CN102002602A - 硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法 - Google Patents
硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN102002602A CN102002602A CN2010105379247A CN201010537924A CN102002602A CN 102002602 A CN102002602 A CN 102002602A CN 2010105379247 A CN2010105379247 A CN 2010105379247A CN 201010537924 A CN201010537924 A CN 201010537924A CN 102002602 A CN102002602 A CN 102002602A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- lead
- zinc
- ore
- zinc sulfide
- sulfide ore
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
一种硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法,通过如下步骤实现:对硫化铅锌矿进行浮选得到铅精矿,浮选过程中加入适量的抑制剂抑制锌,还加入捕收剂和起泡剂;浮选结束后再采用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的锌金属,浸出后的矿浆经液固分离,金属锌进入溶液,同时得到富集铅物料的渣;本发明在硫化铅锌矿浮选过程中刻意抑制锌的浮起,从而提高铅精矿的回收率,确保铅金属回收率大于90%以上,利用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的金属锌,而硫化铅不溶于稀硫酸留在渣相,从而达到铅精矿加压酸浸过程中,锌浸出率可高达98%以上。
Description
技术领域
本发明属于浮选和冶炼技术领域,特别涉及一种硫化铅锌矿选一冶联合应用提高铅锌回收率的方法。
背景技术
对于“硫化铅锌矿石”这类物料的处理,目前采用浮铅抑锌的优先浮选流程进行对铅锌的回收,优先浮选得到高品位铅精矿供火法炼铅处理;优先浮选铅金属后的尾矿进行锌金属矿物浮选,通过浮选得到大于40%的锌精矿,可供沸腾炉和加压浸出工艺处理。在浮选硫化铅锌矿石时,按优先浮选铅金属过程中,有部分可浮性较好的铅锌属于“连生体”的矿物,这部分矿石通过球磨,很难将这部分“连生体”的铅锌矿彻底磨至铅、锌单体解离,由于这部分“连生体”矿物只占一部分,磨矿粒度过细不利于浮选的选别作业,浮选对磨矿粒度的要求是严格的,所以导致浮选过程中有部分锌金属伴随选铅过程进入到铅精矿中,导致铅精矿中含锌品位偏高;而铅精矿做为火法炼铅的主要原料,若铅精矿含锌金属偏高,将导致炼铅渣产出的水碎渣中含铅偏高,铅大量损失。而水碎渣含有大量铅、锌金属传统上采用烟化炉进行铅锌回收,从而导致成本上升和环境污染。可见,上述工艺存在流程长,操作繁,处理成本高等缺点,尤其是铅精矿中金属锌在炼铅过程中造成铅的损失,降低了铅锌矿浮选锌的回收率,资源浪费大。
发明内容
本发明的目的是提供一种硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法,该方法通过如下步骤实现:
(一)、对硫化铅锌矿进行浮选得到铅精矿:将硫化铅锌矿石球磨细度达-200目占75%~80%,采用浮铅抑锌的药剂浮选铅精矿,浮选过程中加入适量的抑制剂抑制锌,还加入捕收剂和起泡剂,最后得到的铅精矿含金属锌在10%~15%,确保铅回收率≥90%,铅精矿品位≥40%;浮选结束后再采用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的锌金属。
(二)、采用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的锌金属:将浮选后得到的铅精矿再细磨粒度达-200目占98%,输送到调浆槽,加入表面活性剂木质素与矿浆进行调浆,搅拌均匀后与事先调配好酸浓度为0.8~1.3mol/L的稀硫酸分别由两台泵同时泵入加压釜内,控制釜内温度达到130~160℃时,通入纯度为99.5%的工业纯氧于加压釜内,控制釜内压力为1.2Mpa,保温90~120min,出料,浸出的硫化锌精矿矿浆中终酸浓度控制在0.4~0.5mol/L,浸出后的矿浆经液固分离,金属锌进入溶液,同时得到富集铅物料的渣。
所述浮铅抑锌的药剂是抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠,加入量以硫化铅锌矿石重量为基准是:浓度为18%的硫酸锌600~720克/吨,浓度为10%的亚硫酸钠60~100克/吨。
所述捕收剂是乙基黄药,加入量以硫化铅锌矿石重量为基准是:浓度4~6%的乙基黄药90~110克/吨。
所述起泡剂的加入量以硫化铅锌矿石重量为基准是4~6克/吨,常用的起泡剂有松醇油(俗称二号油)、甲酚酸、混合脂肪醇、异构的己醇或辛醇、醚醇类以及各种酯类等,在市面上可以购到,优先选用松醇油(俗称二号油)。
