专利名称：一种从锌浸出渣中回收锌、铅、银的选矿方法
技术领域：
本发明涉及一种回收铅、锌、银的选矿方法，尤其涉及一种从锌浸出渣中回收铅、 锌、银的选矿方法。
背景技术：
锌冶炼厂的原料-锌精矿一般来说含锌为50% (以ZnS存在)左右，含铅为1. 5 3% (以PbS存在)左右，冶炼厂将锌提出去以后的浸出渣相对于原料的渣率约为50%，因 此浸出渣中铅的品位将会比原来富集一倍以上，达到3 6%以上(主要转化为PbSO4形 式)。这种湿法炼锌厂的浸出渣是一种重要的铅二次资源。湿法炼锌厂的浸出渣中还含有具有回收利用价值的锌金属。浸出渣中所含的锌矿 物主要是酸难溶的锌矿物，最常见为铁酸锌，其次为硅酸锌。当硫化锌精矿含有较高的铁和 硅时，在焙烧过程中易产生酸难溶的铁酸锌物相和硅酸锌物相。浸出渣中酸难溶的另一种 锌矿物为硫化锌，是硫化锌精矿沸腾焙烧不彻底所致。浸出渣中还含有一定的易溶解的硫 酸锌，为浸出渣与浸出液固液分离不彻底所致。浸出渣中锌金属的含量根据所处理的硫化 锌精矿原料性质不同，以及根据所选择的湿法炼锌工艺的不同而高低变化很大，某些炼锌 厂的浸出渣中含有10% 15%以上的锌，但也有一些湿法炼锌厂，其浸出渣含锌低于7%， 甚至低至3% 5%。湿法炼锌厂的浸出渣中往往还含有50 1000g/t高低不等的银。国内外科技工作者对锌浸出渣中有价金属的综合回收问题开展过大量的研究，形 成了三大类处理锌浸出渣的方法火法、湿法和浮选法。火法处理锌浸出渣的方法有以下三种奥斯麦特法、烟化炉挥发法、和回转窑挥发 法。奥斯麦特法是目前火法处理锌浸出渣的最先进的方法，世界上有4家奥斯麦特炼铅冶 炼厂，分别是欧洲金属集团在德国的诺登汉铅冶炼厂、纳米比亚的舒迈伯铅冶炼厂、南韩高 丽锌公司的铅冶炼厂、印度HZL铅冶炼厂。因为其投资巨大，所以考虑造价，国内很少采用， 目前只有云锡公司等少数厂家采用奥斯麦特炼铅。烟化炉挥发法和回转窑挥发法都是采用 煤做还原剂，在还原气氛中使铅、锌等金属被还原成金属蒸气而从原料中挥发分离出来。这 两种挥发法可回收锌、铟、铅等多种金属，且这些金属的回收率都较高。由于烟化炉是间断 加料，间断排料，不如回转窑是连续加料，连续排料，因此，目前对锌浸出渣的挥发窑处理， 国内普遍采用的是回转窑，先得到次氧化锌中间产品，再用次氧化锌中间产品生产锌的系 列产品，同时另外产出一种铅泥副产品，这种铅泥可作为生产粗铅的原料用。回转窑法的优点是铅和锌的挥发回收率高，但缺点也非常明显。首先，回转窑法对 银的回收效果非常差，绝大部分银不能回收，残留在挥发窑渣中。其次，处理一吨浸出渣需 要添加300 500公斤的焦煤，处理成本高，因此，回转窑法仅当处理含锌高达10% 15% 以上的锌浸出渣时才可能有利可图，对于含锌低于7%以下的浸出渣来说，回转窑法几乎没 有利润。而对于含锌大于10%甚至更高的锌浸出渣，即使回转窑法回收锌有利可图，但因为 含有较高的铅，铅也进入到次氧化锌产品中，降低了次氧化锌的品位，而且，次氧化锌产品中往往含有较高的氟和氯等，用次氧化锌做电解锌生产原料，会引起阴极烧板，降低电流效 率，因此还需要通过多膛炉脱氟氯处理才行。第三，回转窑法还存在烟尘及二氧化硫和二氧 化碳气体污染大气环境的问题，实施该法必须建设投资庞大的收尘系统和二氧化硫烟气回 收处理系统。因此，挥发窑法处理锌浸出渣，不是因为银回收效果差，或因为成本不合算而 不能生产，就是因为环境污染问题而不让生产，导致国内很多建好的处理锌浸出渣的回转 窑闲置不用，锌浸出渣只能继续堆存，不仅得不到合理利用，而且其中可溶的有价金属对环 境造成严重的潜在污染威胁。全湿法处理锌浸出渣的应用实例较为少见。祥云县飞龙实业有限责任公司和昆明 理工大学于2006年联合申请的《回收锌浸出渣中夹带锌的湿法工艺》专利和沈庆峰，杨显 万等人于2006年发表《用溶剂萃取法从氧化锌矿浸出渣中回收锌》的论文，对浸出渣中夹 带的3%左右的水溶性锌，采用“水洗-P204萃取-反萃-净化电积”的湿法流程，获得了较 好的回收效果。