专利名称：选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法
技术领域：
本发明涉及一种矿石的处理方法，特别是一种对高钙镁低品位氧化铅锌 矿进行选冶联合处理的方法，属于矿物处理技术领域。
背景技术：
目前，我国是世界锌金属生产和消费的第一大国，近几年平均年需求量
增长率达16.2%。但供需矛盾突出，约l/3的锌原料需要进口。世界氧化锌矿 的储量巨大，据美国地调局统计(G. A. Norton, C. G. Groat. Mineral Commodity summaries 2004. Washington:U. S. Government Printing office， 2004. pl88-189)，全世界氧化锌矿中锌金属储量约10120万吨。我国氧化锌矿中锌 金属储量约为2800万吨。但是，我国氧化锌矿总体上铅锌品位偏低，不能经 济利用的呆矿、贫矿储量占了绝大部分。据统计(中国产业资讯网.2004-2005 年铅锌行业发展分析研究报告.http:〃www. chinaii. net)，在我国铅锌储量 中，铅锌平均品位只冇4. 66%。
氧化锌矿的加工处理方法主要有选矿和冶金法两大类。选矿法以浮选法 为主，包括硫化一胺法浮选、硫化一黄药浮选和脂肪酸直接浮选。浮选法尽 管技术成熟、过程稳定，但其主要问题是流程复杂、药剂消耗大、回收率 低、能耗高和效益差。氧化锌矿石的冶金处理方法分火法(以挥发窑为主) 和湿法两大类。火法由于能耗高、污染大，受国家产业政策的限制，已逐渐 被湿法取代。湿法主要包括酸法和碱法，酸法主要是用硫酸浸出，适用于高 硅型氧化锌矿石.，碱法主要是氨浸法(也有用Na0H浸出的研究)，适用于高钙 镁型氧化锌矿石。酸浸法的使用最为广泛，其优点是技术成熟，回收率高， 与火法相比节能降耗显著；其缺点是浸出液不易净化，易腐蚀设备，固液分 离困难，工艺流程长，设备复杂。对高含钙镁碱性脉石的氧化锌矿石，酸浸 法由于酸耗太高，不宜采用，因此，氨浸法成为主要的研究方向。氨浸法的 优点是浸出的选择性好，碱性脉石不消耗试剂，浸出液容易净化，固液分离相对容易，对设备腐蚀性小。其缺点是常压下浸出率不高。无论酸浸还 是氨浸，其共同的缺点是不能回收氧化锌矿中伴生的硫化铅锌矿物及贵金属， 造成金属总回收率的损失。
对于低品位氧化铅锌矿的加工处理，长期以来选冶割裂，未充分考虑选 矿和冶炼全流程的合理连接和总体优化，也未充分照顾到矿石中铅锌矿物的 物性特点，力图单纯通过选矿为冶金提供高品位精矿。其结果是选矿流程 复杂、药剂消耗大、回收率低。因此低品位氧化锌矿的高效开发利用一直未 能实现。近几年来，云南祥云飞龙有色金属股份公司与昆明理工大学合作研 发成功了低品位氧化锌矿(含锌15%以上)酸浸提取锌的技术，大大降低了对 锌冶金原料的要求，为低品位氧化锌矿的加工利用开创了一条新路。但该法 主要适用于高硅型低品位氧化锌矿。对于钙镁碱性脉石含量高的氧化锌矿石， 直接酸浸由于酸耗太高，仍然亦不适用。总而言之，高钙镁低品位氧化锌矿 的处理，迄今为止仍然是尚未解决的重大技术难题。
发明内容
针对高钙镁低品位氧化铅锌矿存在的难选问题，本发明提供一种选冶联 合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法。
本发明充分考虑了矿石中氧化铅锌矿与硫化铅锌矿的物性差异，采用先 用氨浸湿法冶金工艺回收氧化锌矿物，后用浮选工艺回收硫化铅锌矿物的"先 冶后选"的联合处理新技术，解决高钙镁低品位氧化铅锌矿难选的问题，以 选矿、湿法冶金有机结合的方式，扬长避短，既充分发挥湿法冶金处理氧化 锌矿的优势，又充分发挥浮选问收硫化铅锌矿的优势，实现选、冶工艺的整 体优化，使回收率大幅提高，整体上取得提高资源利用率与节能降耗减排的 效果。