所述表面活性剂木质素的加入量为铅精矿石重量的0.2%。
所述加压釜进料后的液固比控制在4.5~7L∶1kg。
所述加压釜的搅拌速度为500r/min。
本发明在硫化铅锌矿浮选过程中刻意抑制锌的浮起,从而提高铅精矿的回收率,而铅精矿中金属锌充分利用加压釜内高温和氧化气氛条件下,加入稀硫酸选择性浸出硫化铅精矿中金属锌进入溶液,而硫化铅不溶于稀硫酸留在渣中。从而有效地回收铅精矿中金属锌,同时铅精矿中金属铅品位得到富集。通过加压浸出得到的含锌浸出溶液转入炼锌系统处理,得到的富铅渣做为炼铅原料外售。因此用加压浸出回收铅精矿中金属锌,减少铅精矿做为炼铅过程中铅金属的损失,降低了采用炼铅渣火法回收有价金属所造成的高能耗及环境污染。同时,采用该方法能有效地与铅锌矿石浮选有机联合应用提高铅锌金属的回收率,从而达到降低生产成本。
本发明与现有的技术相比具有的优点:
1、在优先浮选铅精矿过程中,可将浮选到的铅精矿中含金属锌控制在10~15%的条件下,铅精矿品位大于40%,从而确保铅金属回收率大于90%以上。
2、利用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的金属锌,而硫化铅不溶于稀硫酸留在渣相。从而达到铅精矿加压酸浸过程中,锌浸出率可高达98%以上,浸出渣中铅品位上升5个百分点多,从浮选到加压浸出锌的提取计算金属锌的综合回收率大于93%。
3、通过加压浸出降低了铅精矿中的金属锌,可做为火法炼铅原料,因含锌较低可有效降低炼铅过程中铅的损失。该方法由于铅精矿中金属锌通过加压浸出提取,具有流程短,环境友好,操作简便,处理成本低,渣含锌低,铅、锌回收率高等优势。避免从炼铅渣中回收金属锌工艺的高能耗高污染。
具体实施方式:
实施例:
1、原料
硫化铅锌矿石取自某选厂,经矿石物相分析其成分和重量百分比如下表:
名称 | 氧化铅 | 硫化铅 | 其他铅 | 全量 | 氧化率 |
含量% | 0.34 | 2.56 | 0.01 | 2.91 | 12.02 |
占有率% | 11.68 | 87.97 | 0.35 | 100 | |
名称 | 氧化锌 | 硫化锌 | 其他锌 | 全量 | 氧化率 |
含量% | 0.37 | 6.37 | 0.05 | 6.97 | 6.19 |
占有率% | 5.44 | 93.81 | 0.76 | 100 |
2、浮选铅精矿
投入矿石量500克,将矿石进依次进破碎机破碎、球磨机球磨,并采用筛分机进行筛粉,采用浮铅抑锌的优先浮选流程进行铅锌选别。对铅进行浮选的浮选条件为:磨矿细度-200目占75~80%,添加抑制剂来抑制锌:浓度为18%的硫酸锌600~720克/吨,浓度为10%的亚硫酸钠60~100克/吨。还加入浓度为5%的捕收剂乙基黄药90~110克/吨;起泡剂松醇油(俗称二号油)10克/吨,在市面上可以购到。在上述浮选步骤中,控制铅精矿含锌10%~15%,确保铅回收率≥90%,得到的铅精矿品位≥40%。
3、加压酸浸出铅精矿中的金属锌
利用硫化铅不溶于稀硫酸而硫化锌浸出在溶液中的原理,将优先浮选结束后的铅精矿240克再细磨粒度达-200目占98%,输送到调浆槽进行调浆,调浆均匀后再加入矿量的0.2%表面活性剂木质素与矿浆继续调浆,均匀后与事先调配好酸浓度为0.8~1.3mol/L的稀硫酸分别由两台泵同时泵入加压釜内,控制加压釜内液固比5∶1,开启控制柜电源,对加压釜加热,搅拌转速500r/min,当釜内温度达到130℃时,断电,通入纯度为99.5%的工业纯氧于加压釜内,控制釜内压力为1.2Mpa,保温100min,控制釜内温度150±5℃,最后出料,浸出矿液中的终酸浓度控制在0.4~0.5mol/L;通过上述步骤,在高压和有稀硫酸的条件下浸出铅精矿中的硫化锌精矿,从而达到铅锌分离提取的目的。在这样的条件下,锌的浸出率为98.23%。铅精矿经过加压浸出后的矿浆进入调节槽,经压滤液固分离,浸出渣含锌为0.92%,大于85%的锌进入浸出溶液,由电锌系统处理。同时得到富集铅物料的浸出渣,含锌小于2%,浸出渣经水洗后得到大于45%品位的铅物料供火法炼铅使用。该铅物料做为火法炼铅原料,由于含锌较低,可减少火法炼铅过程铅的损失。
Claims (7)
1.一种硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法,其特征在于包括如下步骤:
(一)、将硫化铅锌矿石球磨细度达-200目占75%~80%,采用浮铅抑锌的药剂浮选铅精矿,浮选过程中加入适量的抑制剂抑制锌,还加入捕收剂和起泡剂,最后得到的铅精矿含金属锌控制在10%~15%,浮选结束后再采用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的锌金属;
(二)、将浮选后得到的铅精矿再细磨粒度达-200目占98%,输送到调浆槽,加入表面活性剂木质素与矿浆进行调浆,搅拌均匀后与事先调配好酸浓度为0.8~1.3mol/L的稀硫酸分别由两台泵同时泵入加压釜内,控制釜内温度达到130~160℃时,通入纯度为99.5%的工业纯氧于加压釜内,控制釜内压力为1.2Mpa,保温90~120min,出料,浸出的硫化锌精矿矿浆中终酸浓度控制在0.4~0.5mol/L,浸出后的矿浆经液固分离,金属锌进入溶液,同时得到富集铅物料的渣。
