CN103266226B - 一种从含银锌精矿中提取银并提高锌精矿品质的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种从含银硫化锌精矿中提取银并提高锌精矿品质的方法，首先将含银硫化锌精矿与适量氧化铅烟尘、钠盐及还原剂混合后升温并充分反应；反应结束后，得到含银粗铅及冶炼渣。含银粗铅通过电解得到电铅及银粉。而冶炼渣则进行水浸反应；水浸反应结束后，进行液固分离，滤液进行蒸发浓缩结晶，得到可返回作为熔剂使用的钠盐；而浸出渣则为更高品质的脱银硫化锌精矿。采用本发明的方法可以实现含银锌精矿的高效脱银、脱砷、脱镉、脱氟氯，产出电铅、银粉及高品位硫化锌精矿产品，同时作为熔剂的钠盐在反应中不消耗，反应结束后通过蒸发浓缩结晶再生，实现熔剂的循环使用。本方法具有流程短、环保好、经济效益高等优点，适合工业化推广应用。

Description

一种从含银锌精矿中提取银并提高锌精矿品质的方法

技术领域

本发明涉及有色金属冶金领域，特别是涉及一种从含银硫化锌精矿中提银并提高硫化锌精矿品质的方法。

背景技术

目前80％的锌通过湿法工艺生产，硫化锌精矿中通常含有少量的银，在湿法炼锌过程中，锌精矿中所含的银，几乎全部残留于浸出渣中。例如，通常铅银渣含银1200～2500g/t，铁矾渣含银800～l500g/t，锗铁渣含银500～1000g/t等等。在资源日趋匮乏、消耗量日趋增长的今天，回收锌精矿中伴生的银意义重大。

目前锌精矿中银的回收工艺，主要集中在对硫化锌精矿湿法浸出渣中的银进行回收。可以分为3类：第一类是通过传统的湿法炼锌焙烧-浸出工序后，对富集于锌浸出渣中的银采用浮选工艺进行回收。例如，日本三菱金属公司的秋田电锌厂采用浮选方式,处理含银239g/t的铅银渣,产出浮选银精矿含银4150g/t,尾矿53g/t,银浮选回收率78.8%;又如，内蒙古赤峰元宝山厂采用浮选方式处理含银189g/t的铅银渣,通过浮选产出银精矿,银浮选回收率约60%;白银西北铅锌冶炼厂也对铅银渣中银进行浮选,银的浮选回收率约60%,银精矿品位3325g/t，等等。

第二类是对富集银的锌浸出渣通过回转窑挥发或将其以配料的方式加入铅精矿，在铅冶炼的工艺工程中进行回收。例如，华锡集团来宾冶炼厂、温州冶炼厂、内蒙古赤峰安凯有限公司等对铅银渣进行回转窑挥发处理，将铅银渣与石灰、焦粉等配料采用回转窑挥发处理，通过布袋收尘获得挥发出的锌、铅、铟、银等。银的回收率35%左右；韩国高丽锌公司Onsan冶炼厂、云南祥云飞龙公司等则将锌浸出渣与铅精矿配料，通过QSL法、氧气底吹工艺等进行处理，锌浸出渣中的银进入铅冶炼系统的粗铅进而得到捕集等。

第三类是采用水洗、焙烧、浸出等综合工序回收锌精矿或锌浸出渣中的银，例如，李黎婷（《矿产综合利用》2010年第三期，15-18页，利用铅银渣综合提取锌铅银的试验研究）等采用“水洗脱锌-氧化焙烧-氰化浸银-氯化浸铅”工艺处理铅银渣，银回收率96.42%；徐永祥等（中国专利，CN102719675A）提出了一种从锌冶炼废渣中综合回收锌铅银的方法，采用分段酸浸锌、酸浸液除杂、分段碱浸铅、碱浸液硫化沉铅、碱浸渣氰化浸银和浸出液锌粉置换提银，银回收率89%以上；龙小艺（《硫化锌精矿电催化工艺试验研究》，南昌大学硕士学位论文，49-51页）提出“电催化浸出硫化锌精矿工艺”，对浸出渣中的银采用硫脲浸出，浸出液用锌粉置换提银，银提取率80％以上；赖建林等直接加压浸出含银锌精矿（《高银锌精矿加压浸出试验研究》，湿法冶金，2008年第28卷1期，21-23页），对浸出液中的银采用置换的方式进行回收，等等。