本发明通过下列技术方案完成 一种选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅 锌矿的方法，其特征在于经过下列歩骤
A、 将原矿湿式碎矿、磨矿至细度小于74"111的占70% 90%的矿浆；
B、 常温常压下，在上述磨矿矿浆中加入氨和铵盐至矿浆总氨浓度为3 6 mol/L，其中氨和铵盐的摩尔浓度比为2:1，控制矿浆液固比为3:1 5:1，按
580 200g/t原矿的量，在矿浆中加入活化剂，搅拌浸出1 2小时，固液分离 后，得浸出液和浸渣
C、 在上述浸出液中加入体积比为5 15%的萃取剂，5 20%的改性齐1」， 65 90%的稀释剂，进行2 3次萃取、洗涤后，得萃取液；
D、 在上述萃取液中加入2-3 mol/L的硫酸进行反萃取，使萃取液中的锌 得以分离富集成硫酸锌溶液，余下的萃取剂回收；
E、 将上述硫酸锌溶液电积后，得锌产品，电积余液回收；
F、 在B步骤的浸渣中，按180-350g/t原矿的量加入捕收剂、500-1600 g/t 原矿的量加入调整剂、60-110g/t原矿的量加入起泡剂进行浮选，得铅锌混合 精矿。
所述B步骤中的氨为氨水，铵盐为碳酸氢铵、碳酸铵、硫酸铵中的一种 或几种，含氟活化剂为氢氟酸(HF)，具体种类的选择，视被处理的矿石化学 成分及性质确定。
所述C步骤中的萃取剂为醒肟类萃取剂中的2-羟基-5-壬基苯甲醛肟，改性剂为 异戊醇或Gv混合醇，稀释剂为260#磺化煤油或航空煤油，具体种类的选择，视被 处理的矿石化学成分及性质确定。
所述E歩骤中的硫酸锌溶液电私(，釆用现有技术中的常规电积方法。
所述F歩骤中的捕收剂为丁基黄药、异丁基黄药、68(f捕收剂中的一种或 几种，调整剂为硫化钠或水玻璃，起泡剂为2，由，具体种类的选择，视被处理 的矿石化学成分及性质确定。
本发明具有下列优点和积极效果
1、 根据高钙镁低品位氧化铅锌矿、氧化-硫化铅锌矿物的不同物性，针 对性地选择常温常压氨浸一萃取一电积一浸渣浮选处理工艺，既充分发挥湿 法冶炼技术回收氧化锌矿中锌金属的优势，又充分发挥浮选技术回收硫化铅 锌矿物的优势，并将两者有机结合，优势互补，构成了全新的低品位氧化锌 矿选冶联合流程，提高了铅锌金属的回收率。
2、 针对钙镁碱性脉石含量高的低品位氧化铅锌矿，氨浸出过程选择性好， 只选择性溶浸出氧化锌矿物，其它杂质元素的溶出量很少，易于净化，尤其是在氨浸过程中，钙镁碱性脉石不被溶出，因而不消耗试剂。
3、 氨浸的问题是浸出率较酸浸低，为了解决这一问题，在浸出过程通过 添加了含氟助剂，提高了浸出率。
4、 采用氨浸法，浸出作业不生成硅凝胶，易于实现固液分离。
5、 氨性溶液中锌的萃取过程通常存在分相慢，易乳化的缺点，本发明通 过加入醇类物质，提高了分相速度且相界面清晰。
6、 在氨浸过程中，与硫化铅锌矿物共生或包裹的氧化锌矿被溶解浸出，
露出硫化铅锌矿物的新鲜表面，增加了矿物表面的吸附活化中心，促进了表 面与浮选药剂的作用，实现难选硫化矿物的活化浮选，达到了提高硫化矿物 浮选回收率的目的。由此，保证了全流程铅锌回收效果的最佳。
图l为本发明的工艺流程图。
具体实施例方式
下面结合实施例对本发明做进一步描述。
实施例l
所处理的氧化铅锌矿原矿成分Zn 10. 26%， Pb 2. 03%, Fe 18. 50%， Ca0 21.35%， Mg0 0.55%， Si0213.71%，锌氧化率84. 93%。 将上述原矿经过下列工艺歩骤
(1) 将原矿湿式碎矿、磨矿至细度小于74um的占70。/。的矿浆；
(2) 在上述磨矿矿浆中加入氨水和碳酸氢铵至矿浆总氨浓度为6 mol/L， 其中氨和铵盐的摩尔浓度比为2:1，控制矿浆液固比为3:1，按200g/t原矿的 量，在矿浆中加入活化剂氢氟酸(HF)，搅拌浸出2小吋，固液分离后，得浸 出液和浸渣；
