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一种综合回收高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌的方法

摘要

本发明涉及一种针对高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌矿通过传统硫化分选工艺均无法分别得到互含率低的锌精矿和铅精矿,综合回收铅锌难度极大的问题,提出了高泥碳酸盐型氧化铅锌矿选冶联合综合回收锌铅的方法,通过菱锌矿和白铅矿在同一pH区间的溶解差异,实现了锌与铅的选择性溶解进而达到综合回收锌和铅的目的,避免了焙烧挥发的高能量消耗,同时减少了废气及粉尘的污染,缩短了处理流程。

著录项

  • 公开/公告号CN108239701A

    专利类型发明专利

  • 公开/公告日2018-07-03

    原文格式PDF

  • 申请/专利权人 北京有色金属研究总院;

    申请/专利号CN201611216368.7

  • 申请日2016-12-26

  • 分类号C22B3/08(20060101);C22B3/46(20060101);C22B3/38(20060101);C22B19/20(20060101);C22B13/00(20060101);C25C1/16(20060101);

  • 代理机构11100 北京北新智诚知识产权代理有限公司;

  • 代理人张晶;郭佩兰

  • 地址 100088 北京市西城区新街口外大街2号

  • 入库时间 2023-06-19 05:48:18

法律信息

  • 法律状态公告日

    法律状态信息

    法律状态

  • 2020-01-10

    授权

    授权

  • 2019-07-12

    专利申请权的转移 IPC(主分类):C22B3/08 登记生效日:20190625 变更前: 变更后: 申请日:20161226

    专利申请权、专利权的转移

  • 2018-07-27

    实质审查的生效 IPC(主分类):C22B3/08 申请日:20161226

    实质审查的生效

  • 2018-07-03

    公开

    公开

说明书

技术领域

本发明涉及有色金属提取技术领域,涉及一种综合回收高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌的方法。

背景技术

锌是国民经济建设的重要原材料之一,随着国民经济的发展,锌的需求量不断增加,锌矿开采的矿石品位也不断下降,对一些泥化严重、难处理的碳酸盐型氧化铅锌矿采用传统选冶工艺无法经济地处理回收。目前,高泥碳酸盐型氧化铅锌矿选冶过程中,采用传统的硫化浮选或是重选均铅锌分离困难,产品中铅锌互含率高,难以满足后期冶炼的需要。

因此针对高泥碳酸盐型氧化铅锌矿,需在铅冶炼前解决富集铅和降低铅精矿中锌含量的问题,同时针对高泥碳酸盐型氧化铅锌矿,泥化问题带来了十分严重的分选困难。

发明内容

为了解决上述问题,本发明的目的在于提供一种综合回收高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌的方法,该方法针对高泥碳酸盐型氧化铅锌矿难分选,处理难的问题,实现铅锌的分别回收,得到相应的产品。

为实现上述目的,本发明提供如下技术方案:

本发明提供综合回收高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌的方法,包括如下步骤:

(1)磨矿:将高含泥碳酸盐型铅锌矿磨矿至细度为-200目60%;

(2)硫酸浸出:将高泥碳酸盐型氧化铅锌矿硫酸酸浸,矿浆浓度25~33wt%,温度30~80℃,pH1.2~2.0,浸出过程使用30wt%的氢氧化钠水溶液吸收产生出来的二氧化碳气体;

本步骤中铅主要仍以白铅矿的形式留在酸浸渣内,锌浸出率98%以上;

(3)压滤:压滤浸渣,直接得到高浓度锌浸出液;

(4)高浓度锌浸出液除铁:加入1.5-2.0倍三价铁质量的锌粉置换去除重金属离子(如铜镉砷镍钴等),pH调节到3.0~3.5,再将溶液通过固体二氧化锰进行氧化,溶液中的铁采用针铁矿法除去,得到的除铁溶液直接进入电积工序;除铁后锌的浓度在140~160g/L之间。

本步骤中铁去除率可达99%以上,锌夹带率3%以下;

(5)洗涤:使用处理后的回水洗涤浸渣,洗涤后溶液为低浓度锌浸出液;

(6)低浓度锌浸出液除铁:加入锌粉置换去除重金属离子,pH调节到3.0~3.5,并使溶液通过二氧化锰氧化,溶液中的铁采用针铁矿法除去;铁去除率可达99%以上,锌夹带率2%以下;

(7)萃取反萃:以P204作为萃取剂进行多级逆流萃取和多级反萃,得到的除铁溶液进入电积工序,锌浓度达到140g/L以上,达到电积要求;

(8)电积:将步骤(4)和步骤(7)得到的除铁溶液合并进行电积,获得含锌产品;

含锌产品为阴极锌或者用于制备各种锌的化合物产品;

