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一种从高温高酸锌浸出渣中回收银的方法

摘要

本发明公开了一种从高温高酸锌浸出渣中回收银的方法。本发明以高温高酸锌浸出渣为原料,以六偏磷酸钠和硫化钠为调整剂,以丁胺黑药和乙硫氮为捕收剂,经分段擦洗、快浮、粗选、扫选、精选、再次扫选等步骤,高效回收银。本发明在深入研究高温高酸锌浸渣的物质组成后,发现银主要分散在闪锌矿和覆盖闪锌矿表面的粉状物中,针对上述发现,本发明创造性研究确定了最佳药剂制度,提出了“分段擦洗----快浮----一粗一精二扫,中矿和粗选精矿混合进入精选”的回收工艺。本发明方法可获得总银精矿综合品位1887.06g/t,总回收率64.54%。其中银精矿1含银2400g/t,回收率5.8%;银精矿2含银1850g/t,回收率58.74%。

著录项

  • 公开/公告号CN104689923A

    专利类型发明专利

  • 公开/公告日2015-06-10

    原文格式PDF

  • 申请/专利权人 江西理工大学;

    申请/专利号CN201510068939.6

  • 申请日2015-02-10

  • 分类号

  • 代理机构

  • 代理人

  • 地址 341000 江西省赣州市客家大道156号

  • 入库时间 2023-12-17 05:01:28

法律信息

  • 法律状态公告日

    法律状态信息

    法律状态

  • 2017-06-16

    授权

    授权

  • 2015-07-08

    实质审查的生效 IPC(主分类):B03D1/00 申请日:20150210

    实质审查的生效

  • 2015-06-10

    公开

    公开

说明书

技术领域

本发明涉及一种从高温高酸锌浸出渣中回收银的方法。

背景技术

从60年代末开始,湿法炼锌工艺代替火法炼锌得到广泛应用。随着浸出技术的发展,为了进一步提高锌的浸出率及回收其他伴生有价元素,由常规锌浸出工艺发展为高温高酸锌浸出工艺。高温高酸锌浸出工艺是在高温高酸下进行锌浸出,可使锌精矿中浸出产生的铁酸锌进一步分解,从而使锌浸出率由常规法锌浸出工艺的87%~89%提高到97%~98%,大幅度提高了锌浸出率,但对锌精矿中所含的贵金属(金、银等)则仍留在浸渣中,无法回收,且在渣中得到了进一步富集,故其该渣中含银非常高,可达300~500g/t。许多学者已针对常规湿法浸出锌渣中银回收做了大量工作,基本上可以通过浮选方法回收渣中银,有些回收银的工艺也已经投入了工业生产,取得一定的经济效益。然而,对于高温高酸锌浸出法产出的浸渣中银,到目前为止还没有有效的回收方法,虽然提出了浮选法、浸出法、火法、选冶结合法等[7]工艺方法,但即使是试验指标,其银精矿品位也低于700g/t,回收率不足20%,指标差,且更没有投入工业应用。

发明内容

本发明的目的在于克服现有从高温高酸锌浸出渣中回收银工艺中,银精矿品位低,回收率不高的不足,提供一种从高温高酸锌浸出渣中回收银的方法。

本发明的技术方案在于:

我们在深入研究高温高酸锌浸渣的物质组成后发现其中银主要分散在闪锌矿和覆盖闪锌矿表面的粉状物中,又因为闪锌矿中心部分还保持完整,周边遭到溶蚀,所以若能够设法把包裹银和锌的粉状物去除,就可能采用浮选方法回收渣中银。

本发明通过光学显微镜和电子扫描电镜研究高温高酸浸出锌渣的物质组成及银的赋存状态。

该渣的元素分析及物质组成分别见表1、表2。

表1原矿多元素分析结果(%)

       其中:微 <0.01%    低0.01~0.1%    中0.1~1%    高1~10%    很高 >10%

表2 渣中矿物组成分析结果

渣中的矿物组成较为复杂,既有原生矿物,又有许多次生变化新生成的矿物。矿渣中的金属矿物以磁铁矿,褐铁矿为主,次为锰矿物(见附图1、2),少量闪锌矿,铅矾,白铅矿,微少的黄铁矿物,黄铜矿﹑铜蓝偶见;非金属矿物主要是石膏,石英;粉状物占最大优势。

渣中的闪锌矿被粉状物包裹(见附图3),有的和黄铜矿连生(见附图4);银尚未生成独立银矿物,在变化生成的磁铁矿和褐铁矿的边缘,光片中发现反射率高,光亮矿物疑似银的颗粒(见附图5,6)。电镜结果见附图7。电镜结果显示,银分布在包裹闪锌矿表面的粉状物中和微细的独立的粉状物中。

通过物质组成研究及银赋存状态研究可知,与常规浸出锌渣相比,该渣酸性高(pH在2~3左右),粒度细(-400目占90%以上,且90%银富集在-400目的细粒中),含银量高(400g/t)。这些都是影响渣中银回收的关键因素。

本发明利研究了调整剂、捕收剂对该渣中银的回收指标的影响,最终发明了合理的的浮选药剂制度和回收工艺。并根据该渣部分银矿物(分布在闪锌矿表面的银)容易上浮,发明了“分段擦洗----快浮----一粗一精二扫,中矿和粗选精矿混合进入精选”的浮选工艺(见附图8)。研究结果见表3。

