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一种从氧化锌矿石中回收锌铅银铜的方法

摘要

本发明公开一种从氧化锌矿石中回收锌铅银铜的方法,采用“一次粗选、二次精选、二次扫选”的浮选工艺先把矿石中的铅、银浮选出来后,再采用“一次粗选、二次精选、二次扫选”的浮选工艺把矿石中的锌、铜浮选出来,浮选出来的锌铜精矿经灼烧、硫酸浸出和锌片置换铜,溶液经浓缩、结晶得到七水硫酸锌,从而达到锌铜分离的目的,浮选时碳酸钠做调整剂,硫化钠做硫化剂,硫酸锌做抑制剂,丁基胺黑药、丁基黄药、乙硫氮做捕收剂,2号油做起泡剂。本发明能从氧化锌矿中通过浮选和冶炼联合的方法得到符合行业标准的铅精矿,铅精矿含铅68-70wt%;符合行业标准的工业硫酸锌,含七水硫酸锌95-97wt%;铜粉含铜80-85wt%三种产品。

著录项

  • 公开/公告号CN103721851A

    专利类型发明专利

  • 公开/公告日2014-04-16

    原文格式PDF

  • 申请/专利权人 云南罗平锌电股份有限公司;

    申请/专利号CN201310742354.9

  • 发明设计人 吴慧;赵兵伍;陈长浩;赵德军;

    申请日2013-12-30

  • 分类号B03D1/00;B03D1/018;B03B1/00;C22B11/00;C22B13/00;C22B15/00;C22B19/00;

  • 代理机构昆明今威专利商标代理有限公司;

  • 代理人赛晓刚

  • 地址 655800 云南省曲靖市罗平县万达路北段云南罗平锌电股份有限公司

  • 入库时间 2024-02-19 22:18:46

法律信息

  • 法律状态公告日

    法律状态信息

    法律状态

  • 2017-05-10

    授权

    授权

  • 2014-05-14

    实质审查的生效 IPC(主分类):B03D1/00 申请日:20131230

    实质审查的生效

  • 2014-04-16

    公开

    公开

说明书

技术领域

本发明是一种从氧化锌矿石中回收锌、铅、银、铜的方法。属氧化锌矿石综合回收技术领域。

背景技术

云南某地区一种矿石,其主要成份为锌5.00-10.00wt%、铅5.00-8.00wt%、银0.05-0.10wt%、铜1.80-2.50wt%、硫0.50-1.00wt%属于氧化锌矿石。               

公知的张爱萍、王仁东、谭兵撰写的《西南某高铁银铅锌氧化矿浮选试验研究》,介绍了西南某高铁银铅锌氧化矿主要矿物为白铅矿、铅铁矾、菱锌矿、异极矿、褐铁矿,银以类质同象形式赋存于铅矿物中。原矿含锌8.57%、铅7.67%、银210g/t,试验采用新型AF药剂对铅和银同时浮选,得到银铅精矿含铅42%、含银1460g/t、铅回收率70%、银回收率77%。在浮选氧化锌时采用一项新的氧化锌浮选技术,不脱泥直接加新型LW51捕收剂,得到锌精矿品位20.15%、锌回收率63.92%。

周凯、陈波撰写的《四川某氧化铅锌矿选矿试验研究》,介绍了四川某氧化铅锌矿石,原矿含锌6.61%、铅4.55%、银46.41g/t,采用先铅后锌、不脱泥直接浮选工艺进行了系统的选矿试验研究,试验研究结果表明,采用1粗3精2扫浮铅、1粗4精2扫浮锌、中矿顺序返回的闭路试验流程处理该矿石,可以获得铅精矿产率5.91%,锌精矿产率12.36%;铅精矿含铅61.95%、含锌3.16%、银637.5g/t;锌精矿含锌37.53%、含铅1.18%、含银24.48g/t;锌回收率80.12%、铅回收率79.59%、铅精矿中银占总量的81.2%,选铅采用戊黄药和H为捕收剂,选锌采用LYA和E为捕收剂。

曲志强、费九光撰写的《某氧化铅锌矿浮选技术研究》,介绍了某氧化铅锌矿矿石铅氧化率75%,锌氧化率60%,矿石含铅0.7%、锌1.66%、银16.8g/t;选铅捕收剂为乙硫氮、丁铵黑药,选硫化锌捕收剂用丁黄药,选氧化锌捕收剂用A928;得到铅精矿产率为1.03%,含铅55.32%、锌5.88%,硫化锌精矿产率1.28%,含铅1.24%、锌52.86%,氧化锌精矿产率3.18%,含铅1.22%、锌22.85%,铅回收率81.4%、硫化锌锌回收率39.8%、氧化锌锌回收率42.74%。

李来顺、刘三军、朱海玲、张婷、覃文庆撰写《云南某氧化铅锌矿选矿试验研究》,介绍了某氧化锌矿原矿含铅1.44%、锌7.04%,在不脱泥的条件下,采用硫化-黄药法浮铅和硫化-胺法浮锌工艺流程,最后获得铅精矿含铅30.44%、锌精矿含锌23.51%,铅回收率64.66%、锌回收率71.02%。

ZL201110059283.3《从锌浸渣中回收锌银铜的方法》,介绍了在湿法炼锌过程中产生的锌浸渣在进入回转窑处理前采用浮选技术,锌浸渣中的银、铜浮选出来,同时锌部分进入溶液,两用碳酸氢铵中和沉淀锌。银回收率75-85%、铜回收率53-55%、锌回收率20-25%。

ZL201110438956.6《从低铜高银矿石中综合回收铜银的方法》,介绍了一种从低铜高银矿石中综合回收铜银的方法,采用“二粗、二精、二扫”的浮选工艺把低铜高银矿石中的银、铜浮选出来后,精矿再进行灼烧、硫酸浸出和锌片置换铜,从而达到银、铜分离的目的。生产出含铜65-72%的铜粉和含银2.5-3.5%的银精矿,银回收率88-91%、铜回收率86-88%。