但该法只能回收锌浸出渣中的水溶锌。浮选法是一种常用的能够以较低生产成本实现金属矿物富集的方法，并在我国株 冶等锌冶炼厂的锌浸出渣处理中得到了应用，但我国目前对锌浸出渣的浮选方面的研究仅 局限于银的回收。国外文献有用浮选法回收锌浸出渣中铅的报道。M. C. Fuerstenau等人 于 1987 ^StJ ((The surface characteristics and flotation behavior of anglesite and cerussite》研究论文，对铅矾和菱铅矿开展浮选研究得出一个结论，铅矾的硫化-黄药 浮选没有菱铅矿容易进行。Rashchi F等人于2005年的《Anglesite flotation :a study for lead recovery from zinc leach residue》研究论文，由崔洪山和李长根翻译了中文 版《铅矾浮选从锌浸出渣中回收铅的研究》，该论文指出，虽然可用硫化_黄药浮选法从锌 浸出渣中回收铅矾，但在浮选之前，需要用水力旋流器对浸出渣进行脱泥处理，脱除-15um 的细泥。据该研究报道，不脱泥浮选得到的铅精矿品位和铅回收率指标都要比脱泥后浮选 低得多，对含铅9%左右的锌浸出渣，脱泥浮选可获得铅精矿品位41. 32%，铅回收率66% 的指标，不脱泥浮选只能获得铅精矿品位28. 47%,铅回收率56%的指标。迄今为止的国内 期刊和专利文献中鲜见有用浮选法回收锌浸出渣中的铅和锌的报道，尤其鲜见有不用脱泥 的浮选法回收锌浸出渣中铅和锌的报道。
发明内容
本发明的目的在于提供一种以浮选法为主要方法的从锌浸出渣中回收锌、铅、银 的选矿方法，以克服传统回转窑挥发法等火法工艺处理锌浸出渣带来的种种弊端，以弥补 全湿法工艺只能回收水溶锌，不能回收铅和银，及弥补国内浸出渣浮选工艺只是回收银，没 对铅和锌进行浮选回收的缺陷，并区别于文献《铅矾浮选从锌浸出渣中回收铅的研究》需 要在浮选之前进行脱泥，本发明不用脱泥对锌浸出渣进行浮选，获得超过文献报道的综合 回收铅、锌、银的理想技术指标。为实现上述目的，本发明的技术解决方案是一种从锌浸出渣中回收铅、锌、银的 选矿方法，包括锌分选和铅银浮选两部分，其特征在于所述的锌分选部分包括以下步骤A、洗涤浸锌，用水或硫酸溶液浸取锌浸出渣，控制浸出终点pH值为0 3范围，得 到的矿浆经一次固液分离后得到浸出液和浸渣；
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B、一次沉淀，向A步骤中的浸出液投入石灰乳，调整溶液的pH值为4-5. 8，经二次 固液分离后得到含锌溶液和石膏渣；C、二次沉淀，向B步骤得到含锌溶液中投入沉淀剂，经三次固液分离后得到水溶 液和沉淀渣，水溶液返回浸出，沉淀渣作为1号锌精矿；所述的铅银浮选部分包括以下步骤D、分散调浆，将A步骤得到的浸渣加分散调整剂在调浆槽中进行分散调浆，得到 矿泥充分分散的矿浆；E、表面改性调浆，对步骤D得到的矿浆加入表面改性剂并搅拌进行表面改性，得 到铅银矿物表面被改性的矿浆；F、浮选，对步骤E得到的矿浆加捕收剂和起泡剂进行浮选，得到铅银精矿浆和尾 矿浆；G、脱水，将步骤F得到的铅银精矿浆和尾矿浆分别进行脱水，分别得到铅银精矿 和水及尾矿和水，水返回分散调浆槽。所述的锌分选部分的步骤C得到的沉淀渣送去富集锌，其步骤如下①、浮选，将C步骤得到的沉淀渣调浆加调整剂、捕收剂和起泡剂进行浮选，得到 锌精矿浆和尾矿浆；②、脱水，将步骤①得到的锌精矿浆和尾矿浆分别进行脱水，分别得到2号锌精矿 和水及尾渣和水，水返回浮选；所述的锌分选部分的浸渣送去回收难溶锌，其步骤如下(a)选择性调浆，将浸渣加水调成矿浆，再加入选择性调整剂并搅拌，得到活化矿 浆；(b)浮选，将步骤(a)得到的活化矿浆加捕收剂和起泡剂进行浮选，得到精矿浆和 尾矿浆；(c)脱水，将步骤(b)得到的精矿浆和尾矿浆分别进行脱水，分别得到3号锌精矿 和水及尾渣和水，水返回选择性调浆，尾渣送铅银分选部分分散调浆后浮选回收银。