上述含银锌精矿中提银方法各具特点，但缺点也很明显：通过浮选对浸出渣中的银进行回收时，银回收率较低，约60%；回转窑挥发工艺主要侧重锌、铅、铟等的回收，银的回收率低，约35%左右。另外，回转窑要用昂贵的焦炭，耐火材料消耗量也比较大；而配入铅冶炼系统进行银回收，由于锌浸出渣渣量大、有价金属含量较低，将其配入到铅冶炼系统中势必要减少铅精矿的用量，进而影响熔炼炉的热平衡并降低铅系统的产能等等。尤其值得指出的是，现有含银锌精矿中银的回收主要集中在湿法炼锌结束后从浸出渣中回收，未能防止锌精矿中银在湿法炼锌过程中的分散流失。目前，尚未见有对含银锌精矿进行预处理，一方面即提取其中的银，一方面又提高锌精矿品质的研究报道。

发明内容

本发明的目的是针对现行含银锌精矿回收银的工艺存在能耗高、回收率低、流程长，且锌精矿中的银主要集中在浸出渣中回收而导致银分散流失等问题，提供一种从含银硫化锌精矿中提取银并提高锌精矿品质的方法。其核心在于首先对含银锌精矿进行脱银处理，即首先将一定量的含银硫化锌精矿与适量氧化铅烟尘、钠盐及还原剂混合。之后，将此混合物料升温至一定温度并充分反应。反应结束后，得到含银粗铅及冶炼渣。含银粗铅通过电解得到电铅及银粉。而冶炼渣则与水按一定的固液比在一定的温度下进行水浸反应。水浸反应结束后，进行液固分离，滤液进行蒸发浓缩结晶，得到可返回作为熔剂使用的钠盐；而浸出渣则为更高品质的脱银硫化锌精矿。采用本发明提供的方法可以实现含银硫化锌精矿的高效脱银、脱铅、脱砷、脱镉、脱氟氯等，产出电铅、银粉及高品位硫化锌精矿产品。作为熔剂的钠盐在反应中不消耗，反应结束后通过蒸发浓缩结晶或熔盐趁热过滤实现再生，实现熔剂的循环使用。本方法具有流程短、环保好、经济效益高等优点，适合工业化推广应用。

本发明的技术方案为：

一种从含银锌精矿中提取银并提高锌精矿品质的方法，包括以下步骤：

1）首先将含银硫化锌精矿与氧化铅烟尘、钠盐及还原剂充分混合；还原剂为粉煤、焦炭粉中的一种或者两种；钠盐为Na₂CO₃,NaOH,NaHCO₃中的一种或两种的混合物；氧化铅烟尘质量为含银硫化锌精矿质量的0.1倍～10倍，钠盐的质量为氧化铅烟尘及含银硫化锌精矿质量之和的1～8倍，还原剂用量为还原氧化铅烟尘及含银硫化锌精矿中银、铅、镉、砷所需理论量的1～10倍；

2）将上述混合物料在700℃～980℃反应10min～180min；

3）反应结束后分别得到含银粗铅及冶炼渣，含银粗铅分离，将冶炼渣冷却至室温后用水在10℃～95℃浸出10min～180min，水与冶炼渣的液固比为1：1～10：1ml/g；