表3新型浮选工艺试验结果

    基于以上研究分析,以高温高酸锌浸出渣为原料,从高温高酸锌浸出渣中回收银的实施步骤如下:

(1)快浮:高温高酸锌浸出渣经擦洗后,在调整剂1和捕收剂1中快浮一分钟获得银精矿1,快浮尾矿进入下一步骤;

(2)粗选:快浮尾矿经擦洗后,在调整剂1和捕收剂1中粗选,得粗选精矿和粗选尾矿;

(3)扫选:粗选尾矿经擦洗后,在调整剂1和捕收剂1中进行扫选,得中矿;

(4)精选:粗选精矿和中矿混合,在调整剂2和捕收剂2中进行精选,得银精矿2;

(5)再次扫选:将步骤(3)中经扫选所得尾矿在调整剂1和捕收剂1中再次扫选。

所述擦洗为在钢球中擦洗,至银颗粒裸露出来。

调整剂1为六偏磷酸钠和硫化钠的混合物。

捕收剂1为丁胺黑药与乙硫氮的混合物。

调整剂2为六偏磷酸钠。

捕收剂2为丁胺黑药。

步骤(1)中,调整剂1的用量为六偏磷酸钠600g/t,硫化钠2kg/t;捕收剂1为丁胺黑药与乙硫氮按摩尔比1:1混合,用量为800g/t,。

步骤(2)中,调整剂1的用量为六偏磷酸钠300g/t,硫化钠用1kg/t;捕收剂1为丁胺黑药与乙硫氮按摩尔比1:1混合,用量为400g/t。

步骤(3)中,调整剂1的用量为六偏磷酸钠150g/t,硫化钠用500g/t;捕收剂1为丁胺黑药与乙硫氮按摩尔比1:1混合,用量为200g/t。     步骤(4)中,调整剂2的用量为六偏磷酸钠150g/t,捕收剂2的用量为丁胺黑药200g/t。

步骤(5)中,调整剂1的用量为六偏磷酸钠100g/t,硫化钠用250g/t;捕收剂1为丁胺黑药与乙硫氮按摩尔比1:1混合,用量为100g/t。

本发明的有益效果在于,本发明一方面确定了“调整剂六偏磷酸钠和硫化钠、捕收剂丁胺黑药和乙硫氮”的药剂制度,另一方面发明了“分段擦洗----快浮----一粗一精二扫,中矿和粗选精矿混合进入精选”的回收该渣中银的工艺。在发明的药剂制度下,采用本发明工艺,可获得总银精矿综合品位1887.06g/t,总回收率64.54%(其中银精矿1含银2400g/t,回收率5.8%;银精矿2含银1850g/t,回收率58.74%),充分有效的回收了该渣中的银。

下面结合附图和具体实施例对本发明做进一步地说明。

附图说明

图1表示在光学显微镜下观察到高温高酸浸出锌渣的磁铁矿、锰矿物和褐铁矿

图2表示在光学显微镜下观察到高温高酸浸出锌渣的磁铁矿和锰矿物;

图3表示在光学显微镜下观察到高温高酸浸出锌渣的闪锌矿和黄铜矿连生;

图4表示在光学显微镜观察到高温高酸浸出锌渣的闪锌矿与及周边被溶蚀和被粉状物包裹;

图5表示在光学显微镜下观察到高温高酸浸出锌渣的磁铁矿及光亮的似银矿物;

图6表示在光学显微镜下观察到高温高酸浸出锌渣的褐铁矿的边缘发现折射率高、光亮似银矿物;

图7是扫描电镜图谱:其中上图是谱线图,表明该渣中存在锌、银、硫、硅、铁、氧、碳等;下左图是电镜照片,下右图是锌、银、硫、硅、铁、氧、碳等元素含量情况。

图8是回收该渣中银的工艺流程。

具体实施方式

(1)快浮:高温高酸锌浸出渣经擦洗后,添加调整剂六偏磷酸钠用量600g/t、硫化钠用量2kg/t;捕收剂丁胺黑药+乙硫氮(1:1)800g/t的药剂制度下快浮一分钟获得银精矿1(含银2400g/t,回收率5.8%),快浮尾矿进入下一步骤;

(2)粗选:快浮尾矿经擦洗后,在调整剂六偏磷酸钠用量300g/t、硫化钠用量1kg/t;捕收剂丁胺黑药+乙硫氮(1:1)400g/t的药剂制度下进行粗选,得粗选精矿和粗选尾矿;

(3)扫选(扫选一):粗选尾矿经擦洗后,在调整剂六偏磷酸钠用量150g/t、硫化钠用量500g/t;捕收剂丁胺黑药+乙硫氮(1:1)200g/t的药剂制度下进行进行扫选,得中矿;

(4)精选:步骤(2)所得粗选精矿和中矿混合,在调整剂六偏磷酸钠用量150g/t,捕收剂丁胺黑药200g/t的药剂制度下进行精选一次获得银精矿2(含银1850g/t,回收率58.74%);

(5)再次扫选(扫选二):将步骤(3)中经扫选所得尾矿,在调整剂六偏磷酸钠用量100g/、,硫化钠用量250g/t;捕收剂丁胺黑药+乙硫氮(1:1)100g/t的药剂制度下再次扫选,最终尾矿含银175g/t,回收率23.17%。

所述擦洗为在钢球中擦洗,至银颗粒裸露出来。

上述各步骤中还可加入起泡剂(2#油)。

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