ZL201210276858.1《一种从铅渣中综合回收铅银的方法》,介绍了电锌厂生产的铅渣,采用“一次粗选、三次扫选、一次精选”的浮选工艺,把铅渣中的铅浮选出来,银进入铅精矿中,尾矿进入回转窑挥发,进一步回收铅渣中的有价金属。铅回收率可达95-97%、银回收率可达90-95%。

公知从氧化锌矿石中浮选铅、锌、银的方法,铅回收率在64-82%、锌回收率63-82%、银回收率77-82 %;公知ZL201110059283.3《从锌浸渣中回收锌银铜的方法》和ZL201210276858.1《一种从铅渣中综合回收铅银的方法》都是从电锌生产过程中产生的渣中综合回收锌,银、铜和铅、银的方法。

公知ZL201110438956.6《从低铜高银矿石中综合回收铜银的方法》是一种从矿石中回收铜、银的方法。而从氧化锌矿中回收锌、铅、银、铜的方法未见报道。

发明内容

本发明的目的在于克服现有技术不足,发明一种从氧化锌矿石中回收锌铅银铜的方法。

本发明一种从氧化锌矿石中回收锌铅银铜的方法采用以下技术方案实现:采用硫酸锌做抑制剂,用捕收剂丁基胺黑药和乙硫氮,通过一次粗选、二次精选、二次扫选的浮选工艺先把矿石中的铅、银浮选出来后,再采用捕收剂丁基黄药和乙硫氮,通过一次粗选、二次精选、二次扫选的浮选工艺把矿石中的锌、铜浮选出来,浮选出来的锌铜精矿经灼烧、硫酸浸出和锌片置换铜,溶液经浓缩、结晶得到七水硫酸锌,使锌铜分离;浮选时碳酸钠做调整剂,硫化钠做硫化剂,丁基胺黑药、丁基黄药和乙硫氮做捕收剂,2号油做起泡剂,具体工艺步骤如下:

(一)、浮选铅银:

(1)磨矿;(2) 调浆;(3)铅银粗选Ⅰ;(4) 铅银扫选Ⅰ;(5)铅银扫选Ⅱ;(6) 铅银精选I;(7) 铅银精选Ⅱ;

(二)、浮选锌铜:

(1)锌铜粗选Ⅰ;(2) 锌铜扫选Ⅰ;(3)锌铜扫选Ⅱ;(4) 锌铜精选Ⅰ;(5)锌铜精选Ⅱ;

(三)、锌、铜分离:

(1)灼烧;(2)硫酸浸出;(3)置换;(4)浓缩结晶。

所述的步骤(一)、浮选铅银(1)磨矿是:用干式球磨机把氧化锌矿石磨成矿粉,矿粉粒度90wt%小于120目,所述氧化锌矿石为含锌5.00-10.00wt%、铅5.00-8.00wt%、银0.05-0.10wt%、铜1.80-2.30wt%、硫0.50-1.0wt%;

所述的步骤(一)、浮选铅银(2)调浆是:用水或2号滤液对矿粉进行调浆,调至矿浆浓度为50-60wt%。

所述的步骤(一)、浮选铅银(3)铅银粗选Ⅰ是:按每吨矿粉加入硫化钠5.0-10.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按每吨矿粉加入硫酸锌1.5-2.5kg且硫酸锌配制为10-15wt%的水溶液;按每吨矿粉加入碳酸钠350.0-450.0g且碳酸钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;按每吨矿粉加入捕收剂丁基胺黑药40.0-50.0g且丁基胺黑药配制为10-15wt%的水溶液和按每吨矿粉加入乙硫氮15.0-35.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按每吨矿粉加起泡剂2号油40.0-60.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到1号精矿和1号尾矿,1号尾矿进行铅银扫选Ⅰ;

所述的步骤(一)、浮选铅银(4)铅银扫选Ⅰ是:按1吨1号尾矿矿浆中加入硫化钠1.0-2.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按1吨1号尾矿矿浆中加入硫酸锌0.5-0.7kg且硫酸锌配制为10-15wt%的水溶液和1吨1号尾矿矿浆中加入碳酸钠100.0-170.0g且碳酸钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;按1吨1号尾矿矿浆中加入捕收剂丁基胺黑药5.0-10.0g且丁基胺黑药配制为10-15wt%的水溶液和按1吨1号尾矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按1吨1号尾矿矿浆中加起泡剂2号油15.0-25.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号精矿和2号尾矿,2号尾矿进行铅银扫选Ⅱ。

所述的步骤(一)、浮选铅银(5)铅银扫选Ⅱ是:按1吨2号尾矿矿浆中加入硫化钠1.0-2.5kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按1吨2号尾矿矿浆中加入硫酸锌0.5-0.8kg且硫酸锌配制为10-15wt%的水溶液和按1吨2号尾矿矿浆中加入碳酸钠100.0-175.0g且碳酸钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;按1吨2号尾矿矿浆中加入捕收剂丁基胺黑药5.0-10.0g且丁基胺黑药配制为10-15wt%的水溶液和按1吨2号尾矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按1吨2号尾矿矿浆中加入起泡剂2号油15.0-25.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号精矿和3号尾矿。扫选Ⅰ、Ⅱ所得到的精矿全部混合在一起为4号精矿,3号尾矿进行浮选锌铜,1号精矿和4号精矿混合后进行铅银精选Ⅰ。

所述的步骤(一)、浮选铅银(6)铅银精选Ⅰ是:用水或1号滤液对1号精矿和4号精矿混合矿浆调浆,调至矿浆浓度为50-60wt%,按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入硫化钠0.5-1.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入硫酸锌0.3-0.5kg且硫酸锌配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入碳酸钠100.0-125.0g且碳酸钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入捕收剂丁基胺黑药5.0-10.0g且丁基胺黑药配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入起泡剂2号油10.0-15.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到2号精矿和中矿,中矿返回铅银粗选Ⅰ,2号精矿进行铅银精选Ⅱ。

所述的步骤(一)、浮选铅银(7)铅银精选Ⅱ是:对2号精矿用水调至矿浆浓度为50-60wt%,按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加入硫化钠0.5-1.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加入硫酸锌0.5-1.0kg且硫酸锌配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加入碳酸钠100.0-125.0g且碳酸钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加入捕收剂丁基胺黑药2.0-10.0g且丁基胺黑药配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加起泡剂2号油10.0-15.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到中矿和3号精矿,中矿返回铅银粗选Ⅰ,3号精矿进行过滤得到符合行业标准的铅精矿和1号滤液,1号滤液返回铅银精选Ⅰ。

