CN109097575A - 低品位铅锌矿中锌元素的提取方法 - Google Patents

低品位铅锌矿中锌元素的提取方法 Download PDF

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Abstract

本发明提供了一种低品位铅锌矿中锌元素的提取方法。该提取方法中使用的装置包括相连接的还原冶炼装置和收尘装置，低品位铅锌矿中的铅元素和锌元素的总含量低于20wt％，且锌元素和铅元素以硅酸锌、碳酸锌、硫化锌、碳酸铅和硫化铅共生的形式存在，提取方法包括：将低品位铅锌矿、还原性燃料和白铅矿进行还原冶炼反应，得到氧化锌烟尘和含铅渣。相比于其他原料制备金属锌和金属铅，本发明采用低品位氧化铅锌矿为原料制备金属锌和金属铅时制备成本更加低廉。还原冶炼过程中，原料中的硫化锌与氧化铅发生氧化还原反应，将低品位氧化铅锌矿中的锌元素以高品位氧化锌烟尘的形势富集分离出来，有效地分离了原矿中的锌元素和铅元素。

Description

低品位铅锌矿中锌元素的提取方法
技术领域
本发明涉及冶金领域，具体而言，涉及一种低品位铅锌矿中锌元素的提取方法。
背景技术
我国铅锌矿产资源比较丰富，生产能力、消耗量、出口量都居世界前列，是我国的优势矿种。我国的锌储量位列澳大利亚和美国之后，居世界第3位，占世界锌储量的10.7％；我国的铅储量居世界第2位，位列澳大利亚之后，占世界铅储量的12.5％。我国铅锌矿矿产资源的总体特征是富矿少，低品位矿多；大型矿少，中小型矿多；伴生元素较多，矿石类型复杂，开采难度较大。大多数矿床普遍共伴生Cu、Fe、Ag、Au、Sn、Sb、Mo、W、Hg、Co、Cd、In、Ga、Se、Ti、Sc等元素，有些矿床伴生元素多达50多种。随着我国硫化锌和硫化铅矿资源的日趋枯竭，低品位氧化铅锌矿的加工利用已提上日程。
低品位氧化铅锌矿中铅锌含量一般小于20％，锌元素主要以硅酸锌、碳酸锌、硫化锌等物相为主，铅元素主要以碳酸铅和硫化铅物相为主，其中的脉石矿物主要为方解石、白云石、石英和氧化铁等，利用低成本的氧化铅锌矿提取金属锌和金属铅成为了各国研究者关注的热点。
现有文献提供了一种高氧化率低品位氧化铅锌矿分离方法，首先将高氧化率低品位氧化铅锌矿破碎，然后加入硫化机、捕收剂、调整剂进行浮选，得到铅锌混合精矿I和筛下物，然后使用阳离子胺类捕收剂对筛下物进行铅锌分离，得到铅锌混合精矿II和尾矿，最后将两个铅锌混合精矿混合重选，最终得到铅精矿和锌精矿。
另一篇文献提供了一种同时产出金属铅、锌的直接冶炼方法，将铅锌精矿、氧化铅锌矿或含铅锌二次物料与溶剂进行配料、制粒，利用富氧侧吹炉进行熔炼，形成铅相和渣相，粗铅通过虹吸口放出，高锌炉渣进入烟化区；向烟化区中加入锌还原所需的煤，鼓入富氧空气，还原得到锌蒸汽，随后利用冷凝器得到锌铅液，经过冷却锌液和铅液得到粗锌。
目前，国内外对于低品位氧化铅锌矿的火法冶炼工艺研究较少，多采用浮选法或者湿法冶金的方法分离和富集其中的铅锌元素，而对于硅酸锌、碳酸锌、硫化锌、碳酸铅和硫化铅共生的低品位氧化铅锌矿往往难以通过浮选法或湿法冶金有效分离。
发明内容
本发明的主要目的在于提供一种低品位铅锌矿中锌元素的提取方法，以解决现有的硅酸锌、碳酸锌、硫化锌、碳酸铅和硫化铅共生的低品位氧化铅锌矿难以通过浮选法或湿法冶金有效分离的问题。
为了实现上述目的，本发明提供了一种低品位铅锌矿中锌元素的提取方法，该提取方法中使用的装置包括相连接的还原冶炼装置和收尘装置，低品位铅锌矿中的铅元素和锌元素的总含量低于20wt％，且锌元素和铅元素以硅酸锌、碳酸锌、硫化锌、碳酸铅和硫化铅共生的形式存在，提取方法包括：将低品位铅锌矿、还原性燃料和白铅矿进行还原冶炼，得到氧化锌和含铅渣。
进一步地，还原冶炼温度为1000～1300℃，反应时间为0.5～2h；优选地，还原冶炼温度为1100～1300℃，反应时间为0.5～1h。
进一步地，还原冶炼过程采用程序升温的方式进行升温。
