CN107790293A - 一种锌窑渣综合回收工艺 - Google Patents
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Abstract
一种锌窑渣综合回收工艺，属于金属回收利用技术领域，包括如下步骤：（1）将锌窑渣破碎至2mm以下，在8000~20000Gs磁场强度下干式磁选；（2）磁选尾矿作为浮选焦粉的原料，磁选精矿加水调至浓度为30~35wt%的矿浆并磨矿至‑200目为85%以上；（3）磨矿后的矿浆用浓硫酸调至pH为6.5~7，加入活化剂、捕收剂和起泡剂进入浮选机浮选出银、铜、锌的混合精矿和铁矿；（4）铁矿在2000~3000Gs磁场强度进行两次湿式磁选，磁选精矿为铁精矿，磁选尾矿作为制砖原料。
Description
技术领域
本发明属于金属回收利用领域，具体涉及一种锌窑渣综合回收工艺。
背景技术
锌窑渣是锌精粉焙砂浸出渣配入大量焦粉，在挥发窑中经高温还原挥发锌、铅、镉、铟等金属之后水淬而形成的。浸出渣与焦粉的混合在经过挥发窑高温区时，渣料呈半熔化状态，物料间有互相粘结现象，浸出渣中的氧化铁大部分被还原成金属铁，锗、镓也大部分被还原成金属与铁生成合金存在，其它金属或者形成合金，或者形成各种化合物，它们互相嵌布紧密。但是由于高温窑渣从窑尾排出即水淬，所以具有粒度小、残炭高、硬度大、有价金属多但含量低等特点，实质为含铁、碳、硅较高的弃渣，综合回收难度较大。目前的选矿方法有磁选-筛分-风选法和破碎-球磨-磁选-重选法，这二种方法均不能高效回收窑渣中的主要有价组分银、铜、锌。由于窑渣中各组成嵌布复杂，窑渣基体大多为金属铁和其它化合物紧密结合的复相，所以用常规的方法很难获得合格的产品。
浮选工艺处理浸出锌渣的目的是回收银，锌渣中的银主要以硫化物和单体形态存在，且银分布在-200目可浮选粒级范围内，可采用直接浮选法，浮选法工艺流程短，生产费用低。
锌冶炼厂每年都要产出大量的含铜银的锌浸出渣，这种浸出渣经过回转窑挥发锌后，铜和银未能得到有效回收，不仅浪费了大量资源，对环境也有 一定污染，而且影响企业的经济效益。随着经济发展对有色金属需求的增长， 促使企业进一步挖掘锌浸出渣中的铜、银等有价金属潜力，为综合回收金属提供了驱动力。另一方面，有价金属价值大幅提高，保证了锌浸出渣中有价金属综合回收的经济性。如能采用一种合理的工艺，使锌浸出渣中的有价金属铜、银等有价组分综合回收，将产生良好的经济效益和环境效益。
发明内容
本发明的目的在于提供一种锌窑渣综合回收工艺。
基于上述目的，本发明采取如下技术方案：
一种锌窑渣综合回收工艺，包括如下步骤：
（1）将锌窑渣破碎至2mm以下，在8000~20000Gs磁场强度下干式磁选；
（2）磁选尾矿作为浮选焦粉的原料，磁选精矿加水调至浓度为30~35wt%的矿浆并磨矿至-200目为85%以上；
（3）磨矿后的矿浆用浓硫酸（浓度为95wt~98wt%）调至pH为 6.5~7，加入活化剂、捕收剂和起泡剂进入浮选机浮选出银、铜、锌的混合精矿和铁矿；
（4）铁矿在2000~3000Gs磁场强度进行两次湿式磁选，磁选精矿为铁精矿，磁选尾矿作为制砖原料。
较好地，所述步骤（2）中活化剂为硫化钠，捕收剂为丁基铵黑药和乙硫氮，起泡剂为2号油。
较好地，所述步骤（2）中所述浮选采用的是一粗二扫二精。
较好地，所述一粗二扫二精具体过程如下：加入硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油进行一段粗选，粗选的精矿进入一段精选，一段精选精矿进入二段精选后得到银、铜、锌的混合精矿，二段精选尾矿返回至一段精选；一段精选尾矿和一段粗选尾矿中加入硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油进入一段扫选，一段扫选精矿加入硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油进入二段扫选，一段扫选尾矿返回至一段粗选；二段扫选精矿进行磁选，二段扫选尾矿返回至一段扫选。