所述的步骤(二)浮选锌铜(1)锌铜粗选Ⅰ是:对3号尾矿用水调至矿浆浓度为50-60wt%,按调好矿浆浓度的1吨3号尾矿矿浆中加入硫化钠1.5-2.5kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按调好矿浆浓度的1吨3号尾矿矿浆中加入捕收剂丁基黄药100.0-125.0g且丁基黄药配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨3号尾矿矿浆中加入乙硫氮2.0-7.5g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按调好矿浆浓度的1吨3号尾矿矿浆中加入起泡剂2号油10.0-15.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到1号锌铜精矿和4号尾矿,4号尾矿进行锌铜扫选Ⅰ;

所述的步骤(二)浮选锌铜(2)锌铜扫选Ⅰ是:按1吨4号尾矿矿浆中加入硫化钠0.5-1.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按1吨4号尾矿矿浆中加入捕收剂丁基黄药25.0-50.0g且丁基黄药配制为10-15wt%的水溶液和按1吨4号尾矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按1吨4号尾矿矿浆中加入起泡剂2号油10.0-15.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号锌铜精矿和5号尾矿,5号尾矿进行锌铜扫选Ⅱ。

所述的步骤(二)浮选锌铜(3)锌铜扫选Ⅱ是:按1吨5号尾矿矿浆中加入硫化钠0.5-1.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按1吨5号尾矿矿浆中加入捕收剂丁基黄药25.0-50.0g且丁基黄药配制为10-15wt%的水溶液和按1吨5号尾矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按1吨5号尾矿矿浆中加入起泡剂2号油10.0-15.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号锌铜精矿和6号尾矿, 6号尾矿经过滤得到尾矿及2号滤液,尾矿进行堆存,2号滤液返调浆,锌铜扫选Ⅰ和锌铜扫选Ⅱ所得到的精矿混合在一起为4号锌铜精矿,4号锌铜精矿和1号锌铜精矿混合后进行锌铜精选Ⅰ。

所述的步骤(二)浮选锌铜(4)锌铜精选Ⅰ是:用水或3号滤液对1号锌铜精矿和4号锌铜精矿混合矿浆调浆,调至矿浆浓度为50-60wt%,按调好矿浆浓度的1吨1号锌铜精矿和4号锌铜精矿矿浆中加入硫化钠0.3-0.5kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按调好矿浆浓度的1吨1号锌铜精矿和4号锌铜精矿矿浆中加入捕收剂丁基黄药20.0-30.0g且丁基黄药配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨1号锌铜精矿和4号锌铜精矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按调好矿浆浓度的1吨1号锌铜精矿和4号锌铜精矿矿浆中加入起泡剂2号油7.5-12.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到2号锌铜精矿和锌铜中矿,锌铜中矿返回锌铜粗选Ⅰ,2号锌铜精矿进行锌铜精选Ⅱ。

   所述的步骤(二)浮选锌铜(5)锌铜精选Ⅱ:对2号锌铜精矿用水调至矿浆浓度为50-60wt%,按调好矿浆浓度的1吨2号锌铜精矿矿浆中加入硫化钠0.3-0.5kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按调好矿浆浓度的1吨2号锌铜精矿矿浆中加入捕收剂丁基黄药20.0-30.0g且丁基黄药配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨2号锌铜精矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min,按调好矿浆浓度的1吨2号锌铜精矿矿浆中加入起泡剂2号油7.5-12.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到3号锌铜精矿和锌铜中矿,锌铜中矿返回锌铜粗选Ⅰ。3号锌铜精矿进行过滤得到含银0.002-0.005wt%、铜10-20wt%、铅小于3.0 wt%、锌35-45wt%的5号锌铜精矿和3号滤液, 3号滤液返回锌铜精选Ⅰ,5号锌铜精矿进行灼烧。

所述的步骤(三)锌、铜分离(1)灼烧:是对5号锌铜精矿在500℃-600℃温度下进行灼烧1.0-1.5h,灼烧后的5号锌铜精矿进行硫酸浸出。

所述的步骤(三)锌、铜分离(2)硫酸浸出:是对灼烧后的5号锌铜精矿用水调至液固比4-5:1,再加入98wt%硫酸,酸度控制在200g/L-250g/L、温度70℃-75℃下浸出2.0-3.0h,过滤得含锌98-110g/L、铜30-40g/L,终酸pH=5.0-5.2的4号滤液和含锌小于6.0wt%、铜小于1.5wt%的浸出渣,浸出渣送回转窑进一步挥发回收锌、铜、银、铅,4号滤液进行置换。

所述的步骤(三)锌、铜分离(3)置换:置换是对4号滤液升温到20℃-30℃加入锌片进行铜置换,置换时间为80-100min,然后过滤得含铜80-85wt%的铜粉和5号滤液,5号滤液进行浓缩结晶。

所述的步骤(三)锌、铜分离(4)浓缩结晶是:对5号滤液进行升温蒸发浓缩,当浓缩液含锌达300g/ L时冷却结晶后进行液固分离,产出符合行业标准的工业七水硫酸锌和母液,母液返回再浓缩结晶。

所述的起泡剂2号油又叫松醇油,是我国最常用的来源最广的起泡剂,它是以松节油为原料,然后以硫酸做催化剂,使松节油的主成分α-蒎烯水化而成的有机试剂产品,它是亮黄色油状液体,主要成分为α-萜烯醇,其含α-萜烯醇大于44%,密度0.9g/cm3左右,有松脂香味,是常用的选矿起泡剂。

本发明采用硫酸锌做抑制剂,用丁基胺黑药、乙硫氮做捕收剂,通过“一次粗选、二次扫选、二次精选”的浮选工艺先把矿石中的铅、银浮选出来后,再采用丁基黄药、乙硫氮做捕收剂,通过“一次粗选、二次扫选、二次精选”的浮选工艺把矿石中的锌、铜浮选出来。浮选出来的锌铜精矿经灼烧、硫酸浸出和锌片置换铜,溶液经浓缩、结晶得到七水硫酸锌,从而达到锌铜分离的目的。