进一步地，程序升温的过程包括：以5～15℃/min的速率，将还原冶炼的反应体系升温至还原冶炼温度；将还原冶炼的反应体系在还原冶炼温度下进行保温，保温过程的时间为0.5～2h；以5～15℃/min的速率，将还原冶炼的反应体系降至室温。
进一步地，还原冶炼装置为回转窑，还原冶炼过程在回转窑中进行。
进一步地，回转窑的转速为0.3～1.5r/min，以水平面为基准，回转窑的倾斜角度为2～8°；更优选地，以水平面为基准，回转窑的角度为4～6°。
进一步地，低品位铅锌矿、还原性燃料和白铅矿的混合物中硫化锌与碳酸铅的摩尔比为1:0.5～2。
进一步地，低品位铅锌矿、还原性燃料和白铅矿的混合物中硫化锌与碳酸铅的摩尔比为1:0.8～1.2。
进一步地，还原性燃料选自木炭、活性炭、石墨、石油焦、煤炭和炭黑组成的组中的一种或几种。
进一步地，低品位铅锌矿中90wt％以上的锌元素中以硅酸锌、碳酸锌或硫化锌的形式存在，90wt％以上的铅元素中的以碳酸铅和/或硫化铅的形式存在。
应用本发明的技术方案，相比于其他原料制备金属锌和金属铅，本发明采用低品位氧化铅锌矿为原料制备金属锌和金属铅时制备成本更加低廉，有利于我国低品位氧化铅锌矿的利用与开发。还原冶炼过程中，通过原料中的硫化锌与氧化铅发生氧化还原反应，将低品位氧化铅锌矿中的锌元素以高品位氧化锌烟尘的形势富集分离出来，有效地分离了原矿中的锌元素和铅元素。此外，本发明得到的高品位氧化锌烟尘和富含硫化铅的窑渣可以进一步用于制备金属锌和金属铅，从而有利于提高原料的利用率。综上所述，采用上述提取方法有利于提高上述低品位铅锌矿中铅元素和锌元素的分离效率，进而提高其经济效益。
附图说明
构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：
图1示出了根据本发明的一种典型的实施方式中采用的低品位铅锌矿中锌元素的提取系统的结构示意图。
其中，上述附图包括以下附图标记：
10、白铅矿供应装置；11、白铅矿供应口；20、还原冶炼装置；21、加料口；22、烟气出口；30、收尘装置；31、烟气回收口；40、低品位铅锌矿供应装置；41、低品位铅锌矿供应口；50、破碎筛分装置；51、筛分物料入口；52、筛分物料出口；60、余热回收装置；70、还原性燃料供应装置；71、还原性燃料供应口。
具体实施方式
需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将结合实施例来详细说明本发明。
正如背景技术所描述的，现有的硅酸锌、碳酸锌、硫化锌、碳酸铅和硫化铅共生的低品位氧化铅锌矿难以通过浮选法或湿法冶金进行有效分离。为了解决上述技术问题，本申请提供了一种低品位铅锌矿中锌元素的提取方法，上述提取方法中使用的装置包括相连接的还原冶炼装置和收尘装置，低品位铅锌矿中的铅锌含量低于20wt％，且锌和铅以硅酸锌、碳酸锌、硫化锌、碳酸铅和硫化铅共生的形式存在，该提取方法包括：将低品位铅锌矿、还原性燃料和白铅矿进行还原冶炼，得到氧化锌和含铅渣。
上述还原冶炼过程中，物料中的碳酸锌和碳酸铅首先分解为氧化锌和氧化铅，随着反应温度的升高，氧化锌和硅酸锌会与还原性燃料发生反应生成锌蒸汽，锌蒸汽由收尘装置收集并被进一步氧化生成氧化锌烟尘。由于还原冶炼装置中的气氛属于强还原性气氛，物料中的硫化铅和硫化锌并不会还原挥发。在物料中的氧化锌发生还原反应的同时，氧化铅会和硫化锌发生氧化还原反应生成硫化铅和氧化锌，生成的氧化锌进一步和还原性燃料反应，最终硫化锌中的锌元素也会富集到收尘装置得到的氧化锌烟尘中。
相比于其他原料制备金属锌和金属铅，本发明采用低品位氧化铅锌矿为原料制备金属锌和金属铅时制备成本更加低廉，有利于我国低品位氧化铅锌矿的利用与开发。还原冶炼过程中，通过原料中的硫化锌与氧化铅发生氧化还原反应，将低品位氧化铅锌矿中的锌元素以高品位氧化锌烟尘的形式富集分离出来，其中原料中锌元素的还原挥发率高于98％，有效地分离了原矿中的锌元素和铅元素。此外，本发明得到的高品位氧化铅锌矿和富含硫化铅的窑渣可以进一步用于制备金属锌和金属铅，从而有利于提高原料的利用率。综上所述，采用上述提取方法有利于提高上述低品位铅锌矿中铅元素和锌元素的分离效率，进而提高其经济效益。
