硫化锌精矿加压氧浸出锌同时回收有价金属的方法

摘要

本发明涉及一种硫化锌精矿加压氧浸出锌同时回收有价金属的方法，可用于同时处理富含铅银及稀散金属的硫化锌精矿和不含铅银及稀散金属的硫化锌精矿。先将含锌及有价金属的硫化锌精矿中大部分锌及稀散金属通过高温高压高酸浸出到溶液中，得到含重金属渣即铅银渣；然后将只含锌的硫化锌精矿中的锌通过高温高压低酸浸出，同时将铁及脉石成分与主金属锌分离；最后将浸出溶液中的稀散金属利用中和剂沉淀镓、锗、铟等，将其富集到中和渣中。本发明工艺在不改变技术参数及配套设施条件下，可以同时处理不同成分的硫化锌精矿，锌回收率高的同时有价金属综合回收率高。

说明书

 

技术领域

本发明属于湿法冶金技术领域，具体涉及一种硫化锌精矿加压氧浸出锌同时回收有价金属的方法。

背景技术

锌加压氧浸适应于处理各种不同成分的原料，如：低品位高铁硫化锌精矿、铅锌混合精矿、锌厂所产铁酸锌渣及不适合焙烧的高铅高铜及高硅的细粒锌精矿。这些原料大致可分为二大类型，一类原料只以锌为主，不含可回收的有价金属，另一类原料含锌外，还含有可回收的有价金属，如：铅、银、铜及稀散金属镓、锗、铟等。

锌加压氧浸有一段浸出及二段浸出方式，针对不同成分的原料处理，锌加压氧浸需采用相应的技术参数及工艺控制条件、配套的设备布置，来获得最优的锌回收率及有价金属的综合回收率。目前生产上对以上二大类型原料硫化锌精矿采用二种方式处理：

一种方式是将不同成分的硫化锌精矿混合后采用锌加压氧浸处理，其技术参数、工艺控制条件不变，配套设施不变，由于采用一种技术条件及配套设施处理不同成分的硫化锌精矿，其结果是要获得高锌回收率，则有价金属综合回收率低，要获得高有价金属综合回收率，则锌回收率低。

另一种方式是将不同成分的硫化锌精矿按相同的成分，在一定时间内单独集中采用锌加压氧浸处理，对不同成分的硫化锌精矿采用不同的技术参数及工艺控制条件，配套设施要相应整改，这种方式虽然可以获得较高的锌回收率及有价金属综合回收率，但由于技术参数的变化，生产过程中将出现磨合期影响技术指标，而且配套设施相应整改需要一定时间和费用，生产中针对不同成分的硫化锌精矿采用锌加压氧浸处理，若要经常改变技术条件及相应的配套设施整改是不现实的。

发明内容

针对上述不足，本发明的目的是提供一种硫化锌精矿加压氧浸出锌同时回收有价金属的方法，在不改变技术参数及配套设施条件下，可以同时处理不同成分的硫化锌精矿，锌回收率高的同时有价金属综合回收率高。

不同成分的硫化锌精矿需回收的有用成分主要包括三部分：一部分为主金属锌，二部分为含重金属铅、银等，三部分为稀散金属镓、锗、铟等。本发明分三个步骤来分别富集回收以上有价金属：一步骤将含锌及有价金属的硫化锌精矿中大部分锌及稀散金属浸出到溶液中，而得到一种不能浸出的含重金属渣即铅银渣，铅银富集在铅银渣中。二步骤将只含锌的硫化锌精矿中的锌浸出，同时除铁，得到一种铁渣，将铁及脉石成分与主金属锌分离。三步骤将浸出溶液中的稀散金属利用中和剂沉淀镓、锗、铟等，将其富集到中和渣中。三个步骤分别得到铅银渣、铁渣、中和渣及含锌溶液。

具体来说，本发明同时处理富含铅银及稀散金属的硫化锌精矿和不含铅银及稀散金属的硫化锌精矿的技术方案如下：

(1) 将富含铅银及稀散金属的硫化锌精矿进行磨矿，通入浓度98%以上的氧气，进行高温高压高酸浸出，所述高温高压高酸控制温度为145～155℃，压力为1100～1300kPa，酸度为60～80g/L，浸出矿浆降温降压后，经分离获得浸出液和浸出渣，浸出渣送浮选，尾矿为铅银渣。