所述的C步骤使用的沉淀剂是氢氧化钠、氢氧化钾、碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸铵、碳 酸氢铵、石灰、硫化钠、硫化钾、硫氢化钠、硫氢化钾、硫化氢、硫化铵中的任一种或几种。所述的D步骤的分散调整剂是碳酸钠、改性水玻璃、六偏磷酸钠、焦磷酸钠、羧甲 基纤维素钠、改性淀粉、磷酸二氢钾、磷酸二氢钠、磷酸氢二钾、磷酸氢二钠中的任一种或几 种。所述的E步骤的表面改性剂是硫化钠、硫化钾、硫氢化钠、硫氢化钾、硫化氢、硫化 铵中的任一种或几种。所述的F步骤所用的捕收剂为烷基二硫代碳酸盐、烷基二硫代磷酸盐、硫氮类、硫 醇类、硫氨酯类中的任一种或几种；所述的锌分选部分的步骤C得到的沉淀渣送去富集锌的浮选步骤加入的调整剂 为羧甲基纤维素钠、改性水玻璃、六偏磷酸钠、改性淀粉、木质素中的一种或几种。加入的 捕收剂是十二烷基硫酸钠、十二烷基苯磺酸钠、油酸钠、烷基伯胺盐、烷基仲胺盐、烷基叔胺 盐、烷基二硫代碳酸盐、烷基二硫代磷酸盐、硫氮类、硫醇类、硫氨酯类中的任一种或几种。所述的锌分选部分的浸渣送去回收难溶锌的选择性调浆步骤加入的选择性调整剂为硫酸铜、硫酸铵、硝酸铅、碳酸钠、石灰中的一种或几种，浸渣送去回收难溶锌的浮选步 骤加入的捕收剂是烷基二硫代碳酸盐、烷基二硫代磷酸盐、硫氮类、硫醇类、硫氨酯类中的 任一种或几种。本发明的有益效果是本发明采用简单的湿法洗涤-沉淀法或湿法洗涤-沉淀浮选法从锌浸出渣中回收 易溶锌，采用选择性调浆浮选法从锌浸出渣中回收难溶锌，采用深度硫化表面改性浮选法 从锌浸出渣中回收铅、银。该方法与已经申请的专利或公开文献报道的方法相比，具有以下 五方面的优点一是工艺简单，所需设备投资少；二是生产成本低，使得不能用回转窑处理 的低锌含量的锌浸出渣找到了一种经济的处理方法；三是不需要加入焦煤进行焙烧，没有 烟尘和二氧化硫及二氧化碳烟气污染问题；四是回水大部分甚至全部循环使用；五是浮选 尾渣得到了无害化处理，与原浸出渣相比，矿浆的PH值已经由原来的酸性变为弱碱性，铅 等重金属元素的含量也比原渣大大降低，可采用干法堆存取代传统的全浆尾矿库推存，消 除了全浆尾矿库的潜在安全隐患。
附图是本发明的工艺流程图。
具体实施例方式下面结合附图对本发明及其具体实施方式
作进一步详细说明。参见附图，本发明包括锌分选和铅银浮选两部分，其特征在于所述的锌分选部分包括以下步骤A、洗涤浸锌，用水或硫酸溶液浸取锌浸出渣，控制浸出终点pH值为0 3范围，得 到的矿浆经一次固液分离后得到浸出液和浸渣；B、一次沉淀，向A步骤中的浸出液投入石灰乳，调整溶液的pH值为4-5. 8，经二次 固液分离后得到含锌溶液和石膏渣；C、二次沉淀，向B步骤得到含锌溶液中投入沉淀剂，经三次固液分离后得到水溶 液和沉淀渣，水溶液返回浸出，沉淀渣作为1号锌精矿；所述的铅银浮选部分包括以下步骤D、分散调浆，将A步骤得到的浸渣加分散调整剂在调浆槽中进行分散调浆，得到 矿泥充分分散的矿浆；E、表面改性调浆，对步骤D得到的矿浆加入表面改性剂并搅拌进行表面改性，得 到铅银矿物表面被改性的矿浆；F、浮选，对步骤E得到的矿浆加捕收剂和起泡剂进行浮选，得到铅银精矿浆和尾 矿浆；G、脱水，将步骤F得到的铅银精矿浆和尾矿浆分别进行脱水，分别得到铅银精矿 和水及尾矿和水，水返回分散调浆槽。所述的锌分选部分的步骤C得到的沉淀渣送去富集锌，其步骤如下①、浮选，将C步骤得到的沉淀渣调 加调整剂、捕收剂和起泡剂进行浮选，得到 锌精矿浆和尾矿浆；