白铅矿主要成分为碳酸铅，铅有时会被银或铬部分取代。
在一种优选的实施方式中，还原冶炼温度为1000～1300℃，反应时间为0.5～2h。还原冶炼温度包括但不限于上述范围，而将其限定在上述范围内有利于提高锌元素的挥发效率以及硫化铅的生成率。优选地，还原冶炼温度为1100～1300℃，反应时间为0.5～1h。
为了进一步提高还原冶炼过程的还原效率，优选地，还原冶炼过程采用程序升温的方式进行升温。采用程序升温的方式能够使上述还原冶炼过程在较为平稳的升温环境下进行，从而有利于提高反应原料的转化率，进而提高锌元素和铅元素的分离效率。
在一种优选的实施方式中，程序升温的过程包括：以5～15℃/min的速率，将还原冶炼的反应体系升温至还原冶炼温度；将还原冶炼的反应体系在还原冶炼温度下进行保温，保温过程的时间为0.5～2h；以5～15℃/min的速率，将还原冶炼的反应体系降至室温。
程序升温过程中各温控段中的温度和升温或降温速率包括但不限于上述范围，而将其限定在上述范围内有利于进一步提高锌元素和铅元素的分离效率和转化率，进而有利于提高上述提取过程的经济效益。
上述还原冶炼的过程中，还原冶炼过程可以在本领域常用的还原装置中进行。在一种优选的实施方式中，还原冶炼的过程在回转窑中进行。将还原冶炼过程在回转窑中进行有利于进一步提高还原冶炼效率，进而提高锌元素和铅元素的回收率。
优选地，回转窑的转速为0.3～1.5r/min，以水平面为基准，回转窑的角度为2～8°。回转窑的转速和倾斜角度包括但不限于上述范围，而将其限定在上述范围内有利于提高原料的还原效率，提高低品位铅锌矿和还原性原料的接触面积，从而有利于进一步提高锌元素和铅元素的回收率。更优选地，以水平面为基准，回转窑的角度为4～6°。
在一种优选的实施方式中，低品位铅锌矿、还原性燃料和白铅矿的混合物中硫化锌与碳酸铅的摩尔比为1:0.5～2。硫化锌与碳酸铅的摩尔比包括但不限于上述范围，而将其限定在上述范围内能够有利于提高锌元素和铅元素的回收率和分离效率。优选地，低品位铅锌矿、还原性燃料和白铅矿的混合物中硫化锌与碳酸铅的摩尔比为1:0.8～1.2。
上述还原冶炼过程中，可以选择本领域常规的还原性原料。在一种优选的实施方式中，还原性燃料包括但不限于木炭、活性炭、石墨、石油焦、煤炭和炭黑组成的组中的一种或几种。
优选地，低品位铅锌矿中90wt％以上的锌元素中以硅酸锌、碳酸锌或硫化锌的形式存在，90wt％以上的铅元素中的以碳酸铅和/或硫化铅的形式存在。采用具有上述组成的原料有利于进一步提高锌元素和铅元素的回收率。
本申请另一方面还提供了一种低品位铅锌矿的锌元素的提取系统，如图1所示，该提取系统包括白铅矿供应装置10、还原冶炼装置20和收尘装置30。白铅矿供应装置10设置有白铅矿供应口11，还原冶炼装置20设置有加料口21和烟气出口22，加料口21与白铅矿供应口11相连通，收尘装置30设置有烟气回收口31，烟气回收口31与烟气出口22通过烟气输送管路相连通。
上述提取系统包括白铅矿供应装置10、还原冶炼装置20和收尘装置30。通过白铅矿供应装置10向还原冶炼装置20中供应白铅矿，这使得还原冶炼过程中，物料中的碳酸锌和碳酸铅首先分解为氧化锌和氧化铅，随着反应温度的升高，氧化锌和硅酸锌会与还原性燃料发生反应生成锌蒸汽，锌蒸汽由收尘装置30收集并被进一步氧化生成氧化锌烟尘。由于还原冶炼装置20中的气氛属于强还原性气氛，物料中的硫化铅和硫化锌并不会还原挥发。在物料中的氧化锌发生还原反应的同时，氧化铅会和硫化锌发生氧化还原反应生成硫化铅和氧化锌，生成的氧化锌进一步和还原性燃料反应，最终硫化锌中的锌元素也会富集到收尘装置30中的氧化锌烟尘中。通过该火法冶炼工艺处理低品位氧化铅锌矿，原矿中的锌挥发量高于98％，得到的氧化锌烟尘中锌含量高于60wt％。