(3) 在上述浸出液中加入体积比为15%的2-羟基-5壬基-苯甲醛肟，10% 的异戊醇，75%的260#磺化煤油，进行2次萃取、洗涤后，得萃取液；
(4) 在上述萃取液中加入3 mol/L的硫酸进行反萃取，使萃取液中的锌 得以分离富集成硫酸锌溶液，余下的萃取剂回收，经调配后返回(3)歩骤再 用；
7(5) 将上述硫酸锌溶液用现有技术的方法电积后，得电积锌产品，电积 余液回收，有机相再生后返回(3)步骤再用；
(6) 在(2)歩骤的浸渣中，按220g/t原矿的量加入硫化钠，按1380g/t 原矿的量加入水玻璃，按300g/t原矿的量加入异丁基黄药，按60g/t原矿的量 加入起泡剂2tt油，进行调浆，然后进行浮选，得铅锌混合精矿。
技术指标锌的浸出率为80.77%;第一级萃取率达到85%，两级萃取后总 萃取率近100%;电积锌纯度》99.995% (Ott电锌)；精矿品位Zn 46.36%， Pb 44.92%，作业回收率Zn 71.35%， Pb 68.49%。
实施例2
氧化铅锌矿原矿成分Zn9. 12%， Pbl.94%， Fe 16. 25%， CaO 24. 57%， MgO 0. 65%， Si02 21. 52%。锌氧化率45. 38%。 将上述原矿经过下列工艺步骤
(1) 将原矿湿式碎矿、磨矿至细度小于74um的占90。/。的矿浆；
(2) 在上述磨矿矿浆中加入氨水和碳酸铵至矿浆总氨浓度为3 mol/L， 其中氨和铵盐的摩尔浓度比为2:1，控制矿桨液固比为3:1，按80g/t原矿的 量，在矿浆中加入活化剂氢氟酸，搅拌浸出2小时，固液分离后，得浸出液和 浸渣；
(3) 在上述浸出液中加入体积比为5%的2-羟基-5壬基-苯甲醛肟，5% 的C5-9混合醇，90%的航空煤油，进行2次萃取、洗涤后，得萃取液；
(4) 在上述萃取液中加入2 mol/L的硫酸进行反萃取，使萃取液中的锌 得以分离富集成硫酸锌溶液，余下的萃取剂回收，经调配后返回(3)步骤再 用；
(5) 将上述硫酸锌溶液用现有技术的方法电积后，得锌产品，电积余液 回收，有机相再生后返回(3)步骤再用；
(6) 在(2)步骤的浸渣中，按每吨原矿量加入240g硫化钠、1320g水 玻璃，360g异丁基黄药，75g 2#油，进行调浆，然后进行浮选，得铅锌混合 精矿。
技术指标锌的浸出率为42. 18%;第一级萃取率达到85%，两级萃取后总萃取率近100%;电积锌纯度》99.995% (0tt电锌)；精矿品位Zn 48.44%， Pb 50. 75%,作业回收率Zn 69. 64%， Pb 67. 52%。 实施例3
氧化铅锌矿原矿成分Znl5. 36%, Pb2. 85%， Fe 13. 19%， CaO 26. 48%， MgO 0. 74%， Si02 1 9 . 47%。锌氧化率64. 33%。 将上述原矿经过下列工艺步骤
(1) 将原矿湿式碎矿、磨矿至细度小于74"m的占85。/。的矿浆；
(2) 在上述磨矿矿浆中加入氨水和硫酸铵至矿浆总氨浓度为4. 5mol/L， 其中氨和铵盐的摩尔浓度比为2:1，控制矿浆液固比为4:1，按150g/t原矿的 量，在矿浆中加入活化剂氢氟酸，搅拌浸出l小时，固液分离后，得浸出液和 浸渣；
(3) 在上述浸出液中加入体积比为10%的2-羟基-5壬基-苯甲醛肟， 10。/。的C5-9混合醇，80%的航空煤油，进行2次萃取、洗涤后，得萃取液；
(4) 在上述萃取液中加入3 mol/L的硫酸进行反萃取，使萃取液中的锌 得以分离富集成硫酸锌溶液，余下的萃取剂回收，经调配后返回(3)歩骤再 用；
(5) 将上述硫酸锌溶液用现冇技术的方法电积后，得锌产品，电积余液 回收，有机相再生后返回(3)歩骤再用；
(6) 在(2)步骤的浸渣中，按每吨原矿的量加入310g硫化钠、薩g 水玻璃，240g异丁基黄药，80g 2tt油，进行调浆，然后进行浮选，得铅锌混 合精矿。