较好地，所述一段粗选时硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油的加入量分别为：硫化钠150g/t~170g/t、丁基铵黑药190g/t~210 g/t、乙硫氮20g/t~30 g/t和2号油40g/t~50g/t。
较好地，所述一段扫选时硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油的加入量分别为：硫化钠100g/t~120g/t、丁基铵黑药150g/t~170 g/t、乙硫氮20g/t~30 g/t和2号油15g/t~20g/t。
较好地，所述二段扫选时硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油的加入量分别为：硫化钠100g/t~120g/t、丁基铵黑药150g/t~170 g/t、乙硫氮20g/t~30 g/t和2号油15g/t~20g/t。
较好地，所述一段粗选的时间为4.5min~5min，一段扫选时间为4min~4.5min，二段扫选时间为3.5min~4min。
较好地，所述二段扫选精矿在2000~3000Gs磁场强度下进行第一次湿式磁选，第一次湿式磁选精矿在2000~3000Gs磁场强度下进行第二次湿式磁选得到铁精矿，第一次湿式磁选和第二次湿式磁选的尾矿作为制砖原料。
本发明的关键技术是选择合适的原则工艺流程，先行脱碳，即提高了选矿原料的质量又增加了处理量，降低了选矿成本，使银、铜、锌更加高效的富集，使铁精粉的质量更高。该工艺使得窑渣全部得到综合回收利用，并提高了经济效益。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下结合具体实施例对本发明的技术方案做进一步详细说明。
实施例1
一种锌窑渣综合回收工艺，具体过程如下：将银、铜、锌、铁的品位分别为50.7g/t、0.52wt%、2.66wt%、24.8wt%的锌窑渣2吨，破碎至粒度为2mm以下，然后进入强磁场磁选机干式磁选脱碳得到含碳物料和含铁物料，磁场强度为10000Gs，经干式磁选脱碳后的含铁物料中银、铜、锌、铁的品位分别为70.3g/t、0.92wt%、3.56wt%、35.54wt%，含碳物料（磁选尾矿）为浮选焦粉的原料；含铁物料（磁选精矿）加水调至浓度为30wt%的矿浆并磨矿至-200目为85%以上，磨矿后的矿浆用98wt%浓硫酸调至pH为 6.5~7，进入浮选机进行浮选，所述浮选采用的是一粗二扫二精；
所述一粗二扫二精具体过程如下：按下述量加入硫化钠150g/t、丁基铵黑药190 g/t、乙硫氮20 g/t和2号油40 g/t进行一段粗选，粗选时间为5min，粗选的精矿进入一段精选，一段精选精矿进入二段精选后得到银、铜、锌的混合精矿，混合精矿的产率（相对窑渣）为11.2%，银、铜、锌的品位分别为400.8g/t、4.5wt%、20.5wt%，回收率分别为67.9%、84.0%、60.3%，二段精选尾矿返回至一段精选；一段精选尾矿和一段粗选尾矿中按下述量加入硫化钠120 g/t、丁基铵黑药150 g/t、乙硫氮20 g/t和2号油20 g/t进入一段扫选，一段扫选时间为4.5min，一段扫选精矿按下述量加入硫化钠120 g/t、丁基铵黑药150 g/t、乙硫氮20g/t和2号油15 g/t进入二段扫选，二段扫选时间为4min，一段扫选尾矿返回至一段粗选；二段扫选尾矿返回至一段扫选，二段扫选精矿进行磁选，二段扫选精矿在3000Gs磁场强度下进行第一次湿式磁选，第一次湿式磁选精矿在3000Gs磁场强度下进行第二次湿式磁选得到铁精矿，铁精矿的产率（相对窑渣）为23.87%，铁品位55wt%，回收率为52.9%，第一次湿式磁选和第二次湿式磁选的尾矿作为制砖原料出售。