本发明中第一次“一次粗选、二次精选、二次扫选”与第二次的“一次粗选、二次精选、二次扫选”条件是不一样的。首先第一次的“一次粗选、二次精选、二次扫选”要加入抑制剂硫酸锌主要是抑制锌,而第二次的“一次粗选、二次精选、二次扫选”不加入。

其二是所加的捕收剂不同:第一次的“一次粗选、二次精选、二次扫选”不加丁基黄药,而第二次的“一次粗选、二次精选、二次扫选”要加丁基黄药。

再三是目的不同,第一次的“一次粗选、二次精选、二次扫选”是浮选铅和银,而第二次的“一次粗选、二次精选、二次扫选”是浮选锌和铜。

一次粗选、二次精选、二次扫选指以一次粗选后的物质做为两次精选,二次精选是:一次粗选产出的精矿(上面以泡沫状存在的精矿)先做第一次精选后再对第一次精选产出的精矿(上面以泡沫状存在的精矿)做第二次精选(共做两次精选,即权利要求书和说明书中所讲的精选Ⅰ、精选Ⅱ),做两次精选的目的是提高精矿的品位。

    本发明“一次粗选”是指经过一次粗选;

   “二次精选”就是通过两次精选,则用将第一次粗选产物作为第一次精选的原料进行精选,第二次精选是将第一次精选上面以泡沫状存在的精矿再进行一次精选;

   “二次扫选”是:一次粗选产出的尾矿(下层非泡沫状的物质)先做第一次扫选后再对第一次扫选产出的尾矿(下层非泡沫状的物质)做第二次扫选(共做两次扫选,即权利要求书和说明书中所讲的扫选Ⅰ、扫选Ⅱ),做两次扫选的目的是提高选矿的回收率。

浮选时碳酸钠做调整剂,硫化钠做硫化剂,硫酸锌做抑制剂,丁基胺黑药、丁基黄药、乙硫氮做捕收剂,2号油做起泡剂,2号油又叫松醇油,是我国最常用的来源最广的起泡剂,它是以松节油为原料,然后以硫酸做催化剂,使松节油的主成分α-蒎烯水化而成的有机试剂产品,它是亮黄色油状液体,主要成分为α-萜烯醇,其含α-萜烯醇大于44%,密度0.9g/cm3左右,有松脂香味,是常用的选矿起泡剂。

本发明的产品为铅精矿、七水硫酸锌和铜粉;铅精矿和七水硫酸锌符合行业标准的要求。

与公知技术相比本发明具有的优点及积极效果:

1、本发明能从氧化锌矿中通过浮选的方法得到符合行业标准的铅精矿,铅精矿含铅68-70wt%;符合行业标准的工业硫酸锌,含七水硫酸锌95-97wt%;铜粉含铜80-85wt%三种产品。

2、本发明能从氧化锌矿中同时回收锌、铅、银、铜。

3、本发明锌、铅、银、铜回收率高,铅回收率95.0-96.0%、银回收率95.0-95.5%,锌回收率82.0-84.0%,铜回收率88.0-91.0%。

4、本发明与公知技术相比,实现了选矿和冶炼的有机结合。 

5、本发明与公知技术相比,不产生废水、废气,符合国家循环经济和可持续发展的要求。

附图说明

图1为本发明氧化锌矿石综合回收工艺流程图(上半段落,处理到5号锌铜精矿止)。

图2为本发明氧化锌矿石综合回收工艺流程图(下半段落,则以5号锌铜精矿为原料,再进行处理)。

需要说明的是,由于本发明工艺流程长,所以整个流程由图1第一段工艺与图2的第两段工艺共同组成(在两页纸上),其中图1底部的①阶段与图2上部的的①阶段是表示工艺相互连接在一起。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明作进一步详细说明,但它们并不是对本发明的限定。

一、浮选铅银(一次粗选、二次扫选、二次精选)

1.1  磨矿:用干式球磨机把氧化锌矿石磨成矿粉,矿粉粒度90wt%小于120目。

所述氧化锌矿石为含锌5.00-10.00wt%、铅5.00-8.00wt%、银0.05-0.10wt%、铜1.80-2.30wt%、硫0.50-1.0wt%。               

1.2 调浆:用水或2号滤液对矿粉进行调浆,调至矿浆浓度为50-60wt%。

1.3铅、银粗选Ⅰ(一次粗选):是按每吨矿粉加入硫化钠5.0-10.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按每吨矿粉加入硫酸锌1.5-2.5kg且硫酸锌配制为10-15wt%的水溶液;按每吨矿粉加入碳酸钠350.0-450.0g且碳酸钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;按每吨矿粉加入捕收剂丁基胺黑药40.0-50.0g且丁基胺黑药配制为10-15wt%的水溶液和按每吨矿粉加入乙硫氮15.0-35.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按每吨矿粉加起泡剂2号油40.0-60.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到1号精矿和1号尾矿,1号尾矿进行铅银扫选Ⅰ。

1.4 铅、银扫选Ⅰ(一次扫选):是按1吨1号尾矿矿浆中加入硫化钠1.0-2.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按1吨1号尾矿矿浆中加入硫酸锌0.5-0.7kg且硫酸锌配制为10-15wt%的水溶液和1吨1号尾矿矿浆中加入碳酸钠100.0-170.0g且碳酸钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;按1吨1号尾矿矿浆中加入捕收剂丁基胺黑药5.0-10.0g且丁基胺黑药配制为10-15wt%的水溶液和按1吨1号尾矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按1吨1号尾矿矿浆中加起泡剂2号油15.0-25.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号精矿和2号尾矿,2号尾矿进行铅银扫选Ⅱ。