2.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法,其特征在于:所用浮铅抑锌的药剂以硫化铅锌矿石重量为基准的加入量是:浓度为18%的硫酸锌600~720克/吨,浓度为10%的亚硫酸钠60~100克/吨。
3.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法,其特征在于:所述捕收剂是乙基黄药,加入量以硫化铅锌矿石重量为基准是:浓度4~6%的乙基黄药90~110克/吨。
4.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法,其特征在于:所述起泡剂的加入量以硫化铅锌矿石重量为基准是10克/吨。
5.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法,其特征在于:所述表面活性剂木质素的加入量为铅精矿石重量的0.2%。
6.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法,其特征在于:所述加压釜进料后的液固比控制在4.5~7L∶1kg。
7.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法,其特征在于:所述加压釜的搅拌速度为500r/min。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN2010105379247A CN102002602B (zh) | 2010-11-10 | 2010-11-10 | 硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN2010105379247A CN102002602B (zh) | 2010-11-10 | 2010-11-10 | 硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN102002602A true CN102002602A (zh) | 2011-04-06 |
CN102002602B CN102002602B (zh) | 2013-01-23 |
Family
ID=43810305
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN2010105379247A Active CN102002602B (zh) | 2010-11-10 | 2010-11-10 | 硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN102002602B (zh) |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102534205A (zh) * | 2012-03-09 | 2012-07-04 | 云南冶金集团股份有限公司 | 湿法炼锌中利用氧压酸浸处理铅锌混合精矿的方法 |
CN103233120A (zh) * | 2013-04-27 | 2013-08-07 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 改善浮选银精矿在氧压酸浸过程中表面活性的方法 |
CN107138285A (zh) * | 2017-05-23 | 2017-09-08 | 西北矿冶研究院 | 一种硫化铅、锌矿浮选组合捕收剂及其使用方法 |
CN111659529A (zh) * | 2020-06-16 | 2020-09-15 | 昆明理工大学 | 一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法 |
Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1546239A (zh) * | 2003-11-28 | 2004-11-17 | 中南大学 | 硫化铅锌矿原生电位浮选技术 |
CN101245407A (zh) * | 2008-03-19 | 2008-08-20 | 云南冶金集团总公司 | 处理复杂难选低品位硫化铅锌矿选-冶联合的方法 |
CN101591733A (zh) * | 2009-06-22 | 2009-12-02 | 云南永昌铅锌股份有限公司 | 高铁硫化锌精矿加压酸浸釜内沉矾除铁方法 |
-
2010
- 2010-11-10 CN CN2010105379247A patent/CN102002602B/zh active Active
Patent Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1546239A (zh) * | 2003-11-28 | 2004-11-17 | 中南大学 | 硫化铅锌矿原生电位浮选技术 |
CN101245407A (zh) * | 2008-03-19 | 2008-08-20 | 云南冶金集团总公司 | 处理复杂难选低品位硫化铅锌矿选-冶联合的方法 |
CN101591733A (zh) * | 2009-06-22 | 2009-12-02 | 云南永昌铅锌股份有限公司 | 高铁硫化锌精矿加压酸浸釜内沉矾除铁方法 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
