸鋅-沉淀法回收水溶性鋅得到鋅精礦和分散調漿表面改性浮選法回收鉛和銀得到鉛銀精礦。當洗滌浸鋅-沉淀法得到的沉淀含鋅較低時，對該沉淀可選擇進行浮選富集鋅得到鋅精礦；對浸渣可選擇經過選擇性調漿浮選回收其中的難溶鋅后再送往鉛銀回收系統。該法具有以下優點一是工藝簡單，所需設備投資少；二是生產成本低，使低鋅含量的鋅浸出渣找到了一種經濟的處理方法；三是不需要加煤焙燒，沒有煙氣污染問題；四是回水循環使用；五是浮選尾渣得到了低毒化處理，可采用干法堆存取代全漿尾礦庫推存，消除了全漿尾礦庫的潛在安全隱患。
文檔編號B03D101/04GK101972703SQ20101052118
公開日2011年2月16日 申請日期2010年10月27日 優先權日2010年10月27日
發明者凌麗, 凌虹, 向平, 莫登翌 申請人:株洲市湘麒科技開發有限公司