实施例2
一种锌窑渣综合回收工艺，具体过程如下：将银、铜、锌、铁的品位分别为50.5 g/t、0.50wt%、2.60wt%、24.5wt%的锌窑渣2吨，破碎至粒度为2mm以下，然后进入强磁场磁选机干式磁选脱碳得到含碳物料和含铁物料，磁场强度为8000Gs，经干式磁选脱碳后的含铁物料中银、铜、锌、铁的品位分别为70.0g/t、0.90wt%、3.55wt%、35.50wt%，含碳物料（磁选尾矿）为浮选焦粉的原料；含铁物料（磁选精矿）加水调至浓度为35wt%的矿浆并磨矿至-200目为85%以上，磨矿后的矿浆用95wt%浓硫酸调至pH为 6.5~7，进入浮选机进行浮选，所述浮选采用的是一粗二扫二精；
所述一粗二扫二精具体过程如下：按下述量加入硫化钠160g/t、丁基铵黑药200 g/t、乙硫氮25 g/t和2号油45 g/t进行一段粗选，粗选时间为4.5min，粗选的精矿进入一段精选，一段精选精矿进入二段精选后得到银、铜、锌的混合精矿，混合精矿的产率（相对窑渣）为11.5%，银、铜、锌的品位分别为400.1g/t、4.6wt%、20.6wt%，回收率分别为67.8%、84.1%、60.5%，二段精选尾矿返回至一段精选；一段精选尾矿和一段粗选尾矿中按下述量加入硫化钠100 g/t、丁基铵黑药160 g/t、乙硫氮25 g/t和2号油15 g/t进入一段扫选，一段扫选时间为4min，一段扫选精矿按下述量加入硫化钠100 g/t、丁基铵黑药160 g/t、乙硫氮25 g/t和2号油20 g/t进入二段扫选，二段扫选时间为4min，一段扫选尾矿返回至一段粗选；二段扫选尾矿返回至一段扫选，二段扫选精矿进行磁选，二段扫选精矿在2500Gs磁场强度下进行第一次湿式磁选，第一次湿式磁选精矿在2500Gs磁场强度下进行第二次湿式磁选得到铁精矿，铁精矿的产率（相对窑渣）为23.95%，铁品位56wt%，回收率为53.0%，第一次湿式磁选和第二次湿式磁选的尾矿作为制砖原料出售。
实施例3
一种锌窑渣综合回收工艺，具体过程如下：将银、铜、锌、铁的品位分别为51.8g/t、0.54wt%、2.68wt%、25.0wt%的锌窑渣2吨，破碎至粒度为2mm以下，然后进入强磁场磁选机干式磁选脱碳得到含碳物料和含铁物料，磁场强度为20000Gs，经干式磁选脱碳后的含铁物料中银、铜、锌、铁的品位分别为70.5g/t、0.95wt%、3.58wt%、35.56wt%，含碳物料（磁选尾矿）为浮选焦粉的原料；含铁物料（磁选精矿）加水调至浓度为30wt%的矿浆并磨矿至-200目为85%以上，磨矿后的矿浆用98wt%浓硫酸调至pH为 6.5~7，进入浮选机进行浮选，所述浮选采用的是一粗二扫二精；
所述一粗二扫二精具体过程如下：按下述量加入硫化钠170g/t、丁基铵黑药210 g/t、乙硫氮30 g/t和2号油50 g/t进行一段粗选，粗选时间为4.5min，粗选的精矿进入一段精选，一段精选精矿进入二段精选后得到银、铜、锌的混合精矿，混合精矿的产率（相对窑渣）为11.6%，银、铜、锌的品位分别为400.6g/t、4.7wt%、20.7wt%，回收率分别为68.0%、84.2%、60.2%，二段精选尾矿返回至一段精选；一段精选尾矿和一段粗选尾矿中按下述量加入硫化钠110 g/t、丁基铵黑药170 g/t、乙硫氮30 g/t和2号油20 g/t进入一段扫选，一段扫选时间为4.5min，一段扫选精矿按下述量加入硫化钠110 g/t、丁基铵黑药170 g/t、乙硫氮30g/t和2号油15 g/t进入二段扫选，二段扫选时间为3.5min，一段扫选尾矿返回至一段粗选；二段扫选尾矿返回至一段扫选，二段扫选精矿进行磁选，二段扫选精矿在2000Gs磁场强度下进行第一次湿式磁选，第一次湿式磁选精矿在2000Gs磁场强度下进行第二次湿式磁选得到铁精矿，铁精矿的产率（相对窑渣）为23.90%，铁品位57wt%，回收率为53.2%，第一次湿式磁选和第二次湿式磁选的尾矿作为制砖原料出售。
