CN102527497B - 一种湿法炼锌渣中硫化锌矿物与硫磺分离的选矿方法 - Google Patents
一种湿法炼锌渣中硫化锌矿物与硫磺分离的选矿方法 Download PDFInfo
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Abstract
本发明提供了一种湿法炼锌渣中硫化锌矿物与硫磺分离的选矿方法。一是在添加分散剂的同时，将湿法炼锌渣进行细磨，实现硫磺和硫化锌矿物的解离和分散；二是在浮选过程中，使用组合抑制剂对细磨后的浸出渣中硫化锌矿物进行抑制，在添加少量起泡剂的条件下，经过一次粗选、二次扫选和四次精选实现硫化锌矿物与硫磺的浮选分离，得到高质量的硫磺产品和可返回湿法炼锌过程的锌精矿；三是浮选工艺过程中，精选I、精选II和扫选I中矿集中返回粗选，精选III和精选IV中矿集中返回精选I。本方法有效地实现了硫化锌精矿湿法浸出渣中硫磺和硫化锌矿物的分离，提高了硫磺产品质量，并有效地回收了锌元素，提高了湿法炼锌过程的综合利用率。
Description
技术领域
本发明涉及到一种硫化锌精矿湿法炼锌渣中硫化锌矿物与硫磺分离的工艺，属于选矿技术领域。
背景技术
我国的锌资源相对丰富，居世界前列。但目前已探明的实际锌储量却远小于预期储量，因此如何发挥我国锌资源优势，合理开发利用锌资源一直是一个备受关注的问题。工业上，用于冶炼的锌原料可分为氧化锌矿和硫化锌矿两类，氧化锌精矿可直接进行浸出处理。硫化锌精矿炼锌采用的主要方法有：①氧化焙烧-酸浸-电积；②直接采用氧压浸出-电积。硫化锌精矿氧压浸出-电积生产电锌是目前先进的硫化锌矿炼锌工艺，具有成本低、污染物排放低、锌浸出回收率高的特点。在硫化锌精矿氧压浸出过程中，锌转化为硫酸锌进入浸出液，而硫化锌精矿中的硫除部分转化为硫酸外，大量的硫转化为元素硫，即硫磺，进入浸出渣中。因此，硫化锌精矿氧压浸出后，浸出渣中的主要级分为硫磺、未被浸出完全硫化锌及其它杂质成分。
锌冶炼渣处理的传统方法一般是就地堆存，或者制成建筑用料。但由于锌冶炼产生的渣量往往较大，长期堆存将占据大量土地资源。更重要的是，炼锌渣中往往还残留有不少冶炼过程中带出的浸出酸液或者未浸出完全的有用组分(例如含有少量铅、银、锌和汞等)，因此一般先将冶炼锌渣进行适当的再处理之后再进行堆存。
常规的湿法炼锌渣再处理工艺一般考虑综合回收这些有用成分，根据浸出渣成分的差异，再处理的办法也有多种，例如浮选法直接浮选回收硫磺(中国专利，申请号200910227001.9)，浮选法回收银、铜和锌(中国专利，申请号201110059283.3)，再浸出然后综合回收银铜锌(中国专利，申请号200910227521.X)等等。
对硫化锌精矿氧压浸出渣的处理，目前采用的方法为浮选，得到硫磺产品和铅银渣，硫磺产品用于生产硫酸或其它产品，铅银渣用于回收其中的铅和银。在这一处理过程中，由于硫化锌与硫磺都具有较好的可浮性，硫化锌富集在硫磺产品中，一般这部分硫磺产品中锌的含量达到4-10％。因此，一方面硫磺产品中存在的硫化锌降低了硫磺产品的质量，不利于硫磺的进一步加工利用，另一方面，造成了锌资源的损失。
因此，本发明针对硫化锌精矿湿法炼锌渣经浮选后所得到的硫精矿产品含锌仍较高的情况，利用浮选法分离出其中的硫化锌矿物，提高硫磺产品质量，使硫化锌能返回湿法炼锌中回收锌，提高了锌的利用率。
发明内容
本发明提供一种对硫化锌精矿加压酸浸后得到的浸出渣浮选硫精矿产品进行再浮选分离的方法，目的是为了得到杂质含量低的高品位硫磺精矿产品，并使其中的锌元素可以回收利用。
本发明的目的是通过以下方式实现的。
一种硫化锌精矿湿法炼锌渣中硫化锌矿物与硫磺分离的选矿方法，包括以下步骤：