(9)重选:洗涤后的浸渣通过摇床或水力旋流器收集铅精矿,品位达到45%以上,回收率大于80%。

其中,所述针铁矿法的反应条件为:反应温度70~85℃,反应时间1~2小时,陈化时间2~4小时。

其中,步骤7)所述逆流萃取的步骤为:将P204与稀释剂混合,制成P204浓度为20~30%的油相,采用的水油流速比1:1进行多级萃取,搅拌转速为300~500rpm,萃取时间5~8min,分相时间3~8min,其中锌被萃取进入油相,多级反应后的水相萃取余液作为处理后的回水返回步骤5);所述反萃的步骤为:在油相中加入185~200g/L的H2SO4反萃,反萃水油流速比1:2,萃取时间为5~8min,分相时间为3~8min,锌以硫酸锌的形式进入水相。

其中萃取和反萃的级数根据锌浓度进行调整。

经处理的回水除使用萃取余液外,其他冶金系统中产生的重金属离子极低的水,也可作为回水使用。

本发明的有益效果在于:

本发明提供一种综合回收高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌的方法,通过菱锌矿和白铅矿在同一pH区间的溶解差异,实现了锌与铅的选择性溶解进而达到综合回收锌和铅的目的,避免了焙烧挥发的高能量消耗,同时减少了废气及粉尘的污染,缩短了处理流程。

本发明的高泥碳酸盐型氧化铅锌矿处理工艺中综合回收锌铅的方法与常规的硫化分选以及氧化焙烧挥发工艺相比,具有明显优势。针对传统硫化分选工艺均无法分别得到互含率低的锌精矿和铅精矿,综合回收铅锌难度极大,而高泥碳酸盐型氧化铅锌矿选冶联合综合回收锌铅的方法,

附图说明

图1为本发明提供的一种综合回收高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌的方法的工艺流程图。

具体实施方式

下面通过实施例对本发明作进一步的说明,下述实施例仅用于说明本发明的技术方案。

实施例1

如图1所示为新疆某铅锌矿石属于高含泥碳酸盐型铅锌矿,锌品位33%以上,铅品位7%左右,该高含泥碳酸盐型铅锌矿回收铅锌的工艺流程如图1所示:

(1)磨矿:将高含泥碳酸盐型铅锌矿磨矿细度为-200目60%;

(2)硫酸浸出:将高含泥碳酸盐型铅锌矿硫酸浸出,矿浆浓度30wt%,温度50℃,得到的浸出液中锌离子为110g/L,铅主要仍以白铅矿的形式留在酸浸渣内,总铁离子浓度6g/L,pH控制在1.3~1.8之间,锌浸出率99%左右;

(3)压滤:压滤浸渣,直接得到高浓度锌浸出液;

(4)高浓度锌浸出液除铁:高浓度锌浸出液中加入相当于三价铁1.6倍的锌粉置换去除重金属离子,pH调节到3.5,再将溶液通过固体二氧化锰氧化,溶液中的铁采用针铁矿法除去,条件为:反应温度70℃,反应时间2小时,陈化时间3小时,铁去除率可达99%以上,锌夹带率3%以下,得到的除铁后溶液直接进入电积工序;

(5)洗涤:使用处理后的回水洗涤浸渣,洗涤后溶液为低浓度锌浸出液,

(6)低浓度锌浸出液除铁:加入1.6倍三价铁质量的锌粉置换去除重金属离子,pH调节到3.5,并使溶液通过固体二氧化锰氧化,溶液中的铁采用针铁矿法除去,条件为:反应温度70℃,反应时间2小时,铁去除率可达99%以上,锌夹带率2%以下;

(7)萃取反萃:除铁后的低浓度锌浸出液以P204为萃取剂进行5级逆流萃取和8级反萃,得到硫酸锌溶液,锌浓度达到140g/L以上,达到电积要求;

具体过程为:逆流萃取步骤为:将P204与稀释剂磺化煤油混合,制成P204浓度为25%的油相,采用的水油流速比1:1进行5级萃取,搅拌转速为400rpm,萃取时间8min,分相时间5min,其中锌被萃取进入油相;反萃的步骤为:在油相中加入185g/L的H2SO4反萃,反萃水油流速比1:2,反萃时间为8min,分相时间为5min,锌以硫酸锌的形式进入水相。

(8)电积:将步骤(4)和步骤(7)得到的溶液合并进行电积,获得含锌产品,如锌板;

(9)重选:洗涤后的锌浸渣通过摇床得到铅精矿(主要成分为白铅矿),品位达到45%以上,回收率大于80%。

从上述实施例可以看出,本发明的综合回收高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌的方法,除可从高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中回收锌和铅,实现锌和铅分离外,还可降低铅熔炼成本以及减少铅锌互含造成的损失,从而提高锌和铅的分离效率。

在高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中均难以采用硫化浮选或是重选分离铅锌的情况下,通过选冶联合的方法,不但可以有效分离铅、锌,而且可以从高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中实现铅和锌的回收,获得合格的铅锌产品。为碳酸盐型氧化铅锌矿中有价金属分离提取,综合回收提供一条新途径,具有一定的经济效益和环境效益。

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