技术指标锌的浸出率为62. 52%;第一级萃取率达到88%，两级萃取后总 萃取率近100%;电积锌纯度》99.995% (0"电锌)；精矿品位Zn 47.58%， Pb48. 79%，作业回收率Zn 68. 32%， Pb 68. 85%。
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权利要求
1、一种选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法，其特征在于经过下列步骤A、将原矿湿式碎矿、磨矿至细度小于74μm的占70％～90％的矿浆；B、常温常压下，在上述磨矿矿浆中加入氨和铵盐至矿浆总氨浓度为3～6mol/L，其中氨和铵盐的摩尔浓度比为2∶1，控制矿浆液固比为3∶1～5∶1，按80～200g/t原矿的量，在矿浆中加入含氟活化剂，搅拌浸出1～2小时，固液分离后，得浸出液和浸渣；C、在上述浸出液中加入体积比为5～15％的萃取剂，5～20％的改性剂，65～90％的稀释剂，进行2～3次萃取、洗涤后，得萃取液；D、在上述萃取液中加入2-3mol/L的硫酸进行反萃取，使萃取液中的锌得以分离富集成硫酸锌溶液，余下的萃取剂回收；E、将上述硫酸锌溶液电积后，得锌产品，电积余液回收；F、在B步骤的浸渣中，按180-350g/t原矿的量加入捕收剂、500-1600g/t原矿的量加入调整剂、60-110g/t原矿的量加入起泡剂进行浮选，得铅锌混合精矿。
2、 如权利要求l所述的选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法， 其特征在于所述B歩骤屮的氨为氨水，铵盐为碳酸氢铵、碳酸铵、硫酸铵中 的一种或几种，含氟活化剂为氢氟酸，具体种类的选择，视被处理的矿石化 学成分及性质确定。
3、 如权利要求l所述的选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法， 其特征在于所述C步骤中的萃取剂为醛肟类萃取剂中的2-羟基-5-壬基苯甲醛肟，改 性剂为异戊醇或C5-y混合醇，稀释剂为260#磺化煤油或航空煤油，具体种类的选择， 视被处理的矿石化学成分及性质确定。
4、 如权利要求l所述的选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法， 其特征在于所述E歩骤中的硫酸锌溶液电积，采用现有技术中的常规电积方 法。
5、如权利要求l所述的选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法， 其特征在于所述F步骤中的捕收剂为丁基黄药、异丁基黄药、680#捕收剂中的一种或几种，调整剂为硫化钠或水玻璃，起泡剂为2"油，具体种类的选择，视被处理的矿石化学成分及性质确定。
全文摘要
本发明提供一种选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法，经过常温常压氨浸—萃取—电积—浸渣浮选处理工艺，既充分发挥湿法冶炼技术回收氧化锌矿中锌金属的优势，又充分发挥浮选技术回收硫化铅锌矿物的优势，并将两者有机结合，优势互补，实现了选冶工艺的整体优化，构成了全新的低品位氧化锌矿选冶联合流程，大幅度提高了铅锌金属的回收率，整体上取得提高资源利用率与节能降耗减排的效果。
文档编号B03B7/00GK101530826SQ20091009420
公开日2009年9月16日 申请日期2009年3月13日 优先权日2009年3月13日
发明者刘殿文, 字富庭, 孙力军, 张文彬, 张景绘, 翔 徐, 方建军, 李明晓, 章晓林, 胡显智, 许炳梁, 魏志聪 申请人:昆明理工大学