采用提取系统对低品位铅锌矿中的锌元素进行提取时，有利于提高锌元素的提取效率。在一种优选的实施方式中，如图1所示，上述提取系统还包括低品位铅锌矿供应装置40和还原性燃料供应装置70，低品位铅锌矿供应装置40设置有低品位铅锌矿供应口41，还原性燃料供应装置70设置有还原性燃料供应口71，低品位铅锌矿供应口41和还原性燃料供应口71均与加料口21相连通。设置低品位铅锌矿供应装置40和还原性燃料供应装置70，能够提高上述提取装置的自动化程度，从而能够降低操作者的劳动强度，同时能够通过控制加料的速度控制还原冶炼过程的反应程度。
低品位铅锌矿供应装置40大幅降低了低品位铅锌矿中锌元素的提取过程中的劳动强度。在一种优选的实施方式中，如图1所示，上述提取系统还包括破碎筛分装置50，破碎筛分装置50设置有筛分物料入口51和筛分物料出口52，筛分物料入口51分别与白铅矿供应口11及低品位铅锌矿供应装置40相连通，筛分物料出口52与加料口21相连通。设置破碎筛分装置50能够在原料进行还原冶炼之前，进行破碎和筛分，这有利于提高反应原料的接触面积，进而提高还原冶炼的反应程度。
在一种优选的实施方式中，上述提取系统还包括温度监测装置，温度监测装置用于实时监测还原冶炼装置20中的温度。设置温度监测装置能够对还原冶炼装置20中的温度进行实时监测，从而能够更加准确的控制还原冶炼过程的温度，提高含锌元素的还原效率。
在一种优选的实施方式中，如图1所示，上述提取系统还包括余热回收装置60，余热回收装置60设置在烟气回收管路上。在烟气回收管路上设置余热回收装置60有利于提高整个过程的能源利用率，同时有利于提高含锌蒸汽转换为氧化锌粉尘的效率。
上述提取系统中，还原冶炼装置20可以采用本领域常用的冶炼装置。在一种优选的实施方式中，上述还原冶炼装置20为回转窑。采用回转窑作为还原冶炼装置20有利于进一步提高还原冶炼过程中锌元素的还原效率。
上述回转窑的炉膛底面的倾斜角可以采用本领域常规的角度。在一种优选的实施方式中，以水平面为基准，还原冶炼装置20(回转窑)的炉膛底面的倾斜角度为2～8°。将还原冶炼装置20(回转窑)的炉膛底面的倾斜角度包括但不限于上述范围，而将其限定在上述范围内有利于进一步提高锌元素的提取效率。
更优选地，以水平面为基准，还原冶炼装置20(回转窑)的炉膛底面的倾斜角度为4～6°。将还原冶炼装置20(回转窑)的炉膛底面的倾斜角度限定在上述范围内有利于更进一步提高锌元素的提取效率。
以下结合具体实施例对本申请作进一步详细描述，这些实施例不能理解为限制本申请所要求保护的范围。
实施例1至8中采用图1所示的提取装置对低品位铅锌矿的锌元素进行提取。
实施例1至8及对比例1中低品位氧化铅锌矿的主要物相成分有白云石(CaMg(CO3)2)、闪锌矿(Zn0.776Fe0.224S)、方解石(CaCO3)、白铅矿(PbCO3)和异极矿(Zn4Si2O7(OH)2·H2O)等。分别对-0.074mm占100％的样品进行了铅、锌的化学物相分析。矿石中，铅的化学物相主要是碳酸铅和硫化铅，分别占铅物相总量的74.10wt％和15.47wt％；锌的化学物相主要是碳酸锌、硅酸锌和硫化锌，分别占锌物相总量的28.14wt％、43.36wt％和25.24wt％。样品中的脉石矿物主要为方解石和白云石，另有少量石英、长石、重晶石、云母及磷灰石等。原矿中的矿物组成及含量见表1至3。
表1
相别 硫酸铅 碳酸铅 硫化铅 褐铁矿 总铅
铅含量/wt％ 0.026 3.88 0.81 0.52 5.236
铅占有率/％ 0.5 74.1 15.47 9.93 100
表2
相别 碳酸锌 硅酸锌 硫化锌 褐铁矿 总锌
锌含量/wt％ 3.2 4.93 2.87 0.37 11.37
锌占有率/％ 28.14 43.36 25.24 3.25 100
表3
实施例1