《有色金属(矿选部分)》 20051231 刘全军 从云南边境某选矿尾矿中回收铅锌的工艺试验研究 22-25 1-7 , 第5期 2 * |
《有色金属(矿选部分)》 20091231 李长颖等 云南某铅锌矿浮选试验研究 26-30 1-4 , 第6期 * |
Cited By (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102534205A (zh) * | 2012-03-09 | 2012-07-04 | 云南冶金集团股份有限公司 | 湿法炼锌中利用氧压酸浸处理铅锌混合精矿的方法 |
CN103233120A (zh) * | 2013-04-27 | 2013-08-07 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 改善浮选银精矿在氧压酸浸过程中表面活性的方法 |
CN103233120B (zh) * | 2013-04-27 | 2016-01-20 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 改善浮选银精矿在氧压酸浸过程中表面活性的方法 |
CN107138285A (zh) * | 2017-05-23 | 2017-09-08 | 西北矿冶研究院 | 一种硫化铅、锌矿浮选组合捕收剂及其使用方法 |
CN111659529A (zh) * | 2020-06-16 | 2020-09-15 | 昆明理工大学 | 一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法 |
CN111659529B (zh) * | 2020-06-16 | 2021-02-19 | 昆明理工大学 | 一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN102002602B (zh) | 2013-01-23 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN103301929B (zh) | 选择性浸出氧化锌与弱酸性浮选硫化锌的冶选联合工艺 | |
CN102191391B (zh) | 从高杂质低品位的复杂氧化锌粉中提取锗的方法 | |
CN103740945B (zh) | 一种从铅冶炼系统中富集回收镉的方法 | |
CN104694764A (zh) | 一种细粒级包裹金的强化浸出方法 | |
CN101063181A (zh) | 一种用转底炉快速还原含碳含金黄铁矿烧渣球团富集金及联产铁粉的方法 | |
CN104148163B (zh) | 一种处理低品位锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法 | |
CN102071310A (zh) | 一种含金砷硫精矿综合利用的方法 | |
CN100371471C (zh) | 一种氧化镍矿的处理方法 | |
CN101245407B (zh) | 处理复杂难选低品位硫化铅锌矿选-冶联合的方法 | |
CN109811132A (zh) | 一种从高炉瓦斯泥中综合回收利用碳、铁、铝、锌、铅的方法 | |
CN108034805A (zh) | 一种含多种有价元素的硫精砂的综合利用方法 | |
CN102002602B (zh) | 硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法 | |
CN103212480A (zh) | 一种铜精矿浸出渣的处理方法 | |
CN102828020A (zh) | 一种闭路循环高效综合回收金精矿多元素的方法 | |
CN102703694A (zh) | 低品位氧化锌矿湿法处理方法 | |
CN103184334A (zh) | 一种处理含钼氧硫铜混合矿的选冶联合工艺 | |
CN102703690A (zh) | 一种联合处理高硅铁复杂氧化锌贫矿选矿的方法 | |
CN106119557A (zh) | 一种高炉瓦斯泥中锌、铁、碳综合回收的方法 | |
CN105734293A (zh) | 一种高品位铅冰铜资源综合回收工艺 | |
CN105668641B (zh) | 一种硫酸直接焙烧软锰矿制备硫酸锰溶液的方法 | |
CN110157918B (zh) | 一种卡尔多转炉废镁铬砖回收高品位稀贵金属的方法 | |
CN107739841A (zh) | 一种从含砷高铜浮渣中分离砷、回收铜的方法 | |
CN112176198A (zh) | 一种选择性浸出剂及复杂铜锌矿产资源的深度分离方法 | |
CN104313336A (zh) | 一种含锌硫酸烧渣的处理方法 | |
CN103966433A (zh) | 一种从氧化铜矿中提取铜、金、银的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C14 | Grant of patent or utility model | ||
GR01 | Patent grant |