CN107185705B - 一种氧化锌矿中锌的选冶联合回收方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种氧化锌矿中锌的选冶联合回收方法，属于湿法冶金技术领域。其针对目前处理氧化锌矿工艺技术存在的不足，结合该矿本身具有高泥高氧化率的特点，采用磨矿后反浮选的工艺获得矿泥，反浮选的尾矿进行氧化锌浮选获得锌精矿，然后将含锌量较高的矿泥与锌精矿一起进行湿法浸出得到金属锌。本发明采用浮选、浸出联合回收工艺，比原矿直接浸出，减少了大量的脉石矿物，节约了成本；采用反浮选脱泥，减少了矿泥对后续浮选造成的不良影响，增加后续浮选作业药剂的选择性，有利于提高锌精矿品位和回收率，同时减少了浮选的药剂用量；而将含有一定量锌的矿泥与浮选精矿一起浸出，提高了锌的综合回收率，增加了矿产资源的回收利用度。

Description

一种氧化锌矿中锌的选冶联合回收方法

技术领域

本发明属于湿法冶金技术领域，具体是一种氧化锌矿中锌的选冶联合回收方法。

背景技术

随着国民经济的发展，我国对锌等有色金属的需求量进一步增加，据预测，到2020年锌资源需求量约为500万吨。但由于对硫化锌矿石的不断开采、利用，其矿产资源日益“贫、细、杂”化，因此，对其他含锌矿石的回收利用越来越重要。而我国氧化锌矿的储量非常丰富，其中最大的就是位于云南的兰坪氧化锌矿，其锌金属量约400万吨。

目前，对氧化锌矿的回收主要采用硫化—胺浮选法，但胺对矿泥和云母等比较敏感，尤其是矿泥，由于其表面带负电，可与带正电的胺离子发生静电吸附作用，消耗大量胺，而且矿泥吸附在矿石表面会改变矿石表面的性质，使得捕收剂作用时失去选择性，严重地影响了精矿的质量。鉴于此，常用的解决的办法是直接浸出或脱泥浮选。但采用直接浸出的方法处理，将会消耗大量的浸出试剂，增加生产成本；而脱泥浮选，指脱除细泥后继续采用硫化—胺法浮选，但是常规的脱泥过程即使采用处理量大、生产缓冲能力强、运行平稳可靠的耙式浓缩机进行作业（黄淮北.脱泥浮选流程.煤炭加工与综合利用.2003（5）：14-17.），仍存在生产成本较高、且无法对细泥完全脱除并进行回收利用的问题；然而，通常情况下，细泥中锌金属含量可高达锌总金属量的10%-20%，当细泥中锌金属量更大时，损失更加严重。

发明内容

本发明的目的是提供一种锌回收率高、生产成本低、环境友好的氧化锌矿中锌的选冶联合回收方法。

本发明一种氧化锌矿中锌的选冶联合回收方法，针对目前处理氧化锌矿工艺技术存在的不足，结合该矿本身具有高泥高氧化率的特点，采用磨矿后反浮选的工艺获得矿泥，反浮选的尾矿进行氧化锌浮选获得锌精矿，然后将含锌量较高的矿泥与锌精矿一起进行湿法浸出得到金属锌。具体包括以下步骤：

（1）磨矿：将含泥量为20-50%，氧化率＞80%的氧化锌原矿配制成磨矿浓度为50-60%的矿浆后进行磨矿，磨矿细度为小于0.074mm的含量为85-95%，得到质量百分浓度为30-40%的矿浆；

（2）矿泥反浮选：在步骤（1）得到的质量百分浓度为30-40%的矿浆中分别添加10-50g/t矿浆的煤油和5-20g/t矿浆的二号油，经过反浮选得到矿泥和质量百分浓度为30-35%的尾矿矿浆；

（3）氧化锌浮选：在步骤（2）尾矿矿浆中依次加入硫化钠，丙基水杨醛肟和烷基丙基醚胺，其用量分别为3-6Kg/t，200-400g/t和100-200g/t，经两次粗选、两次精选、一次扫选后获得浮选精矿和浮选尾矿；