将低品位氧化铅锌矿、煤粉和白铅矿按照重量比为100:10:3进行配料并混合均匀(反应原料中硫化锌与碳酸铅的摩尔比为1:1.1)，其中低品位氧化铅锌矿包括4.95wt％S，5.28wt％Pb，11.4wt％Zn，14.50wt％Fe，13.14wt％Ca，3.60wt％Mg，0.17wt％Na，0.14wt％K，0.42wt％Al，0.0045wt％Ge及其它；煤粉中固定碳含量48.59wt％，白铅矿中铅含量71.11wt％。
将混匀的原料输送至回转窑内(倾角为5°)，并通入0.8L/min氮气，以5℃/min的升温速率加热至1200℃，保温1h，然后以5℃/min的降温速率降至室温，期间回转窑转速为0.56r/min。
实验过程中，低品位氧化铅锌矿中的硫化锌会与原料中的氧化铅发生氧化还原反应生成硫化铅和氧化锌，原料中的硅酸锌和氧化锌进一步与煤粉发生还原挥发反应，得到锌蒸汽。而锌蒸汽由收尘装置收集，且在收集过程中锌蒸汽重新被氧化转变为高品质氧化锌烟尘。经过回转窑还原挥发后，原矿中的锌元素和铅元素的挥发率分别为98.2％和6.8％，得到的氧化锌烟尘中锌含量为60.5wt％，窑渣中锌元素和铅元素含量分别为0.42wt％和7.58wt％。得到的高品质氧化锌烟尘和窑渣可以进一步用于生产金属锌和金属铅。
实施例2
将低品位氧化铅锌矿、煤粉和白铅矿按照重量比为100:20:5进行配料并混合均匀，其中低品位氧化铅锌矿包括4.95wt％S，5.28wt％Pb，11.4wt％Zn，14.50wt％Fe，13.14wt％Ca，3.60wt％Mg，0.17wt％Na，0.14wt％K，0.42wt％Al，0.0045wt％Ge及其它；煤粉中固定碳含量48.59wt％，白铅矿中铅含量71.11wt％。其中PbCO3与ZnS的摩尔比为1:0.87。
将混匀的原料输送至回转窑内(倾角为5°)，并通入0.8L/min氮气，以5℃/min的升温速率加热至1250℃，保温1h，然后以5℃/min的降温速率降至室温，期间回转窑转速为0.56r/min。
实验过程中，低品位氧化铅锌矿中的硫化锌会与原料中的氧化铅发生氧化还原反应生成硫化铅和氧化锌，原料中的硅酸锌和氧化锌进一步与煤粉发生还原挥发反应，锌蒸汽由收尘装置收集，收集过程中锌蒸汽重新被氧化转变为高品质氧化锌烟尘。经过回转窑还原挥发后，原矿中的锌和铅的挥发率分别为98.8％和7.3％，得到的氧化锌烟尘中锌含量为61.2wt％，窑渣中锌元素和铅元素含量分别为0.33wt％和6.68wt％。得到的高品质氧化锌烟尘和窑渣可以进一步用于生产金属锌和金属铅。
实施例3
与实施例1的区别为：反应原料中硫化锌与碳酸铅的摩尔比为1:2。
经过回转窑还原挥发后，原矿中的锌和铅的挥发率分别为95.9％和9.5％，得到的氧化锌烟尘中锌含量为55.7wt％，窑渣中锌元素和铅元素含量分别为0.39wt％和9.06wt％。
实施例4
与实施例1的区别为：反应原料中硫化锌与碳酸铅的摩尔比为1:0.5。
经过回转窑还原挥发后，原矿中的锌元素和铅元素的挥发率分别为93.80％和5.4％，得到的氧化锌烟尘中锌含量为53.3wt％，窑渣中锌元素和铅元素含量分别为0.94wt％和9.1wt％。
实施例5
与实施例1的区别为：程序升温的过程包括：以20℃/min的速率，将还原冶炼的反应体系升温至所述还原冶炼温度；将还原冶炼的反应体系在还原冶炼温度进行恒温，恒温过程的时间为1h；以10℃/min的速率，将还原冶炼的反应体系降至室温。
经过回转窑还原挥发后，原矿中的锌元素和铅元素的挥发率分别为96.0％和5.4％，得到的氧化锌烟尘中锌含量为55wt％，窑渣中锌元素和铅元素含量分别为0.66wt％和8.23wt％。
实施例6
与实施例1的区别为：还原冶炼过程不采用程序升温过程，而是直接进行加热。
经过回转窑还原挥发后，原矿中的锌元素和铅元素的挥发率分别为95％和8.44％，得到的氧化锌烟尘中锌含量为53wt％，窑渣中锌元素和铅元素含量分别为0.57wt％和7.20wt％。
