CN107354306A - 一种降低浮选银精矿含锌的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种降低浮选银精矿含锌的生产处理工艺，包括以下步骤：第一步：通过管道将废电解液加入至浮选银精矿的精矿槽中，控制废电解液与银精矿的比例为15~20:1；第二步：废电解液与浮选银精矿搅拌反应10~30min；第三步：反应后的矿浆进行压滤，滤渣送铅系统回收银、锌，滤液返回锌系统回收锌、铜。本发明提高了锌、铜的回收率，且本工艺操作简便，不增加额外的设备及操作，具有广阔的市场前景。
Description
技术领域
本发明涉及一种降低浮选银精矿含锌的生产处理工艺，属于有色金属冶炼领域。
背景技术
硫化锌精矿伴生有贵金属银，其银含量在50~1000g/t不等，在常规湿法炼锌中硫化锌精矿经焙烧、浸出、净化、电解铸型产出锌锭，底流进行浮选产出银精矿，银精矿送至铅厂回收银、锌等有价金属，其工艺流程如下图1所示。
在常规湿法炼锌工艺中，银精矿的产率为5~7%（银精矿产率=银精矿矿量/硫化锌精矿投入），含锌22~28%，含银1000~8000g/t，具有极高的回收价值，因此在铅锌联合企业中，锌系统产出的银精矿送往铅系统进行综合回收，在铅系统中银精矿中99%的银会进入铅阳极泥再送入银回收工序，而其中的锌只有35~50%能回收进入烟化炉氧化锌中，50%以上的锌进入炉渣被丢弃，造成锌的回收率下降。因此降低银精矿中的锌对常规炼锌企业具有极大的效益，专利号CN201310151918.1（从浮选银精矿中综合回收锌、铜、铅、金、银、硫的方法）中提出了一种银精矿降锌的方法，但其工艺复杂，流程长，需要高温高酸条件，增加设备多（需增加高压反应釜），且在高温高酸条件下银精矿中的铁会大量浸出最终随浸出液返回系统，造成锌系统铁高，不利于澄清，增加沉铁成本，会造成一系列严重后果。
发明内容
本发明针对上述不足，提供一种操作简单且能有效降低浮选银精矿含锌的的生产处理工艺。
本发明主要是利用电解过程中产出的废电解液加入至浮选银精矿中，废电解液含H2SO4浓度为150~200g/l，通过废电解液中H2SO4中和银精矿中碱式硫酸锌、氧化锌等，降低浮选银精矿含锌，步骤如下：
第一步：通过管道将废电解液加入至浮选银精矿的精矿槽中；
第二步：废电解液与浮选银精矿发生反应；
第三步：反应充分后，矿浆进行压滤，滤渣送铅系统回收银、锌，滤液返回锌系统回收锌、铜。
进一步的，所述第一步中，废电解液含H2SO4浓度为150~200g/l，废电解液的加入量与银精矿的重量百分比为15~20:1。
进一步的，所述第二步中，废电解液与浮选银精矿反应的同时，进行搅拌，反应时间控制在10~30min。
通过该工艺，在银精矿中以碱式盐形式存在的锌、铜等有价金属会浸出进入溶液中，银精矿中的含锌可以降低5%，银精矿的矿量可减少15~20%，同时滤液中的含铜可上升500mg/l以上，提高了锌、铜的回收率，本发明工艺突破了现有的复杂工艺，具有操作简便、不增加额外的设备及操作、成本低、废电解液的循环利用、经济效益好的优点，具有广阔的市场前景。
附图说明
图1为常规湿法炼锌及银回收的工艺流程示意图。
图2为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
实施例1
如图2所示，一种降低浮选银精矿含锌的方法，包括以下步骤：
第一步：在精矿槽中装载1t浮选银精矿，然后通过耐酸泵和耐酸管将废电解液泵送加入到精矿槽中，其中废电解液含H2SO4浓度为150g/l，废电解液的加入量为20t。
第二步：启动搅拌机，使废电解液与浮选银精矿边搅拌边反应，反应时间为10~30min；
第三步：搅拌反应充分后，对反应后的矿浆进行压滤，滤渣送铅系统回收银、锌，滤液返回锌系统回收锌、铜等。
实施例2
一种降低浮选银精矿含锌的方法，包括以下步骤：
第一步：在精矿槽中装载1t浮选银精矿，然后通过耐酸泵和耐酸管将废电解液泵送加入到精矿槽中，其中废电解液含H2SO4浓度为200g/l，废电解液的加入量为15t。
第二步：启动搅拌机，使废电解液与浮选银精矿边搅拌边反应，反应时间为10~30min；
第三步：搅拌反应充分后，对反应后的矿浆进行压滤，滤渣送铅系统回收银、锌，滤液返回锌系统回收锌、铜等。
通过该工艺，在银精矿中以碱式盐形式存在的锌、铜等有价金属会浸出进入溶液中，银精矿中的含锌可以降低5%，银精矿的矿量可减少15~20%，同时滤液中的含铜可上升500mg/l以上，提高了锌、铜的回收率，且本工艺操作简便，不增加额外的设备及操作，只需控制废电解液的加入量即可实现，具有广阔的市场前景。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，本发明的保护范围并不仅局限于上述实施例，凡属于本发明思路下的技术方案均属于本发明的保护范围。应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理前提下的若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
Claims (3)
1.一种降低浮选银精矿含锌的方法，其特征在于，它包括以下步骤：
第一步：通过管道将废电解液加入至浮选银精矿的精矿槽中；
第二步：废电解液与浮选银精矿发生反应；
第三步：反应充分后，矿浆进行压滤，滤渣送铅系统回收银、锌，滤液返回锌系统回收锌、铜。
2.根据权利要求1所述的一种降低浮选银精矿含锌的方法，其特征在于：
所述第一步中，废电解液含H2SO4浓度为150~200g/l，废电解液的加入量与银精矿的重量百分比为15~20:1。
3.根据权利要求1所述的一种降低浮选银精矿含锌的方法，其特征在于：
所述第二步中，废电解液与浮选银精矿反应的同时，进行搅拌，反应时间控制在10~30min。
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Publications (1)
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|---|---|
| CN (1) | CN107354306A (zh) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112458306A (zh) * | 2020-11-06 | 2021-03-09 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种降低湿法炼锌过程浮选银精矿含锌的方法 |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5874055A (en) * | 1993-07-29 | 1999-02-23 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| CN101876008A (zh) * | 2009-12-17 | 2010-11-03 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 在湿法炼锌中降低浸出渣锌含量的方法 |
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2017
- 2017-05-26 CN CN201710382900.0A patent/CN107354306A/zh active Pending
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