4）浸出反应结束后进行液固分离，得到的浸出液进行蒸发浓缩得到钠盐，钠盐返回步骤1）使用；

5）液固分离得到浸出渣即可。

步骤3）得到的含银粗铅作为阳极进行电解提银，分别得到电铅及银粉；电解时阴极材料为纯铅，电流密度为130～180A/m²,电解液为PbSiF₆和H₂SiF₆的混合水溶液，其中PbSiF₆为120～220g/L,H₂SiF₆为60～100g/L,电解温度30～45℃。

本发明的有益效果如下：

本发明首先将含银硫化锌精矿及适量氧化铅烟尘及还原剂在钠盐体系下进行低温（700℃～950℃）惰性熔炼，在如权利要求所示的步骤及特征下，含银锌精矿中的硫化锌在此熔炼条件下不发生反应，而锌精矿中的银被还原为单质银、氧化铅烟尘中的氧化铅还原为单质铅。单质银被单质铅捕获进入粗铅，实现了锌精矿的脱银。同时，在此反应条件下，锌精矿中的铅、砷、镉等伴生有害金属也被还原进入粗铅。若锌精矿中还含有F-,Cl-等离子，在此熔炼过程也被脱除进入烟气。即在本权利要求1,2所示的步骤及特征下产生的反应过程不仅能脱去锌精矿中银，而且锌精矿中伴生的铅、砷、镉、氟、氯等有害杂质也一并脱除，使得锌精矿品质大大提高，大大减少后续湿法炼锌系统的除杂负担。另外，在本权利要求1,2所示的步骤及特征下钠盐不参与反应，仅作为锌精矿脱银的惰性反应媒介，反应结束后通过水浸、浓缩结晶或直接熔盐趁热过滤的方式可再生使用。这些创新点的组合，使得本方法具有成本低、操作简单、提银效率高、无环保压力等优点，可达到环境效益和经济效益的统一。

附图说明

图1为本发明工艺流程图。

具体实施方式：

下面结合具体实施例对本发明作进一步详细说明，值得说明的是，实施例仅为进一步说明本技术方案，而非对本技术方案的限制。

实施例1

某含银锌精矿的化学组成为(%):Zn44.5,Ag1.09，S29.14,Cu1.01,Pb0.83,Fe2.32,H₂O4.6。首先将100g的该含银锌精矿与100g氧化铅烟尘及10.2g粉煤、250g Na₂CO₃充分混合，氧化铅粉尘的化学组成主要为（%）：Pb74.36，Zn3.35，As0.72，Ag52g/t。将充分混合后的物料在850℃条件下反应120min。反应结束后分别得到含银粗铅75.21g，粗铅品位97.2%，含银1.01g,银直收率93%。粗铅分离后，将冶炼渣用水浸出，浸出温度为75℃，水与冶炼渣的液固比为5:1（体积(ml)/质量(g)），浸出时间为30min。浸出反应结束后进行液固分离，得到的浸出液进行蒸发浓缩得到钠盐233.6g，经分析检测为NaHCO₃，得到浸出渣烘干后经分析为硫化锌精矿，Zn含量为59.33%。将得到的含银粗铅作为阳极进行电解提银，电解时阴极材料为纯铅，电流密度为150A/m²,电解液为PbSiF₆和H₂SiF₆的混合水溶液，其中PbSiF₆为200g/L,H₂SiF₆为80g/L,电解温度35℃。电解结束后得到电铅71.8g,阳极泥1.21g,其中含银82.6%。