（4）金属锌浸出：将步骤（2）中矿泥与步骤（3）中浮选精矿合并后进行酸法浸出或碱法浸出，得到浸出液和浸出渣，锌进入浸出液中；其中酸法浸出：浸出剂为硫酸和亚硫酸，用量分别为2-4kg/t和0.5-2kg/t，浸出时间3-5h；碱法浸出：浸出剂为氢氧化钠和浓氨水，用量分别为1-3kg/t和1-2kg/t，浸出时间4-6h。

本发明与现有氧化锌矿中锌的回收方法相比，具有以下优点：

1、采用浮选、浸出联合回收工艺，比原矿直接浸出，减少了大量的脉石矿物，节约了成本；

2、反浮选脱泥，减少了矿泥对后续浮选造成的不良影响，增加后续浮选作业药剂的选择性，有利于提高锌精矿品位和回收率，同时减少了浮选的药剂用量；

3、矿泥中含有一定量的锌，与浮选精矿一起进入浸出作业，提高了锌的综合回收率，增加了矿产资源的回收利用度；

4、将锌精矿和矿泥一同浸出，可以摊销单独处理矿泥时的成本，同时锌精矿经浸出作业直接得到金属锌，使产品得到升级，增加了其经济价值，该工艺对高含泥量及高氧化率的含锌矿石的回收利用价值尤其突出。

具体实施方式

下面结合具体实施例对本发明氧化锌矿中锌的选冶联合回收方法作进一步说明。

实施例1

（1）磨矿：云南某氧化锌矿，原矿中锌品位5.32%，氧化率93%，含泥量20%；矿石多呈米黄色、灰色，少数红褐色、铅灰色，脉石矿物主要以石英为主；磨矿浓度50%，磨矿细度小于0.074mm的含量为90%，得到矿浆质量百分浓度为35%；

（2）矿泥反浮选：在步骤（1）矿浆中加入10g/t煤油和20g/t二号油，经过反浮选得矿泥和质量百分浓度为33%的尾矿矿浆；

（3）锌精矿浮选：在步骤（2）尾矿矿浆中依次加入4Kg/t硫化钠，300g/t丙基水杨醛肟和150g/t烷基丙基醚胺，经两次粗选、两次精选、一次扫选后获得浮选精矿、浮选尾矿；其中，浮选作业回收率为85.60%；

（4）金属锌浸出：将步骤（2）中矿泥与步骤（3）中浮选精矿合并后进行酸法浸出，浸出剂为硫酸和亚硫酸，用量分别为2kg/t和2kg/t，浸出时间3h；金属锌的浸出率为94.80%。

实施例2

（1）磨矿：广西某氧化锌矿，原矿中锌品位4.62%，氧化率84%，含泥量30%，脉石矿物主要为碳酸盐类；磨矿浓度55%，磨矿细度小于0.074mm的含量为95%，得到矿浆质量百分浓度为37%；

（2）矿泥反浮选：在步骤（1）矿浆中加入30g/t煤油和15g/t二号油，经过反浮选得矿泥和质量百分浓度为34%的尾矿矿浆；

（3）锌精矿浮选：在步骤（2）尾矿矿浆中依次加入3Kg/t硫化钠，200g/t丙基水杨醛肟和200g/t烷基丙基醚胺，经两次粗选、两次精选、一次扫选后获得浮选精矿、浮选尾矿；其中，浮选作业回收率为87%；

（4）金属锌浸出：将步骤（2）中矿泥与步骤（3）中浮选精矿合并后进行碱法浸出，浸出剂为氢氧化钠和浓氨水，用量分别为3kg/t和1kg/t，浸出时间4h；金属锌的浸出率为96%。

实施例3

（1）磨矿：贵州某氧化锌矿，原矿中锌品位6.12%，氧化率90%，含泥量40%，脉石矿物主要为硅酸盐类；磨矿浓度55%，磨矿细度小于0.074mm的含量为90%，得到矿浆质量百分浓度为30%；

