CN101530826B - 选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法 - Google Patents
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Abstract
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。
Description
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1/3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 Commoditysummaries 2004.Washington：U.S.Government Printing office，2004.p188-189)，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，铅锌平均品位只有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NaOH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，又充分发挥浮选回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180350g/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。
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C5-9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步骤中的硫酸锌溶液电积，采用现有技术中的常规电积方法。
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。
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—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，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。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明做进一步描述。
实施例1
所处理的氧化铅锌矿原矿成分：Zn 10.26％，Pb 2.03％，Fe 18.50％，CaO21.35％，MgO 0.55％，SiO2 13.71％，锌氧化率84.93％。
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74μm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，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：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，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)步骤的浸渣中，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％(0#电锌)；精矿品位：Zn 46.36％，Pb44.92％，作业回收率Zn 71.35％，Pb 68.49％。
实施例2
氧化铅锌矿原矿成分：Zn 9.12％，Pb 1.94％，Fe 16.25％，CaO 24.57％，MgO 0.65％，SiO2 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74μm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3mol/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2mol/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％(0#电锌)；精矿品位：Zn 48.44％，Pb50.75％，作业回收率Zn 69.64％，Pb 67.52％。
实施例3
氧化铅锌矿原矿成分：Zn 15.36％，Pb 2.85％，Fe 13.19％，CaO 26.48％，MgO 0.74％，SiO2 19.47％。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74μm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1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，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，按每吨原矿的量加入：310g硫化钠、1200g水玻璃，240g异丁基黄药，80g 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％。
Claims (5)
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1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。
3.如权利要求1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C5-9混合醇，稀释剂为260#磺化煤油或航空煤油。
4.如权利要求1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步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1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。
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