②、脱水，将步骤①得到的锌精矿浆和尾矿浆分别进行脱水，分别得到2号锌精矿 和水及尾渣和水，水返回浮选；所述的锌分选部分的浸渣送去回收难溶锌，其步骤如下(a)选择性调浆，将浸渣加水调成矿浆，再加入选择性调整剂并搅拌，得到活化矿 浆；(b)浮选，将步骤(a)得到的活化矿浆加捕收剂和起泡剂进行浮选，得到精矿浆和 尾矿浆；(c)脱水，将步骤(b)得到的精矿浆和尾矿浆分别进行脱水，分别得到3号锌精矿 和水及尾渣和水，水返回选择性调浆，尾渣送铅银分选部分分散调浆后浮选回收银。所述的C步骤使用的沉淀剂是氢氧化钠、氢氧化钾、碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸铵、碳 酸氢铵、石灰、硫化钠、硫化钾、硫氢化钠、硫氢化钾、硫化氢、硫化铵中的任一种或几种。所述的D步骤的分散调整剂是碳酸钠、改性水玻璃、六偏磷酸钠、焦磷酸钠、羧甲 基纤维素钠、改性淀粉、磷酸二氢钾、磷酸二氢钠、磷酸氢二钾、磷酸氢二钠中的任一种或几 种。所述的E步骤的表面改性剂是硫化钠、硫化钾、硫氢化钠、硫氢化钾、硫化氢、硫化 铵中的任一种或几种。所述的F步骤所用的捕收剂为烷基二硫代碳酸盐、烷基二硫代磷酸盐、硫氮类、硫 醇类、硫氨酯类中的任一种或几种；所述的锌分选部分的步骤C得到的沉淀渣送去富集锌的浮选步骤加入的调整剂 为羧甲基纤维素钠、改性水玻璃、六偏磷酸钠、改性淀粉、木质素中的一种或几种。加入的 捕收剂是十二烷基硫酸钠、十二烷基苯磺酸钠、油酸钠、烷基伯胺盐、烷基仲胺盐、烷基叔胺 盐、烷基二硫代碳酸盐、烷基二硫代磷酸盐、硫氮类、硫醇类、硫氨酯类中的任一种或几种。所述的锌分选部分的浸渣送去回收难溶锌的选择性调浆步骤加入的调整剂为硫 酸铜、硫酸铵、硝酸铅、碳酸钠、石灰中的一种或几种，浸渣送去回收难溶锌的浮选步骤加入 的捕收剂是、烷基二硫代碳酸盐、烷基二硫代磷酸盐、硫氮类、硫醇类、硫氨酯类中的任一种 或几种。一次、二次、三次固液分离步骤可以是过滤、压滤、高效浓密机脱水等方法，各个浮 选步骤产生的精矿浆和尾矿浆的脱水步骤可以使用过滤、压滤、高效浓密机脱水方法、也可 以是沉淀池自然沉清脱水、原浆编织袋包装挤压脱水等。步骤B为一次沉淀步骤，加入沉淀剂石灰乳后，在矿浆pH < 4 6的条件下只产 生不含锌的石膏沉淀，其化学反应式为Ca (OH) 2+H2S04 = CaSO4 J, +2H20步骤C为第二次沉淀步骤，这一步中采用的沉淀剂可以是a.氢氧化钠、氢氧化 钾、氨水等强碱物质中的一种、b.碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸钾、碳酸氢钾、碳酸铵、碳酸氢铵等 强碱弱酸盐中的一种，c.硫化钠、硫化钾、硫氢化钠、硫氢化钾、硫化氢等硫化物中的一种， d.石灰乳。这一步中采用的沉淀剂还可以是a、b、c三种物质中的一种和d的混合物。这一步中采用的沉淀剂如果是石灰乳，则需要将溶液的pH调节到8 11。由于溶 液中含有S042_，所以，在这一步会产生氢氧化锌和石膏(CaSO4)两种沉淀。Zn2++2Ca (OH) 2+2H++2S042_ = 2CaS04 I +Zn (OH) 2 I +2H20
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这一步中采用的沉淀剂如果是氢氧化钠、氢氧化钾、氨水等强碱物质，则同样需要 将溶液的PH调节到8 11。这一步产生的沉淀为氢氧化锌沉淀。Ζη2++0Γ = Zn (OH) 2 IZn2++2NH4 (OH) = Zn (OH) 2 丨 +2NH4+这一步中采用的沉淀剂如果是碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸钾、碳酸氢钾、碳酸铵、碳酸 氢铵等强碱弱酸盐，则这一步产生的沉淀为碳酸锌沉淀。Zn2++C0: = ZnCO3 IZn2++HC(V = ZnCO3 I +H.这一步中采用的沉淀剂如果是硫化钠、硫化钾、硫氢化钠、硫氢化钾、硫化氢等硫 化物，则这一步产生的沉淀主要是硫化锌。Zn2++S2_ = ZnS IZn2++HS" = ZnS I +H+Zn2++H2S = ZnS I +2H.