1.5 铅、银扫选Ⅱ(二次扫选):是按1吨2号尾矿矿浆中加入硫化钠1.0-2.5kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按1吨2号尾矿矿浆中加入硫酸锌0.5-0.8kg且硫酸锌配制为10-15wt%的水溶液和按1吨2号尾矿矿浆中加入碳酸钠100.0-175.0g且碳酸钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;按1吨2号尾矿矿浆中加入捕收剂丁基胺黑药5.0-10.0g且丁基胺黑药配制为10-15wt%的水溶液和按1吨2号尾矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按1吨2号尾矿矿浆中加入起泡剂2号油15.0-25.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号精矿和3号尾矿。铅银扫选Ⅰ和铅银Ⅱ所得到的精矿全部混合在一起为4号精矿,3号尾矿进行浮选锌铜,4号精矿和1号精矿混合后进行铅银精选Ⅰ。

1.6铅、银精选Ⅰ(一次精选):是用水或1号滤液对1号精矿和4号精矿混合矿浆调浆,调至矿浆浓度为50-60wt%,按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入硫化钠0.5-1.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入硫酸锌0.3-0.5kg且硫酸锌配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入碳酸钠100.0-125.0g且碳酸钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入捕收剂丁基胺黑药5.0-10.0g且丁基胺黑药配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按调好矿浆浓度的1吨1号精矿和4号精矿矿浆中加入起泡剂2号油10.0-15.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到2号精矿和中矿,中矿返回铅银粗选Ⅰ,2号精矿进行铅银精选Ⅱ。

1.7 铅、银精选Ⅱ(二次精选):是对2号精矿用水调至矿浆浓度为50-60wt%,按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加入硫化钠0.5-1.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加入硫酸锌0.5-1.0kg且硫酸锌配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加入碳酸钠100.0-125.0g且碳酸钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加入捕收剂丁基胺黑药2.0-10.0g且丁基胺黑药配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按调好矿浆浓度的1吨2号精矿矿浆中加起泡剂2号油10.0-15.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到中矿和3号精矿,中矿返回铅银粗选Ⅰ,3号精矿进行过滤后得到符合行业标准的铅精矿和1号滤液,1号滤液返回铅银精选Ⅰ。

二、浮选锌铜(再次进行一次粗选、二次扫选、二次精选)

2.1  锌、铜粗选Ⅰ(一次粗选):是对3号尾矿用水调至矿浆浓度为50-60wt%,按调好矿浆浓度的1吨3号尾矿矿浆中加入硫化钠1.5-2.5kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按调好矿浆浓度的1吨3号尾矿矿浆中加入捕收剂丁基黄药100.0-125.0g且丁基黄药配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨3号尾矿矿浆中加入乙硫氮2.0-7.5g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按调好矿浆浓度的1吨3号尾矿矿浆中加入起泡剂2号油10.0-15.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到1号锌铜精矿和4号尾矿,4号尾矿进行锌铜扫选Ⅰ。

2.2  锌、铜扫选Ⅰ(一次扫选):是按1吨4号尾矿矿浆中加入硫化钠0.5-1.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按1吨4号尾矿矿浆中加入捕收剂丁基黄药25.0-50.0g且丁基黄药配制为10-15wt%的水溶液和按1吨4号尾矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按1吨4号尾矿矿浆中加入起泡剂2号油10.0-15.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号锌铜精矿和5号尾矿,5号尾矿进行锌铜扫选Ⅱ。

2.3  锌、铜扫选Ⅱ(二次扫选):是按1吨5号尾矿矿浆中加入硫化钠0.5-1.0kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按1吨5号尾矿矿浆中加入捕收剂丁基黄药25.0-50.0g且丁基黄药配制为10-15wt%的水溶液和按1吨5号尾矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按1吨5号尾矿矿浆中加入起泡剂2号油10.0-15.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号锌铜精矿和6号尾矿, 6号尾矿经过滤得到尾矿及2号滤液,尾矿进行堆存,2号滤液返调浆;锌铜扫选Ⅰ和锌铜扫选Ⅱ所得到的精矿混合在一起叫4号锌铜精矿,4号锌铜精矿和1号锌铜精矿混合在一起进行锌铜精选Ⅰ。

2.5  锌、铜精选Ⅰ(一次精选):是用水或3号滤液对1号锌铜精矿和4号锌铜精矿混合矿浆调浆,调至矿浆浓度为50-60wt%,按调好矿浆浓度的1吨1号锌铜精矿和4号锌铜精矿矿浆中加入硫化钠0.3-0.5kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按调好矿浆浓度的1吨1号锌铜精矿和4号锌铜精矿矿浆中加入捕收剂丁基黄药20.0-30.0g且丁基黄药配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨1号锌铜精矿和4号锌铜精矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min;再按调好矿浆浓度的1吨1号锌铜精矿和4号锌铜精矿矿浆中加入起泡剂2号油7.5-12.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到2号锌铜精矿和锌铜中矿,锌铜中矿返回锌铜粗选Ⅰ,2号锌铜精矿进行锌铜精选Ⅱ。

2.6  锌、铜精选Ⅱ(二次精选):是对2号锌铜精矿用水调至矿浆浓度为50-60wt%,按调好矿浆浓度的1吨2号锌铜精矿矿浆中加入硫化钠0.3-0.5kg且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,搅拌20-30min;按调好矿浆浓度的1吨2号锌铜精矿矿浆中加入捕收剂丁基黄药20.0-30.0g且丁基黄药配制为10-15wt%的水溶液和按调好矿浆浓度的1吨2号锌铜精矿矿浆中加入乙硫氮2.5-5.0g且乙硫氮配制为10-15wt%的水溶液,搅拌4-6min,按调好矿浆浓度的1吨2号锌铜精矿矿浆中加入起泡剂2号油7.5-12.0g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到3号锌铜精矿和锌铜中矿,锌铜中矿返回锌铜粗选Ⅰ。3号锌铜精矿进行过滤得到含银0.002-0.005wt%、铜10-20wt%、铅小于3.0 wt%、锌35-45wt%的5号锌铜精矿和3号滤液,3号滤液返回锌铜精选Ⅰ,5号锌铜精矿进行锌、铜分离。