实施例2

某含银锌精矿的化学组成为(%):Pb1.28，Zn39.72，As0.05，Fe8.20，S25.33，Ag726g/t。首先将67g的该含银锌精矿与33g氧化铅烟尘及6g粉煤及实施例1浓缩结晶得到的NaHCO₃150g充分混合，氧化铅粉尘的化学组成主要为（%）：Pb74.36，Zn3.35，As0.72，Ag52g/t。将充分混合后的物料在870℃条件下反应150min。反应结束后分别得到含银粗铅25.18g，粗铅品位98.1%，冶炼渣含银4g/t,银直收率98%。粗铅分离后，将冶炼渣用水浸出，浸出温度为60℃，水与冶炼渣的液固比为4:1（体积(ml)/质量(g)），浸出时间为60min。浸出反应结束后进行液固分离，得到的浸出液进行蒸发浓缩得到钠盐132g，经分析检测为NaHCO₃，得到浸出渣烘干后经分析为硫化锌精矿，其中锌含量为60.8%，砷为痕量。将得到的含银粗铅作为阳极进行电解提银，电解时阴极材料为纯铅，电流密度为170A/m²,电解液为PbSiF₆和H₂SiF₆的混合水溶液，其中PbSiF₆为190g/L,H₂SiF₆为60g/L,电解温度38℃。电解结束后得到电铅22.9g,阳极泥0.06g,其中含银80%。

实施例3

某含银锌精矿的化学组成为(%):Zn51.3,S27.46,Co0.0075,Pb2.83,Fe5.27,Cd0.119,As0.047,F0.004,Cl0.012,Ag1012g/t。首先将1000g的该含银锌精矿与1200g氧化铅烟尘及180g粉煤、2000g Na₂CO₃及1000gNaOH充分混合，氧化铅粉尘的化学组成主要为（%）：Pb74.36，Zn3.35，As0.72，Ag52g/t。将充分混合后的物料在890℃条件下反应150min。反应结束后分别得到含银粗铅927.6g，粗铅品位98.1%，含银1.50g,银直收率92%。粗铅分离后，将冶炼渣用水浸出，浸出温度为80℃，水与冶炼渣的液固比为3:1（体积(ml)/质量(g)），浸出时间为60min。浸出反应结束后进行液固分离，得到的浸出液进行蒸发浓缩得到钠盐2355g，经分析检测为Na₂CO₃和NaHCO₃的混合物，得到浸出渣烘干后经分析为硫化锌精矿，其中Zn含量为70.4%，砷氟、氯未检出，镉含量为0.01%。将得到的含银粗铅作为阳极进行电解提银，电解时阴极材料为纯铅，电流密度为130A/m²,电解液为PbSiF₆和H₂SiF₆的混合水溶液，其中PbSiF₆为190g/L,H₂SiF₆为70g/L,电解温度40℃。电解结束后得到电铅894g,阳极泥1.92g,其中含银76.5%。

Claims (2)

1.一种从含银锌精矿中提取银并提高锌精矿品质的方法，其特征在于，包括以下步骤：

1）首先将含银硫化锌精矿与氧化铅烟尘、钠盐及还原剂充分混合；还原剂为粉煤、焦炭粉中的一种或者两种；钠盐为Na₂CO₃,NaOH,NaHCO₃中的一种或两种的混合物；氧化铅烟尘质量为含银硫化锌精矿质量的0.1倍～10倍，钠盐的质量为氧化铅烟尘及含银硫化锌精矿质量之和的1～8倍，还原剂用量为还原氧化铅烟尘及含银硫化锌精矿中银、铅、镉、砷所需理论量的1～10倍；

2）将上述混合物料在700℃～980℃反应10min～180min；

3）反应结束后分别得到含银粗铅及冶炼渣，含银粗铅分离，将冶炼渣冷却至室温后用水在10℃～95℃浸出10min～180min，水与冶炼渣的液固比为1：1～10：1ml/g；

4）浸出反应结束后进行液固分离，得到的浸出液进行蒸发浓缩得到钠盐，钠盐返回步骤1）使用；

5）液固分离得到浸出渣即可。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，

步骤3）得到的含银粗铅作为阳极进行电解提银，分别得到电铅及银粉；电解时阴极材料为纯铅，电流密度为130～180A/m²,电解液为PbSiF₆和H₂SiF₆的混合水溶液，其中PbSiF₆为120～220g/L,H₂SiF₆为60～100g/L,电解温度30～45℃。