实施例7
与实施例1的区别为：还原冶炼过程的温度为1100℃，反应时间为1h。
经过回转窑还原挥发后，原矿中的锌元素和铅元素的挥发率分别为94％和5.2％，得到的氧化锌烟尘中锌含量为51wt％，窑渣中锌元素和铅元素含量分别为0.98wt％和8.43wt％。
实施例8
与实施例1的区别为：回转窑的倾斜角度为2°。
经过回转窑还原挥发后，原矿中的锌元素和铅元素的挥发率分别为95.1％和5.8％，得到的氧化锌烟尘中锌含量为53wt％，窑渣中锌元素和铅元素含量分别为0.58wt％和8.29wt％。
对比例1
与实施例1的区别为：不加入白铅矿。
经过回转窑还原挥发后，原矿中的锌元素和铅元素的挥发率分别为80％和2.1％，得到的氧化锌烟尘中锌含量为39wt％，窑渣中锌元素和铅元素含量分别为8.20wt％和9.78wt％。
从以上的描述中，可以看出，本发明上述的实施例实现了如下技术效果：。
比较实施例1及对比例1可知，采用本申请提供的方法有利于提高低品位氧化铅锌矿中锌元素和铅元素的分离率和回收率。
比较实施例1至4可知，将反应原料中硫化锌与碳酸铅的摩尔比限定在本申请优选的范围内有利于提高低品位氧化铅锌矿中锌元素和铅元素的分离率和回收率。
比较实施例1、5、6可知，将采用程序升温及程序升温过程的参数限定在本申请优选的范围内有利于提高低品位氧化铅锌矿中锌元素和铅元素的分离率和回收率。
比较实施例1和7可知，将还原冶炼的温度和时间限定在本申请优选的范围内有利于提高低品位氧化铅锌矿中锌元素和铅元素的分离率和回收率。
比较实施例1和8可知，将回转窑的倾角限定在本申请优选的范围内有利于提高低品位氧化铅锌矿中锌元素和铅元素的分离率和回收率。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种低品位铅锌矿中锌元素的提取方法，其特征在于，所述提取方法中使用的装置包括相连接的还原冶炼装置和收尘装置，所述低品位铅锌矿中的铅元素和锌元素的总含量低于20wt％，且锌元素和铅元素以硅酸锌、碳酸锌、硫化锌、碳酸铅和硫化铅共生的形式存在，所述提取方法包括：
将所述低品位铅锌矿、还原性燃料和白铅矿进行还原冶炼，得到氧化锌烟尘和含铅渣。
2.根据权利要求1所述的提取方法，其特征在于，所述还原冶炼温度为1000～1300℃，反应时间为0.5～2h；优选地，所述还原冶炼温度为1100～1300℃，反应时间为0.5～1h。
3.根据权利要求2所述的提取方法，其特征在于，所述还原冶炼过程采用程序升温的方式进行升温。
4.根据权利要求3所述的提取方法，其特征在于，所述程序升温的过程包括：
以5～15℃/min的速率，将所述还原冶炼的反应体系升温至所述还原冶炼温度；
将所述还原冶炼的反应体系在所述还原冶炼温度下进行保温，所述保温过程的时间为0.5～2h；
以5～15℃/min的速率，将所述还原冶炼的反应体系降至室温。
5.根据权利要求1至4中任一项所述的提取方法，其特征在于，所述还原冶炼装置为回转窑，所述还原冶炼过程在所述回转窑中进行。
6.根据权利要求5所述的提取方法，其特征在于，所述回转窑的转速为0.3～1.5r/min，以水平面为基准，所述回转窑的倾斜角度为2～8°；更优选地，以水平面为基准，所述回转窑的角度为4～6°。
7.根据权利要求1至4中任一项所述的提取方法，其特征在于，所述低品位铅锌矿、还原性燃料和白铅矿的混合物中硫化锌与碳酸铅的摩尔比为1:0.5～2。
8.根据权利要求7所述的提取方法，所述低品位铅锌矿、还原性燃料和白铅矿的混合物中硫化锌与碳酸铅的摩尔比为1:0.8～1.2。
9.根据权利要求1至4中任一项所述的提取方法，其特征在于，所述还原性燃料选自木炭、活性炭、石墨、石油焦、煤炭和炭黑组成的组中的一种或几种。
10.根据权利要求1所述的提取方法，其特征在于，所述低品位铅锌矿中90wt％以上的锌元素中以硅酸锌、碳酸锌或硫化锌的形式存在，90wt％以上的铅元素中的以碳酸铅和/或硫化铅的形式存在。