这一步中采用的沉淀剂如果是石灰乳和氢氧化钠、氢氧化钾、氨水等强碱物质中 的一种，则将PH调节到8 11后，产生的沉淀是石膏和氢氧化锌的混合物。这一步采用的沉淀剂如果是石灰和碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸钾、碳酸氢钾、碳酸铵、 碳酸氢铵等中的一种，将PH调到8 11后，产生的沉淀是石膏和碳酸锌的混合物。这一步中采用的沉淀剂如果是石灰和硫化钠、硫化钾、硫氢化钠、硫氢化钾、硫化 氢等硫化物的混合，产生的沉淀为石膏和硫化锌的混合物。如果在步骤C中产生的沉淀渣为单独的氢氧化锌沉淀、或碳酸锌沉淀、或硫化锌 沉淀、这些沉淀渣中含锌品位较高，固液分离后得到的渣可直接作为锌精矿(在本申请文 件中记为1号锌精矿)，不必要送到浮选处理。锌分选部分的步骤C得到的沉淀渣送去富集锌的浮选步骤如果在步骤C中得到 的沉淀为石膏渣和氢氧化锌沉淀、或石膏渣和碳酸锌沉淀、或石膏渣和硫化锌沉淀的混合 物，含锌品位较低，则固液分离后得到的渣不能直接作为锌精矿，必须将其送到该步骤进行 浮选富集。经过浮选富集后得到的精矿浆过滤后得到的锌精矿在本申请文件中记为2号锌 精矿。因为步骤C得到的沉淀渣是否送去浮选富集锌，要视该沉淀渣含锌和含杂高低而定， 所以，在描述工艺流程的附图中以一个虚框将这些步骤框定，表示框内这些步骤为条件选 择实施步骤。铅银浮选部分的步骤E为表面改性调浆步骤，加入的表面改性剂用量范围为0 30000g/t，发生的化学反应式如下PbSO4 (表面)+S2—(溶液)=PbS (表面)+SO/—(溶液)当步骤A产出的浸渣中含有难溶锌，且这些锌可进一步用浮选分离出来时，则将 其送往选择性调浆浮选难溶锌回收部分处理；区别于1号锌精矿和2号锌精矿是从浸出液 中回收的，该选择性调浆浮选难溶锌回收部分得到的锌精矿是从浸渣中回收的，在本专利 申请文件中记为3号锌精矿。尾矿浆脱水后的尾渣送往铅、银回收部分处理，以回收铅、银。步骤A产出的浸渣可以经过难溶锌浮选系统处理后再送往铅银回收系统处理，也 可不经过难溶锌浮选回收系统，而直接送往铅银分选部分处理，浸渣是否经过难溶锌浮选 系统处理，要视难溶锌浮选系统能回收到多少锌而定。难溶锌浮选系统在附图中也以虚框框住，表示这些步骤也是条件选择实施步骤。以下给出
具体实施例方式实例1锌浸出渣，含铅5. 1%，含锌4.8%，含银125g/t.称取该渣1000克，加入水500ml，在球磨机中磨矿2分钟，将磨好的矿浆再加水调 成固体浓度为20%左右的矿浆，向该矿浆中加入硫酸溶液，搅拌10分钟，浸出终点pH = 0.5。然后对该矿浆进行真空过滤，得到浸出液3750ml，含锌6. 7g/l，锌浸出率52. 34%。得 到浸渣865克，含铅5. 9 %，含银145g/t。向浸出液中加入石灰乳，调节矿浆pH至4. 0，固液分离后得到石膏渣87克，含锌 0. 85%，浸出液损失到石膏渣中的锌的损失率为2. 94%。向pH = 4. 0的溶液中再加入石 灰乳，调节矿浆PH至8. 5，再次固液分离后得到沉淀渣124克，含锌19. 36%，水溶液含锌 0. lg/Ι，锌损失率1.51%，沉淀渣中锌从酸浸出液中的回收率为95. 55%，从原渣中的锌回 收率为50. 01%。将按以上方法得到的4份含锌石膏沉淀渣按照以下步骤开展易溶锌的闭路浮选 试验，将第一份沉淀渣转入到一个500ml挂槽浮选机中，按石膏渣重量加入调整剂羧甲基 纤维素200g/t，六偏磷酸钠600g/t，搅拌3分钟后再加入捕收剂十二烷基硫酸钠600g/t和 起泡剂松醇油30g/t，再搅拌3分钟后充气浮选刮泡8分钟，得到浮选泡沫粗精矿，对浮选尾 矿再进行一次扫选，添加十二烷基硫酸钠300g/t，充气浮选刮泡8分钟，得到扫选泡沫精矿 和这一轮浮选的尾渣。粗选和扫选泡沫精矿合并进行一次精选，时间8分钟，得到这一轮浮 选的2号锌精矿和精选尾矿，精选尾矿返回到下一个加入第二份石膏沉淀渣的浮选槽中， 按照相同方法开展第二轮浮选试验。