三、锌、铜分离

3.1灼烧:灼烧是对5号锌铜精矿在500℃-600℃温度下进行灼烧1.0-1.5h。

3.2 硫酸浸出:硫酸浸出是对灼烧后的5号锌铜精矿用水调浆至液固比4-5:1,再加入98wt%硫酸,酸度控制在200g/L-250g/L、温度70℃-75℃下浸出2.0-3.0h,过滤得含锌98-110g/L、铜30-40g/L,终酸pH=5.0-5.2的4号滤液和含锌小于6.0wt%、铜小于1.5wt%的浸出渣。浸出渣送回转窑进一步挥发回收锌、铜、银、铅,4号滤液进行置换。

3.3 置换:置换是对4号滤液升温到20℃-30℃加入锌片进行铜置换,置换时间为80-100min,然后过滤得含铜80-85wt%的铜粉和5号滤液,5号滤液进行浓缩结晶。

3.4浓缩结晶:浓缩结晶是对5号滤液进行升温蒸发浓缩,当浓缩液含锌达300g/ L时冷却结晶后进行液固分离,产出符合行业标准的工业七水硫酸锌和母液,母液返回再浓缩结晶。

本发明所有百分比的地方时,都是质量百分比。如“且硫化钠配制为10-15wt%的水溶液,”中10-15wt%是质量百分比。

实施例1    

含锌6.53wt%、银0.0532wt%、铜2.44wt%、铅5.85wt%、硫0.61wt%的云南某地区氧化锌矿石,干式球磨,矿粉粒度90wt%小于120目,取15000.00g矿粉用水调至矿浆浓度为50wt%。

第一次的“一次粗选、二次精选、二次扫选”。对矿浆进行铅银粗选Ⅰ:在矿浆中加入硫化钠75g且硫化钠配制为10wt%的水溶液,搅拌20-30min,加入硫酸锌22.5g且硫酸锌配制为10wt%的水溶液和碳酸钠5.2g且碳酸钠配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,再加入捕收剂丁基胺黑药0.6g配制为10wt%的水溶液和0.23g乙硫氮配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.6g,搅拌2min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到1号精矿和1号尾矿。

对1号尾矿进行铅银扫选Ⅰ:在1号尾矿矿浆中加入硫化钠30g且硫化钠配制为10wt%的水溶液,搅拌20-30min,加入硫酸锌15g且硫酸锌配制为10wt%的水溶液和碳酸钠3g且碳酸钠配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,再加入捕收剂丁基胺黑药0.15g且丁基胺黑药配制为10wt%的水溶液和乙硫氮0.1g且乙硫氮配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.45g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号精矿和2号尾矿。

对2号尾矿进行铅银扫选Ⅱ:在2号尾矿矿浆中加入硫化钠30g且硫化钠配制为10wt%的水溶液,搅拌20-30min,加入硫酸锌15g且硫酸锌配制为10wt%的水溶液和碳酸钠3g且碳酸钠配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,再加入捕收剂丁基胺黑药0.15g且丁基胺黑药配制为10wt%的水溶液和乙硫氮0.1g且乙硫氮配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.45g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号精矿和3号尾矿。铅银扫选Ⅰ和铅银扫选Ⅱ所得到的精矿全部混合在一起为4号精矿,3号尾矿进行浮选锌铜。

对1号精矿和4号精矿进行铅银精选Ⅰ:用水调1号精矿和4号精矿混合矿浆,调至矿浆浓度为50wt%,加入硫化钠15g且硫化钠配制为10wt%的水溶液,搅拌20-30min,加入硫酸锌9.0g且硫酸锌配制为10wt%的水溶液和碳酸钠3g且碳酸钠配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,再加入捕收剂丁基胺黑药0.15g且丁基胺黑药配制为10wt%的水溶液和乙硫氮0.1g且乙硫氮配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.3g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到2号精矿和中矿。

 对2号精矿进行铅银精选Ⅱ:用水调2号精矿矿浆,调至矿浆浓度为50wt%,加入硫化钠15g且硫化钠配制为10wt%的水溶液,搅拌20-30min,加入硫酸锌15.0g且硫酸锌配制为10wt%的水溶液和碳酸钠3g且碳酸钠配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,再加入捕收剂丁基胺黑药0.06g且丁基胺黑药配制为10wt%的水溶液和乙硫氮0.75g且乙硫氮配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.3g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到中矿和3号精矿,中矿过滤后成份为水份15wt%、银0.152wt%、铜1.03wt%、铅15.27 wt%、锌7.75 wt% ,中矿湿重743.6g,产率4.21wt%;3号精矿进行过滤得到铅精矿,铅精矿含水份14wt%、银0.605wt%、铜0.88wt%、铅68.12wt%、锌2.68wt%、铅精矿湿重1273.3g,产率7.30wt%,过滤得到的滤液为1号滤液,1号滤液返铅银精选Ⅰ。

再次进行“一次粗选、二次精选、二次扫选”。对3号尾矿进行锌铜粗选Ⅰ:用水调3号尾矿矿浆,调至矿浆浓度为50wt%,加入硫化钠45g且硫化钠配制为10wt%的水溶液,搅拌20-30min,再加入捕收剂丁基黄药3g且丁基黄药配制为10wt%的水溶液和乙硫氮0.06g且乙硫氮配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.3g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到1号锌铜精矿和4号尾矿。

 对4号尾矿进行锌铜扫选Ⅰ:在4号尾矿矿浆中加入硫化钠15g且硫化钠配制为10wt%的水溶液,搅拌20-30min,再加入捕收剂丁基黄药0.75g且丁基黄药配制为10wt%的水溶液和乙硫氮0.08g且乙硫氮配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.3g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号锌铜精矿和5号尾矿。

对5号尾矿进行锌铜扫选Ⅱ:在5号尾矿矿浆中加入硫化钠15g且硫化钠配制为10wt%的水溶液,搅拌20-30min,再加入捕收剂丁基黄药0.75g且丁基黄药配制为10wt%的水溶液和乙硫氮0.08g且乙硫氮配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.3g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号锌铜精矿和6号尾矿, 6号尾矿经过滤后得到尾矿,尾矿成份为水份16.35wt%、银0.0026wt%、铜0.058wt%、铅0.04wt%、锌0.27wt%、尾矿湿重12962.2g,产率72.29wt%,过滤后的滤液为2号滤液,2号滤液返矿粉调浆。