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Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3601286A1 (de) * 1986-01-17 1987-07-23 Consiglio Nazionale Ricerche Sammelmittel fuer die selektive flotation von blei- und zinkerzen und verfahren zu deren herstellung
CN101215643A (zh) * 2008-01-09 2008-07-09 昆明坤之杰经贸有限公司 一种低品位锌铅料熔炼方法及装置
CN101934246A (zh) * 2010-08-18 2011-01-05 长沙矿冶研究院 一种难选氧化铅锌矿的选矿方法
CN102764690A (zh) * 2012-07-23 2012-11-07 昆明冶金研究院 一种处理低品位难选氧化铅锌矿的选矿方法
WO2014076547A1 (en) * 2012-11-13 2014-05-22 Basf Se Recovering lead from a mixed oxidized material

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU398654A1 (ru) * 1970-11-10 1973-09-27 Способ переработки цинксодержащего сырья
RU2119965C1 (ru) * 1996-10-22 1998-10-10 Акционерное общество открытого типа "Челябинский электролитный цинковый завод" Способ вальцевания окисленных цинксодержащих материалов
CN101597695B (zh) * 2009-07-07 2010-09-01 葫芦岛炼锌厂 一种电热回转窑炼锌的方法
CN105925805B (zh) * 2016-06-17 2019-03-01 中国恩菲工程技术有限公司 铅锌矿冶炼方法
CN105970001A (zh) * 2016-07-01 2016-09-28 赫章县金川锌业有限公司 利用回转窑制造高等级直接法氧化锌的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3601286A1 (de) * 1986-01-17 1987-07-23 Consiglio Nazionale Ricerche Sammelmittel fuer die selektive flotation von blei- und zinkerzen und verfahren zu deren herstellung
CN101215643A (zh) * 2008-01-09 2008-07-09 昆明坤之杰经贸有限公司 一种低品位锌铅料熔炼方法及装置
CN101934246A (zh) * 2010-08-18 2011-01-05 长沙矿冶研究院 一种难选氧化铅锌矿的选矿方法
CN102764690A (zh) * 2012-07-23 2012-11-07 昆明冶金研究院 一种处理低品位难选氧化铅锌矿的选矿方法
WO2014076547A1 (en) * 2012-11-13 2014-05-22 Basf Se Recovering lead from a mixed oxidized material

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