如此方法开展完全部四轮浮选试验，取第三轮和第四 轮的2号锌精矿和尾渣计算浮选指标，获得的2号锌精矿平均重59. 3g，含锌36. 25%，浮选 作业锌回收率89. 54%，对原浸出渣的锌回收率为44. 78%。对四份浸渣按照以下步骤开展难溶锌的闭路浮选试验，将第一份酸浸渣给入到3L 浮选机中开展第一轮浮选试验，加入由碳酸钠和硫酸铜组成的调整剂300g/t，搅拌3分钟 后再加入捕收剂丁基钠黄药100g/t，起泡剂松醇油50g/t，再搅拌2分钟后开始充气浮选， 刮泡8分钟得到本轮的浮选粗精矿和尾渣，对粗精矿进行一次精选，时间5分钟，得到这一 轮的3号锌精矿和精选尾矿。精选尾矿返回到第二份浸渣的第二轮浮选试验中，按照与第 一轮相同的方法开展第二轮浮选试验。如此方法开展完四轮浮选试验，取最后两轮的3号 锌精矿和尾渣计算指标，得到3号锌精矿，平均重13. 5克，平均含锌41. 23%，从原渣中计的 平均锌回收率11. 59%。锌的总回收率为56. 37%。将四份上述浮选锌后的尾渣按照以下步骤开展铅银闭路浮选试验，第一轮试验， 先将一份尾渣给入到一个3L浮选机中，加入分散调整剂水玻璃500g/t，六偏磷酸钠IOOOg/ t，碳酸钠1000g/t，磷酸氢二钠300g/t，搅拌3分钟后再加入表面改性剂硫化钠15kg/t，搅 拌10分钟后再加入捕收剂Y89黄药300g/t，乙硫氮150g/t，丁铵黑药150g/t，再搅拌2分 钟后开始充气浮选，粗选刮泡8分钟，得到粗选浮选泡沫精矿，对粗选浮选尾矿再进行两次 扫选，除了不加入分散调整剂以外，其余的药剂(包括表面改性剂、捕收起泡剂)，第一次扫 选的用量为粗选的一半，第二次扫选的用量为第一次扫选用量的一半，两次扫选加入表面 改性剂后均搅拌5分钟，加入捕收剂起泡剂后均搅拌2分钟，然后均充气浮选8分钟，分别
10得到一次扫选浮选泡沫精矿、二次扫选浮选泡沫精矿、和这一轮的浮选最终尾矿。粗选和两 次扫选的泡沫产品合并后进行一次8分钟的精选，得到这一轮的铅银精矿和浮选中矿。将 第一轮的浮选中矿返回到第二份选锌尾渣的第二轮浮选试验给矿中，按照与第一轮试验相 同的方法开展第二轮浮选试验。如此方法开展完全部四轮浮选试验，取最后两轮的铅银精 矿和尾矿计算试验指标，获得铅银精矿平均重78. 8克，平均含铅42. 3%，含银1097g/t，铅 回收率65. 36%，银回收率69. 15%。本实施例中浮选的详细过程未在流程图中表明。实例2矿样和实例1相同，除了下列步骤与实例1不相同之外，其余各步均同实例1。洗涤 浸锌阶段加入硫酸溶液，搅拌30分钟，浸出终点pH为1. 4，固液分离后得到浸出液3820ml， 含锌6. lg/Ι，锌浸出率48. 55 %。得到浸出渣877克，含铅5. 8 %，含银143g/t。向3820ml浸出液中先加入石灰乳调节矿浆pH至5.0，固液分离后得到石膏渣 89克，含锌0.82%，浸出液损失到石膏渣中的锌的损失率为3. 13%。向pH = 5. 0的溶液 中再加入氢氧化钠溶液，调节矿浆PH至9. 0，再次固液分离后得到沉淀渣54. 6克，含锌 40. 64%，溶液含锌0. lg/Ι，锌损失率1. 64%，从酸浸液到该沉淀渣的锌回收率为95. 23%, 从原渣中的锌回收率为46. 23%。该沉淀渣含锌大于40%，不需要用易溶锌浮选系统处理， 直接得到产品1号锌精矿。将浸渣按照与实例1相同的方法浮选难溶锌，获得3号锌精矿，平均重15克，含锌 38. 50%，从原浸出渣到该锌精矿中的锌回收率为12.03%。然后再按照与实例1相同的方 法浮选铅银，获得铅银精矿平均重74克，含铅43. 9%，含银1125g/t，铅回收率63. 70%，银 回收率66. 60%。锌的总回收率为58. 23%。实例3矿样和实例1相同，除了下列步骤与实例1不相同之外，其余各步均同实例1。浸 出阶段加入硫酸溶液，搅拌50分钟，浸出终点pH为3. 