对1号锌铜精矿和4号锌铜精矿进行锌铜精选Ⅰ:用水调1号锌铜精矿和4号锌铜精矿混合矿浆,调至矿浆浓度为50wt%,加入硫化钠9.0g且硫化钠配制为10wt%的水溶液,搅拌20-30min,再加入捕收剂丁基黄药0.6g且丁基黄药配制为10wt%的水溶液和乙硫氮0.08g且乙硫氮配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.23g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到2号锌铜精矿和锌铜中矿。

对2号锌铜精矿进行锌铜精选Ⅱ:用水对2号锌铜精矿调浆,调至矿浆浓度为50wt%,加入硫化钠7.5g且硫化钠配制为10wt%的水溶液,搅拌20-30min,再加入捕收剂丁基黄药0.75g且丁基黄药配制为10wt%的水溶液和乙硫氮0.08g且乙硫氮配制为10wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.23g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到3号锌铜精矿和锌铜中矿。锌铜中矿过滤后其成份为水份14.25wt%、银0.0035wt%、铜8.87wt%、铅2.32 wt%、锌18.01wt% 、锌铜中矿湿重760.9g、产率4.35wt%,锌铜中矿过滤后的滤液返锌铜粗选Ⅰ;3号锌铜精矿进行过滤得到5号锌铜精矿其成份为水份12.38wt%、银0.0044wt%、铜16.07wt%、铅0.89wt%、锌42.48wt%、5号锌铜精矿湿重2028.7g、产率11.85wt%,过滤后溶液为3号滤液, 3号滤液返锌铜精选Ⅰ。

取烘干后的5号锌铜精矿1500g在500℃温度下进行灼烧1.0h。灼烧后的5号锌铜精矿为1426g,其含锌44.46wt%、铜16.84wt%,灼烧过程锌挥发率0.51wt%、铜挥发率0.38wt%。称取1000.00g烧后5号锌铜精矿,加入在5L浓度为200g/ L的稀硫酸中、70℃温度下搅拌2.0h,过滤得湿重为515.3g的浸出渣其成份为水份12.67wt%、铜1.08wt%、锌4.91wt%和含锌105.62g/L、铜40.84 g/L 的4号滤液4.0L。取4号滤液3.0L加热升温到20℃,加入锌片300.0g,置换时间为80min,取出锌片晾干称重还剩160g,然后过滤得含水份9.34wt%、铜83.68wt%、锌6.43wt%的铜粉161.00g和5号滤液2.93L,5号滤液成份为含铜0.12g/L、锌152.63g/L。取2L铜置换后的5号滤液升温蒸发浓缩至溶液锌300g/L后冷却结晶并分离,得到含锌264g/L的母液0.3L和含七水硫酸锌95.23wt%的七水硫酸锌1048g。

通过计算可得各项经济指标为:

1  从矿石到产品铅回收率95.99%、银回收率为95.06%,锌回收率82.47%、铜回收率为90.44%。

2  锌浸出率为95.02%、铜浸出率为97.01%、铜置换回收率99.72%。

3  铅精矿成份为:银0.605wt%、铜0.88wt%、铅68.12wt%、锌2.68wt%、砷0.22wt%、氧化镁0.98wt%、三氧化二铝2.12wt%,符合铅精矿行业标准二级品要求。

4  七水硫酸锌成份为:七水硫酸锌95.23wt%、水不溶物0.06 wt%、铅0.005wt%、铁0.003wt%、锰0.04wt%、镉0.05wt%,符合行业标准硫酸锌Ⅰ类合格品要求。

5  铜粉含铜83.68wt%、锌6.43wt%。

实施例2

 第一次进行“一次粗选、二次精选、二次扫选” 。取云南某地区氧化锌矿石含锌5.84wt%、银0.0506wt%、铜1.98wt%、铅6.04wt%、硫0.58wt%干式球磨,矿粉粒度为90wt%小于120目,取18000.00g矿粉用水调至矿浆浓度为60wt%。

对矿浆进行铅银粗选Ⅰ:在矿浆中加入硫化钠180g且硫化钠配制为15wt%的水溶液,搅拌20-30min,加入硫酸锌45g且硫酸锌配制为15wt%的水溶液和碳酸钠8g且碳酸钠配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,再加入捕收剂丁基胺黑药0.9g且丁基胺黑药配制为15wt%的水溶液和乙硫氮0.63g且乙硫氮配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油1.1g,搅拌2min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到1号精矿和1号尾矿。

对1号尾矿进行铅银第一次扫选Ⅰ:在1号尾矿矿浆中加入72.0g硫化钠配制为15wt%的水溶液,搅拌20-30min,加入硫酸锌25.0g且硫酸锌配制为15wt%的水溶液和碳酸钠6.1g且碳酸钠配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,再加入捕收剂丁基胺黑药0.36g且丁基胺黑药配制为15wt%的水溶液和乙硫氮0.18g且乙硫氮配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.9g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号精矿和2号尾矿。

对2号尾矿进行铅银第二次扫选Ⅱ: 在2号尾矿矿浆中加入硫化钠90g且硫化钠配制为15wt%的水溶液,搅拌20-30min,加入硫酸锌28.8g且硫酸锌配制为15wt%的水溶液和碳酸钠6.3g且碳酸钠配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,再加入捕收剂丁基胺黑药0.36g且丁基胺黑药配制为15wt%的水溶液和乙硫氮0.18g且乙硫氮配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.9g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号精矿和3号尾矿。扫选Ⅰ、Ⅱ所得到的精矿全部并入4号精矿,3号尾矿进行浮选锌铜。

对1号精矿和4号精矿进行铅银第一次精选Ⅰ:用水调1号精矿和4号精矿混合矿浆,调至矿浆浓度为60wt%,加入硫化钠36g且硫化钠配制为15wt%的水溶液,搅拌20-30min,加入硫酸锌18g且硫酸锌配制为15wt%的水溶液和碳酸钠4.5g且碳酸钠配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,再加入捕收剂丁基胺黑药0.36g且丁基胺黑药配制为15wt%的水溶液和乙硫氮0.18g且乙硫氮配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.54g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到2号精矿和中矿。