一般，磨矿后固体浓度在65～70%范围。优选在通入氧气的同时通入净化电积制取锌后的废电解液，进行高温高压高酸浸出。浸出矿浆可以采用闪蒸槽降温降压，然后可以采用浓密机分离。

(2) 将不含铅银及稀散金属的硫化锌精矿磨矿后，通入浓度98%以上的氧气，同时通入步骤(1)所获得的浸出液，进行高温高压低酸浸出，所述高温高压低酸控制温度为145～155℃，压力为1100～1300kPa，酸度为10～20g/L，浸出矿浆降温降压后，经分离获得浸出液和浸出渣，浸出渣送浮选，尾矿为铁渣。

一般，磨矿后固体浓度在65～70%范围。浸出矿浆可以采用闪蒸槽降温降压，然后可以采用浓密机分离。

(3) 将步骤(2)所获得的浸出液，进行中和，控制温度为70～80℃，终点pH值为5.0～5.2，中和后矿浆经过滤分离，获得上清液和滤渣，滤渣为富含稀散金属的中和渣，进行稀散金属的回收。上清液进行回收锌。

加入中和剂进行中和，中和剂优选锌焙砂、氧化锌烟尘、石灰石等。

上述技术方案有如下优点：

(1) 对于富含铅银及稀散金属的硫化锌精矿，采用高温高压高酸氧压浸出，由于没有硫化锌精矿焙烧过程，不产出铁酸锌带走锌及稀散金属的损失，锌浸出率高大于97%，稀散金属浸出率高大于90%，得到铅银渣送铅系统回收。

(2) 对于不含铅银及稀散金属的硫化锌精矿，在反应器内采用高温高压低酸氧压浸出，在浸出锌的同时除铁，铁沉积在浸出渣中，一段浸出液含Fe<2g/L，可直接送后续工序净化处理，不需单独从浸出液中除铁设施，实现了浸出锌与沉铁在一个反应器中完成。

(3) 对浸出进入浸出液的稀散金属，采用中和剂沉淀富集稀散金属至中和渣中，富集率大于60%。

(4) 在同一工艺流程及配套设施中，本发明可以处理不同成分的硫化锌精矿，在最大化浸出锌过程中，同时得到含重金属铅银渣，含稀散金属中和渣，能废弃的铁渣，为一种高效环保的湿法锌冶炼方法。

附图说明

附图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

具体实施中，本发明在同时处理富含铅银及稀散金属的硫化锌精矿和不含铅银及稀散金属的硫化锌精矿时，是将富含铅银及稀散金属的硫化锌精矿（例如铅锌混合精矿、高铅高铜及高硅的细粒锌精矿等）混合后进入步骤（1）的高温高压高酸浸出，将不含铅银及稀散金属的硫化锌精矿(例如低品位高铁硫化锌精矿)混合后进入步骤(2)的高温高压低酸浸出。

对于只处理富含铅银及稀散金属的硫化锌精矿，则采用下述方案：

(1) 将富含铅银及稀散金属的硫化锌精矿进行磨矿，取磨矿后3/4～4/5重量的矿浆通入浓度98%以上的氧气，进行高温高压高酸浸出，所述高温高压高酸控制温度为145～155℃，压力为1100～1300kPa，酸度为60～80g/L，浸出矿浆降温降压后，经分离获得浸出液和浸出渣，浸出渣送浮选，尾矿为铅银渣，送铅系统回收；

(2) 将步骤(1)所获得的浸出液，通入浓度98%以上的氧气，同时加入步骤(1)硫化锌精矿磨矿后1/5～1/4重量的矿浆（对高酸性的浸出液进行稀释），进行高温高压低酸浸出，所述高温高压低酸控制温度为145～155℃，压力为1100～1300kPa，酸度为10～20g/L，浸出矿浆降温降压后，经分离获得浸出液和浸出渣，浸出渣送浮选，尾矿为铁渣；浮选得到的硫精矿返回步骤(1)进行高温高压高酸浸出；

(3) 将步骤(2)所获得的浸出液，进行中和，控制温度为70～80℃，终点pH值为5.0～5.2，中和后矿浆经过滤分离，获得上清液和滤渣，滤渣为富含稀散金属的中和渣，进行稀散金属的回收，上清液进行锌的回收。

对于只处理不含铅银及稀散金属的硫化锌精矿，采用下述方案：将不含铅银及稀散金属的硫化锌精矿磨矿后，通入浓度98%以上的氧气，同时加入净化电积制取锌后的废电解液，进行高温高压低酸浸出，所述高温高压低酸控制温度为145～155℃，压力为1100～1300kPa，酸度为10～20g/L，浸出矿浆降温降压后，经分离获得浸出液和浸出渣，浸出渣送浮选，尾矿为铁渣。