0，固液分离后得到浸出液3780ml，含 锌5. 9g/l，锌浸出率46. 46 %。得到浸出渣892克，含铅5.7%,含银140g/t。向3780ml浸出液中先加入石灰乳调节矿浆pH至5. 8，固液分离后得到石膏渣32 克，含锌1.5%，浸出液损失到石膏渣中的锌的损失率为2. 15%。向pH = 5.8的溶液中再 加入浓度为30%的硫化钠溶液110ml，再次固液分离后得到沉淀渣1号锌精矿，重41. 6克， 含锌51. 52 %，溶液含锌0. lg/Ι，锌损失率1. 69 %，沉淀渣中锌从酸浸出液中的回收率为 96. 16%，从原渣中的回收率为44. 68%将浸出渣按照与实例1相同的方法浮选回收难溶锌，获得3号锌精矿，平均重11. 3 克，含锌45. 20%，从原渣到该锌精矿的锌回收率为10. 64%，再按照与实例1相同的方法浮 选铅银，得到铅银精矿重75. 5克，含铅45. 2 %，含银1127g/t，铅回收率66. 9 %，银回收率 68.1%。锌的总回收率为55. 12%。实例4某锌厂的浸出渣，含铅13.8%，含锌7. 1%，含银810g/t。称取该渣1000克，擦洗，并调成固体浓度20%左右的矿浆，向矿浆中加入硫酸溶 液，搅拌30分钟，浸出终点pH = 1. 1。固液分离后得到浸出液4200ml，含锌8. 6g/l，锌浸出 率50.8%。得到浸出渣821克，含铅16.9%，含银99(^八。
按照与实例1相同的方法处理以上浸出液，得到含锌38. 72%的浮选2号锌精矿， 浮选作业锌回收率83. 58%，从原渣计的锌回收率为42. 46%。处理以上浸出渣与实例1不同的是不进行流程中的选择性调浆浮选难溶锌的作 业工序，其余按照与例1相同的工艺流程和条件，得到浮选精矿262克，含铅46. 3%，含银 2745g/t，铅回收率87. 90%，银回收率88. 79%。实{列 5某锌浸出渣，含铅9.2%，锌7.5%，银85g/t。称取1000克该浸出渣，将该渣调成 固体浓度25%左右的矿浆，向矿浆中加入硫酸溶液，搅拌30分钟，浸出终点pH = 1. 2，固液 分离后得到含锌8. 4g/l左右的浸出液4020ml，锌浸出率45. 02%。对浸出液按照与例2相同的流程和条件进行处理，浸出液损失到石膏渣中的锌的 损失率为5. 05%。得到沉淀渣1号锌精矿79. 5克，含锌39. 85%，溶液含锌0. lg/Ι，锌损失 率1. 19%，沉淀渣中锌从酸浸出液中的回收率为93. 76%，从原渣中的锌回收率为42. 2%。对浸出渣按照与实例1相同的流程和条件浮选难溶锌，得到3号锌精矿含锌 42. 51%，从原渣到该锌精矿的锌回收率为13. 58%。锌总回收率为57. 78%。对选锌尾矿按照与实例1相同的试验流程和条件开展闭路试验得到铅银精矿含 铅51. 40%，含银400g/t，铅回收率75. 42%，银回收率78. 45%。
权利要求
一种从锌浸出渣中回收铅、锌、银的选矿方法，包括锌分选和铅银浮选两部分，其特征在于所述的锌分选部分包括以下步骤A、洗涤浸锌，用水或硫酸溶液浸取锌浸出渣，控制浸出终点pH值为0～3范围，得到的矿浆经一次固液分离后得到浸出液和浸渣；B、一次沉淀，向A步骤中的浸出液投入石灰乳，调整溶液的pH值为4 5.8，经二次固液分离后得到含锌溶液和石膏渣；C、二次沉淀，向B步骤得到含锌溶液中投入沉淀剂，经三次固液分离后得到水溶液和沉淀渣，水溶液返回浸出，沉淀渣作为1号锌精矿；所述的铅银浮选部分包括以下步骤D、分散调浆，将A步骤得到的浸渣加分散调整剂在调浆槽中进行分散调浆，得到矿泥充分分散的矿浆；E、表面改性调浆，对步骤D得到的矿浆加入表面改性剂进行表面改性调浆，得到铅银矿物表面被改性的矿浆；F、浮选，对步骤E得到的矿浆加捕收剂和起泡剂进行浮选，得到铅银精矿浆和尾矿浆；G、脱水，将步骤F得到的铅银精矿浆和尾矿浆分别进行脱水，分别得到铅银精矿和水及尾矿和水，水返回分散调浆槽。