最后应说明的是：以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述各实施例对本发明进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解：其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的范围。
Claims (9)
1.一种锌窑渣综合回收工艺，其特征在于，包括如下步骤：
（1）将锌窑渣破碎至2mm以下，在8000~20000Gs磁场强度下干式磁选；
（2）磁选尾矿作为浮选焦粉的原料，磁选精矿加水调至浓度为30~35wt%的矿浆并磨矿至-200目为85%以上；
（3）磨矿后的矿浆用浓硫酸调至pH为 6.5~7，加入活化剂、捕收剂和起泡剂进入浮选机浮选出银、铜、锌的混合精矿和铁矿；
（4）铁矿在2000~3000Gs磁场强度进行两次湿式磁选，磁选精矿为铁精矿，磁选尾矿作为制砖原料。
2.根据权利要求1所述锌窑渣综合回收工艺，其特征在于，所述步骤（2）中活化剂为硫化钠，捕收剂为丁基铵黑药和乙硫氮，起泡剂为2号油。
3.根据权利要求2所述锌窑渣综合回收工艺，其特征在于，所述步骤（2）中所述浮选采用的是一粗二扫二精。
4.根据权利要求3所述锌窑渣综合回收工艺，其特征在于，所述一粗二扫二精具体过程如下：加入硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油进行一段粗选，粗选的精矿进入一段精选，一段精选精矿进入二段精选后得到银、铜、锌的混合精矿，二段精选尾矿返回至一段精选；一段精选尾矿和一段粗选尾矿中加入硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油进入一段扫选，一段扫选精矿加入硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油进入二段扫选，一段扫选尾矿返回至一段粗选；二段扫选精矿进行磁选，二段扫选尾矿返回至一段扫选。
5.根据权利要求4所述锌窑渣综合回收工艺，其特征在于，所述一段粗选时硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油的加入量分别为：硫化钠150g/t~170g/t、丁基铵黑药190g/t~210g/t、乙硫氮20g/t~30 g/t和2号油40g/t~50 g/t。
6.根据权利要求4所述锌窑渣综合回收工艺，其特征在于，所述一段扫选时硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油的加入量分别为：硫化钠100g/t~120g/t、丁基铵黑药150g/t~170g/t、乙硫氮20g/t~30 g/t和2号油15g/t~20g/t。
7.根据权利要求4所述锌窑渣综合回收工艺，其特征在于，所述二段扫选时硫化钠、丁基铵黑药、乙硫氮和2号油的加入量分别为：硫化钠100g/t~120g/t、丁基铵黑药150g/t~170g/t、乙硫氮20g/t~30 g/t和2号油15g/t~20g/t。
8.根据权利要求4所述锌窑渣综合回收工艺，其特征在于，所述一段粗选的时间为4.5min~5min，一段扫选时间为4min~4.5min，二段扫选时间为3.5min~4min。
9.根据权利要求4所述锌窑渣综合回收工艺，其特征在于，所述二段扫选精矿在2000Gs~3000Gs磁场强度下进行第一次湿式磁选，第一次湿式磁选精矿在2000Gs~3000Gs磁场强度下进行第二次湿式磁选得到铁精矿，第一次湿式磁选和第二次湿式磁选的尾矿作为制砖原料。
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