以下通过具体实施例和附图1的工艺流程图对本发明进行详细的说明。

实施例1

通过以下三个步骤进行不同成分的硫化锌精矿中锌、重金属铅、银、稀散金属镓、锗、铟等的回收：

1) 将某厂产出的富含铅银及稀散金属的硫化锌精矿(元素含量为Zn 50.43%、Pb 1.66%、Ag 274g/t、Ga 204g/t、Ge 112g/t、In 139g/t)磨矿后，粒度大约在25～40μm范围，固体浓度在65%左右。泵入反应器，通入浓度98%以上氧气，同时通入净化电积制取锌后的废电解液，采用高温高压高酸浸出，温度145℃，压力1100kPa，酸度60g/L。如此使硫化锌中硫被氧化成单质硫，锌成为可溶硫酸锌。浸出矿浆经闪蒸槽降温降压后，送浓密机分离，获得浸出液和浸出渣（底流），锌浸出率为97.3%，稀散金属浸出率为Ga 92.3%、Ge 90.8%、In 91.3%，浸出渣送浮选，尾矿为铅银渣，送铅系统处理回收铅银。

2) 将某厂产出的不含铅银及稀散金属的硫化锌精矿(元素含量为Zn 49.34%、Fe 11.16%)磨矿后，大约粒度在25～40μm左右，固体浓度在65%左右，泵入反应器，通入浓度98%以上的氧气，同时通入步骤(1)所获得的浸出液，采用高温高压低酸浸出，温度145℃，压力1100kPa，酸度10g/L。如此使硫化锌中硫被氧化成单质硫，锌成为可溶硫酸锌，浸出矿浆经闪蒸槽降温降压后，送浓密机分离，获得浸出液和浸出渣（底流）。浸出液Fe含量为1.8g/L。浸出渣送浮选，尾矿为铁渣，铁渣送渣场堆存，浮选得到的硫精矿可以返回步骤(1)进行高温高压高酸浸出。

3) 将步骤(2)所获得的浸出液，送入中和槽，加入中和剂锌焙砂，温度70℃，终点pH值5.0。中和后矿浆送压滤机过滤分离，获得上清液和滤渣，滤渣为富含稀散金属的中和渣，稀散金属（镓、锗、铟）的富集率为62.20%，送稀散金属回收。上清液送后续工序净化、电积、熔铸生产电锌。

实施例2

1) 将某厂产出的富含铅银及稀散金属的硫化锌精矿(元素含量为Zn 50.43%、Pb 1.66%、Ag 274g/t、Ga 204g/t、Ge 112g/t、In 139g/t)磨矿后，粒度大约在25～40μm范围，固体浓度在70%左右。泵入反应器，通入浓度98%以上氧气，同时通入净化电积制取锌后的废电解液，采用高温高压高酸浸出，温度155℃，压力1300kPa，酸度80g/L。浸出矿浆经闪蒸槽降温降压后，送浓密机分离，获得浸出液和浸出渣（底流），锌浸出率为98.10%，稀散金属浸出率为Ga 93.10%、Ge 91.40%、In 92.20%，浸出渣送浮选，尾矿为铅银渣，送铅系统处理回收铅银。

2) 将某厂产出的不含铅银及稀散金属的硫化锌精矿(元素含量为Zn 49.34%、Fe 11.16%)磨矿后，大约粒度在25～40μm左右，固体浓度在70%左右，泵入反应器，通入浓度98%以上的氧气，同时通入步骤1)所获得的浸出液，采用高温高压低酸浸出，温度155℃，压力1300kPa，酸度20g/L。浸出矿浆经闪蒸槽降温降压后，送浓密机分离，获得浸出液和浸出渣（底流）。浸出液Fe含量为1.9g/L。浸出渣送浮选，尾矿为铁渣，铁渣送渣场堆存，浮选得到的硫精矿可以返回步骤(1)进行高温高压高酸浸出。

3) 将步骤(2)所获得的浸出液，送入中和槽，加入中和剂锌焙砂，温度80℃，终点pH值5.2。中和后矿浆送压滤机过滤分离，获得上清液和滤渣，滤渣为富含稀散金属的中和渣，稀散金属的富集率为63.10%，送稀散金属回收。上清液送后续工序净化、电积、熔铸生产电锌。