2.按权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述的锌分选部分的步骤C得到的沉淀 渣送去富集锌，其步骤如下①、浮选，将C步骤得到的沉淀渣调浆加调整剂、捕收剂和起泡剂进行浮选，得到锌精 矿浆和尾矿浆；②、脱水，将步骤①得到的锌精矿浆和尾矿浆分别进行脱水，分别得到2号锌精矿和水 及尾渣和水，水返回浮选。
3.按权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述的锌分选部分的浸渣送去回收难溶 锌，其步骤如下(a)选择性调浆，将浸渣加水调成矿浆，再加入选择性调整剂并搅拌，得到活化矿浆；(b)浮选，将步骤(a)得到的活化矿浆加捕收剂和起泡剂进行浮选，得到精矿浆和尾矿浆；(c)脱水，将步骤(b)得到的精矿浆和尾矿浆分别进行脱水，分别得到3号锌精矿和水 及尾渣和水，水返回选择性调浆，尾渣送铅银分选部分分散调浆后浮选回收银。
4.按权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述的C步骤使用的沉淀剂是氢氧化 钠、氢氧化钾、碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸铵、碳酸氢铵、石灰、硫化钠、硫化钾、硫氢化钠、硫氢 化钾、硫化氢、硫化铵中的任一种或几种。
5.按权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述的D步骤的分散调整剂是碳酸钠、改 性水玻璃、六偏磷酸钠、焦磷酸钠、羧甲基纤维素钠、改性淀粉、磷酸二氢钾、磷酸二氢钠、磷 酸氢二钾、磷酸氢二钠中的任一种或几种。
6.按权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述的E步骤的表面改性剂是硫化钠、硫 化钾、硫氢化钠、硫氢化钾、硫化氢、硫化铵中的任一种或几种。
7.按权利要求1所述的选矿方法，其特征在于所述的F步骤所用的捕收剂为烷基二硫代碳酸盐、烷基二硫代磷酸盐、硫氮类、硫醇类、硫氨酯类中的任一种或几种。
8.按权利要求3所述的选矿方法，其特征在于所述的锌分选部分的步骤C得到的沉淀 渣送去富集锌的浮选步骤加入的调整剂为羧甲基纤维素钠、改性水玻璃、六偏磷酸钠、改 性淀粉、木质素中的一种或几种，加入的的捕收剂是十二烷基硫酸钠、十二烷基苯磺酸钠、 油酸钠、烷基伯胺盐、烷基仲胺盐、烷基叔胺盐、烷基二硫代碳酸盐、烷基二硫代磷酸盐、硫 氮类、硫醇类、硫氨酯类中的任一种或几种。
9.按权利要求2所述的选矿方法，其特征在于所述的锌分选部分的浸渣送去回收难溶 锌的选择性调浆步骤加入的选择性调整剂为硫酸铜、硫酸铵、硝酸铅、碳酸钠、石灰中的一 种或几种，浸渣送去回收难溶锌的浮选步骤加入的捕收剂是烷基二硫代碳酸盐、烷基二硫 代磷酸盐、硫氮类、硫醇类、硫氨酯类中的任一种或几种。
全文摘要
本发明公开了一种从锌浸出渣中回收铅、锌、银的选矿方法。该方法基本部分包括洗涤浸锌-沉淀法回收水溶性锌得到锌精矿和分散调浆表面改性浮选法回收铅和银得到铅银精矿。当洗涤浸锌-沉淀法得到的沉淀含锌较低时，对该沉淀可选择进行浮选富集锌得到锌精矿；对浸渣可选择经过选择性调浆浮选回收其中的难溶锌后再送往铅银回收系统。该法具有以下优点一是工艺简单，所需设备投资少；二是生产成本低，使低锌含量的锌浸出渣找到了一种经济的处理方法；三是不需要加煤焙烧，没有烟气污染问题；四是回水循环使用；五是浮选尾渣得到了低毒化处理，可采用干法堆存取代全浆尾矿库推存，消除了全浆尾矿库的潜在安全隐患。
文档编号B03D101/04GK101972703SQ20101052118
公开日2011年2月16日 申请日期2010年10月27日 优先权日2010年10月27日
发明者凌丽, 凌虹, 向平, 莫登翌 申请人:株洲市湘麒科技开发有限公司