1)在添加分散剂的同时，将湿法炼锌渣进行细磨，分散剂采用六偏磷酸钠，用量为50-300克/吨；
2)然后依次加入组合抑制剂和起泡剂，经过一次粗选、二次扫选和四次精选实现硫化锌矿物与硫磺的浮选分离，得到硫磺产品和可返回湿法炼锌过程的锌精矿；组合抑制剂为硫化钠和巯基乙酸，硫化钠用量为1000-4000克/吨，巯基乙酸用量为100-600克/吨；起泡剂采用甲基异丁基甲醇，用量为20-40克/吨。
步骤1)中湿法炼锌渣细磨的粒度达到-0.074mm占75-90％。
步骤1)中细磨的同时加入生石灰，控制细磨过程矿浆pH值在6-7的范围内。(将炼锌渣细磨用球磨机，用球磨机磨矿时需要加定量的水保持磨机内的矿浆浓度，因为炼锌渣呈酸性并且pH值为2左右，因此每次加入定量的生石灰可以中和酸使pH值在6-7范围内。)
上述方法中粗选后的尾矿再经过两次扫选后得到最终尾矿产品，即锌精矿，含锌12％左右；粗选后的精矿经过四次精选后得到最终精矿产品，即硫磺，含硫大于90％。
上述浮选工艺流程中，第一次扫选所得的精矿与第一、二次精选所得的尾矿合并为中矿返回至粗选；第二次扫选精矿返回至第一次扫选；第三、四次精选尾矿合并返回至第一次精选。
粗选后的第一次扫选需补充起泡剂；两次加起泡剂的总用量为20-40克/吨。
上述方法中浮选时间及加药后的调浆时间视实际情况而定；浮选时间根据不同的矿种及流程并视浮选的终点现象而定，一般是选干净为止，本发明里的浮选时间为8-12分钟；调浆时间也视矿种和药剂而定，本发明里调浆时间为5分钟。
酸性条件下的闪锌矿和硫磺都是可浮性较好的矿物。特别是经过湿法冶炼工艺处理后的产品，由于其中物相的赋存形式与天然矿石相比产生了较大的差异，增加了通过常规浮选工艺进行分离的难度。本发明在进行大量试验研究的基础上，通过在磨矿过程中添加合适的分散剂，强化硫磺与硫化锌的单体解离和矿浆分散，在浮选过程添加组合抑制剂强化硫化锌矿的抑制，采用浮选手段实现了硫精矿中硫化锌和硫磺的浮选分离，得到了硫磺和锌精矿产品。本发明具有流程简单、分选效果好的优点，可有效回收湿法炼锌渣中的锌和硫元素。结合传统的湿法冶炼技术，能够提高资源的利用率。
附图说明
图1为本发明从某湿法炼锌渣中浮选分离硫化锌矿物和硫磺的流程图；
图2为对比例1-5的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明进一步说明，而非限制本发明。
对比例1
原矿样品为某湿法炼锌厂锌加压酸浸渣矿样，加生石灰调pH值至6.5后磨矿至-0.074mm粒级占90％，经一次粗选一次扫选一次精选流程，未加入任何选矿药剂，流程见图2，浮选产品经过滤、烘干，试验结果如下表：
结果表明，在不添加浮选药剂的情况下，试验矿样中的锌和硫组分都具有较好的可浮性，因此不能直接通过浮选分离。
对比例2
原矿样品为某湿法炼锌厂锌加压酸浸渣矿样，加生石灰调pH值至6.5后磨矿至-0.074mm粒级占90％，经一次粗选一次扫选一次精选流程，在粗选时加入硫化钠，用量为3000克/吨，流程见图2，浮选产品经过滤、烘干，试验结果如下表：
结果表明，在单一添加抑制剂硫化钠的条件下，可对锌和硫组分浮选同时产生一定的抑制作用，且对锌的抑制效果更为显著，但仍然实现不了良好的锌硫分离效果。
对比例3
原矿样品为某湿法炼锌厂锌加压酸浸渣矿样，加生石灰调pH值至6.5后磨矿至-0.074mm粒级占90％，经一次粗选一次扫选两次精选流程，在粗选时同时加入硫化钠和巯基乙酸两种抑制剂，其中硫化钠用量为2000克/吨，巯基乙酸用量为300克/吨，流程见图2，浮选产品经过滤、烘干，试验结果如下表：
结果表明，在同时添加硫化钠和巯基乙酸两种抑制剂的条件下，对锌的抑制效果非常显著，但同时也降低了锌的回收率。
对比例4