（2）矿泥反浮选：在步骤（1）矿浆中加入50g/t煤油和5g/t二号油，经过反浮选得矿泥和质量百分浓度为30%的尾矿矿浆；

（3）锌精矿浮选：在步骤（2）尾矿矿浆中依次加入6Kg/t硫化钠，400g/t丙基水杨醛肟和100g/t烷基丙基醚胺，经粗选、精选、扫选后获得浮选精矿、浮选尾矿；其中，浮选作业回收率为88.36%；

（4）金属锌浸出：将步骤（2）中矿泥与步骤（3）中浮选精矿合并后进行酸法浸出，浸出剂为硫酸和亚硫酸，用量分别为4kg/t和0.5kg/t，浸出时间5h；金属锌的浸出率为97%。

实施例4

（1）磨矿：云南某氧化锌矿，原矿中锌品位5.62%，氧化率88%，含泥量50%；矿石多呈米黄色、灰色，少数红褐色、铅灰色，脉石矿物主要以石英为主；磨矿浓度60%，磨矿细度小于0.074mm的含量为85%，得到矿浆质量百分浓度为40%；

（2）矿泥反浮选：在步骤（1）矿浆中加入20g/t煤油和18g/t二号油，经过反浮选得矿泥和质量百分浓度为35%的尾矿矿浆；

（3）锌精矿浮选：在步骤（2）尾矿矿浆中依次加入5kg/t硫化钠，280g/t丙基水杨醛肟和180g/t烷基丙基醚胺，经两次粗选、两次精选、一次扫选后获得浮选精矿、浮选尾矿；其中，浮选作业回收率为87.86%；

（4）金属锌浸出：将步骤（2）中矿泥与步骤（3）中浮选精矿合并后进行酸法浸出，浸出剂为硫酸和亚硫酸，用量分别为3kg/t和1kg/t，浸出时间4h，其他步骤及其条件同实施例1；金属锌的浸出率为97.5%。

实施例5

步骤（4）金属锌浸出过程中，采用碱法浸出，浸出剂为氢氧化钠和浓氨水，用量分别为2kg/t和2kg/t，浸出时间5h，其他步骤及其条件同实施例2；金属锌的浸出率为96.8%。

实施例6

步骤（4）金属锌浸出过程中，采用碱法浸出，浸出剂为氢氧化钠和浓氨水，用量分别为1kg/t和0.5kg/t，浸出时间6h，其他步骤及其条件同实施例2；金属锌的浸出率为95.0%。

Claims (1)

1.一种氧化锌矿中锌的选冶联合回收方法，其特征在于，包括以下步骤：

（1）磨矿：将氧化锌原矿配制成磨矿浓度为50-60%的矿浆后进行磨矿，磨矿细度为小于0.074mm的含量为85-95%，得到质量百分浓度为30-40%的矿浆；其中，氧化锌原矿含泥量为20-50%，氧化率＞80%；

（2）矿泥反浮选：在步骤（1）得到的质量百分浓度为30-40%的矿浆中分别添加10-50g/t矿浆的煤油和5-20g/t矿浆的二号油，经过反浮选得到矿泥和质量百分浓度为30-35%的尾矿矿浆；

（3）氧化锌浮选：在步骤（2）尾矿矿浆中依次加入硫化钠，丙基水杨醛肟和烷基丙基醚胺，其用量分别为3-6Kg/t，200-400g/t和100-200g/t，经两次粗选、两次精选、一次扫选后获得浮选精矿和浮选尾矿；

（4）金属锌浸出：将步骤（2）中矿泥与步骤（3）中浮选精矿合并后进行酸法浸出或碱法浸出，得到浸出液和浸出渣，锌进入浸出液中；其中酸法浸出：浸出剂为硫酸和亚硫酸，用量分别为2-4kg/t和0.5-2kg/t，浸出时间3-5h；碱法浸出：浸出剂为氢氧化钠和浓氨水，用量分别为1-3kg/t和1-2kg/t，浸出时间4-6h。