对2号精矿进行铅银进行第二精选Ⅱ:用水调2号精矿矿浆,调至矿浆浓度为60wt%,加入硫化钠36g且硫化钠配制为15wt%的水溶液,搅拌20-30min,加入硫酸锌36g且硫酸锌配制为15wt%的水溶液和碳酸钠4.5g且碳酸钠配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,再加入捕收剂丁基胺黑药0.36g且丁基胺黑药配制为15wt%的水溶液和乙硫氮0.18g且乙硫氮配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.54g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到中矿和3号精矿,中矿过滤后其成份为水份14.85wt%、银0.149wt%、铜0.94wt%、铅16.51 wt%、锌5.64 wt%、中矿湿重885.7g、产率4.19wt%;3号精矿进行过滤后得到铅精矿其成份为水份13.86wt%、银0.578wt%、铜0.82wt%、铅69.48wt%、锌2.39wt%、铅精矿湿重1521.2g、产率7.28wt%,过滤溶液为1号滤液,1号滤液返精选铅银精选Ⅰ。

对3号尾矿进行锌铜再次粗选Ⅰ:用水调3号尾矿矿浆,调至矿浆浓度为60wt%,加入硫化钠90g且硫化钠配制为15wt%的水溶液,搅拌20-30min,再加入捕收剂丁基黄药4.5g且丁基黄药配制为15wt%的水溶液和乙硫氮0.27g且乙硫氮配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.54g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到1号锌铜精矿和4号尾矿。

对4号尾矿进行锌铜扫选Ⅰ:在4号尾矿矿浆中加入硫化钠36g且硫化钠配制为15wt%的水溶液,搅拌20-30min,再加入捕收剂丁基黄药1.8g且丁基黄药配制为15wt%的水溶液和乙硫氮0.18g且乙硫氮配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.54g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号锌铜精矿和5号尾矿。

对5号尾矿进行锌铜扫选Ⅱ:在5号尾矿矿浆加入硫化钠36.0g且硫化钠配制为15wt%的水溶液,搅拌20-30min,再加入捕收剂丁基黄药1.8g且丁基黄药配制为15wt%的水溶液和乙硫氮0.18g且乙硫氮配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.54g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到4号锌铜精矿和6号尾矿, 6号尾矿经过滤后其成份为水份15.88wt%、银0.00256wt%、铜0.05wt%、铅0.04wt%、锌0.24wt%、尾矿湿重15445g、产率72.18wt%,过滤溶液为2号滤液,2号滤液返调浆。

再次进行“一次粗选、二次精选、二次扫选”。对1号锌铜精矿和4号锌铜精矿进行锌铜精选Ⅰ:用水调1号锌铜精矿和4号锌铜精矿混合矿浆浓度,调至矿浆浓度为60wt%,加入硫化钠18g且硫化钠配制为15wt%的水溶液,搅拌20-30min,再加入捕收剂丁基黄药1.08g且丁基黄药配制为15wt%的水溶液和乙硫氮0.218g且乙硫氮配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.43g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到2号锌铜精矿和锌铜中矿。

对2号锌铜精矿进行锌铜精选Ⅱ:用水调2号锌铜精矿矿浆,调至矿浆浓度为60wt%,加入硫化钠18g且硫化钠配制为15wt%的水溶液,搅拌20-30min,再加入捕收剂丁基黄药1.08g且丁基黄药配制为15wt%的水溶液和乙硫氮0.18g且乙硫氮配制为15wt%的水溶液,搅拌4-6min,加起泡剂2号油0.43g,搅拌1-3min,开启充气阀门,刮泡6-8min,得到3号锌铜精矿和锌铜中矿。锌铜中矿过滤后成份为水份15.18wt%、银0.0035wt%、铜8.26wt%、铅2.72wt%、锌20.89wt%、锌铜中矿湿重916.8g、产率4.32wt%;3号锌铜精矿进行过滤得到5号锌铜精矿其成份为水份12.85wt%、银0.0024wt%、铜12.35wt%、铅1.22wt%、锌36.17wt%、5号锌铜精矿2484.7g、产率12.03wt%,过滤溶液为3号滤液, 3号滤液返锌铜精选Ⅰ。

取烘干后的5号锌铜精矿1300g在600℃温度下进行灼烧1.5h。灼烧后的5号锌铜精矿为1236g,其含锌37.85wt%、铜12.92wt%,灼烧过程的锌挥发率0.51wt%、铜挥发率0.54wt%。称取850g烧后5号锌铜精矿,加入在4L浓度为250g/ L的硫酸中、温度75℃、搅拌3.0h,过滤得含水份12.84wt%、铜1.17wt%、锌3.44wt%的浸出渣429g和3.15L含锌98.05g/L、铜33.48 g/L 浸出4号滤液。取4号滤液2.5L加热升温到40℃,加入锌片300g,置换时间为60min,取出锌片晾干称重还剩200g,然后过滤得含水份9.15wt%、铜82.52wt%、锌7.18wt%的铜粉111.2g和5号滤液2.4L,5号滤液成分为铜0.15g/L、锌140.78g/L。取1.5L铜置换后的5号滤液升温蒸发浓缩至溶液锌300g/L后冷却结晶并分离,得到含锌265.15g/L的母液0.23L和含七水硫酸锌96.15wt%的七水硫酸锌688g。

通过计算可得各项经济指标为:

1  从矿石到产品铅回收率95.19%、银回收率为95.49%,锌回收率83.96%、铜回收率为88.51%。

2  锌浸出率为96.00%、铜浸出率为96.03%;铜置换回收率99.58%。

3  铅精矿成份为:银0.578wt%、铜0.82wt%、铅69.48 wt%、锌2.39 wt%、、砷0.31wt%、氧化镁1.28wt%、三氧化二铝2.31wt%,符合铅精矿行业标准二级品要求。

5  七水硫酸锌成份为:七水硫酸锌96.15wt%、水不溶物0.08 wt%、铅0.007wt%、铁0.005wt%,符合行业标准工业硫酸锌Ⅱ类合格品标准。

6  铜粉含铜82.52wt%、锌7.18wt%。

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