原矿样品为某湿法炼锌厂锌加压酸浸渣矿样，在磨机中加入分散剂六偏磷酸钠，用量为200克/吨，加生石灰调pH值至6.5后磨矿至-0.074mm粒级占90％，经一次粗选一次扫选两次精选流程，在粗选时同时加入硫化钠和巯基乙酸两种抑制剂，其中硫化钠用量为2000克/吨，巯基乙酸用量为200克/吨，流程见图2，浮选产品经过滤、烘干，试验结果如下表：
结果表明，在同时添加硫化钠和巯基乙酸两种抑制剂及磨矿时加入分散剂的条件下，能够有效提高浮选硫精矿中硫的品位及回收率，同时保证锌精矿的质量。
对比例5
原矿样品为某湿法炼锌厂锌加压酸浸渣矿样，在磨机中加入分散剂六偏磷酸钠，用量为200克/吨，加生石灰调pH值至6.5后磨矿至-0.074mm粒级占90％，经一次粗选两次扫选五次精选流程，在粗选时同时加入硫化钠和巯基乙酸两种抑制剂，其中硫化钠用量为2000克/吨，巯基乙酸用量为200克/吨，流程见图2，浮选产品经过滤、烘干，试验结果如下表：
结果表明，在添加抑制剂和分散剂的基础上，增加浮选次数有利于矿样中锌硫的浮选分离。
实施例1
原矿样品为某湿法炼锌厂锌加压酸浸渣矿样，在磨机中加入分散剂六偏磷酸钠，用量为200克/吨，加生石灰调pH值至6.5后磨矿至-0.074mm粒级占90％，经一次粗选两次扫选四次精选的闭路浮选流程，工艺流程见图1，在粗选时同时加入硫化钠和巯基乙酸两种抑制剂，其中硫化钠用量为2000克/吨，巯基乙酸用量为300克/吨，起泡剂40克/吨，浮选产品经过滤、烘干，试验结果如下表：
闭路试验的结果说明，本发明可良好运用于本矿样中锌和硫的浮选分离，并得到较好的产品指标。
实施例2
原矿样品为某湿法炼锌厂锌加压酸浸渣矿样，在磨机中加入分散剂六偏磷酸钠，用量为300克/吨，加生石灰调pH值至6.5后磨矿至-0.074mm粒级占90％，经一次粗选两次扫选四次精选的闭路浮选流程，工艺流程见图1，在粗选时同时加入硫化钠和巯基乙酸两种抑制剂，其中硫化钠用量为3000克/吨，巯基乙酸用量为250克/吨，起泡剂40克/吨，浮选产品经过滤、烘干，试验结果如下表：
Claims (5)
1.一种硫化锌精矿湿法炼锌渣中硫化锌矿物与硫磺分离的选矿方法，其特征在于：包括以下步骤：
1）在添加分散剂的同时，将湿法炼锌渣进行细磨，分散剂采用六偏磷酸钠，用量为50-300克/吨；
2）然后依次加入组合抑制剂和起泡剂，经过一次粗选、二次扫选和四次精选实现硫化锌矿物与硫磺的浮选分离，得到硫磺产品和可返回湿法炼锌过程的锌精矿；组合抑制剂为硫化钠和巯基乙酸，硫化钠用量为1000-4000克/吨，巯基乙酸用量为100-600克/吨；起泡剂采用甲基异丁基甲醇，用量为20-40克/吨。
2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
步骤1）中湿法炼锌渣细磨的粒度达到-0.074mm占75-90%。
3.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
步骤1）中细磨的同时加入生石灰，控制细磨过程矿浆pH值在6-7的范围内。
4.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
粗选后的尾矿再经过两次扫选后得到最终尾矿产品，即锌精矿；粗选后的精矿经过四次精选后得到最终精矿产品，即硫磺。
5.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述浮选工艺流程中，第一次扫选所得的精矿与第一、二次精选所得的尾矿合并为中矿返回至粗选；第二次扫选精矿返回至第一次扫选；第三、四次精选尾矿合并返回至第一次精选。
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