CN112138855A - 一种实现锌氧压浸出硫浮选尾渣资源化的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种实现锌氧压浸出硫浮选尾渣资源化的方法,先将浮选尾矿再次经过一段粗选,一段精选,两段扫选得到含硫精矿和尾矿,再将尾矿进行粒级筛分,得到筛上产物和筛下产物,筛上产物主要是金富集渣,筛下产物主要是银富集渣。通过药剂浮选+粒级筛分结合实现了硫、金、银的有效分离。解决了氧压浸出硫浮选尾矿中含硫高、金、银含量低且无法回收的问题,从而实现了将氧压浸出硫浮选尾矿再次利用资源化,具有降低含硫、实现金、银、硫分离等优点。

Description

一种实现锌氧压浸出硫浮选尾渣资源化的方法
技术领域
本发明涉及湿法冶金及选矿综合回收技术领域,具体涉及一种实现锌氧压浸出硫浮选尾矿(渣)资源化的方法。
背景技术
氧压浸出全湿法处理硫化锌精矿工艺,硫以单质形式高效回收,消除了含硫烟气排放对环境造成的污染,且对高铁闪锌矿、含铅的锌精矿及难溶铁酸锌和铁氧体的残渣,具有广泛的适应性。相较传统的焙砂浸出锌的常规冶炼工艺,锌回收率高、铁富集效果更好,自控水平先进,设备利用率、运行率高等优点。因此,氧压浸出全湿法处理锌精矿工艺已逐步成为主流工艺,其主要工序包括:锌精矿球磨上矿、锌精矿二段氧压浸出、浸出上清液中和及除铁、硫酸锌溶液三段连续净化、锌电积、锌熔铸及硫回收等。其中二段氧压浸出渣通过硫浮选工艺回收硫,该硫浮选工艺利用硫磺的天然可浮性较强,不需加入药剂,便能高效回收硫。但是由于前工序的不稳定及氧压浸出过程中加入的木质磺酸钙、浓密池中加入的絮凝剂等多种药剂、系统中高铁含量等的影响为后续硫浮选工序带来影响,导致产出的尾矿渣含硫高达15~20%(设计要求尾矿渣含硫<15%),且含有部分金、银等有价金属。SEM分析结果表明,该渣中可见金主要以银金矿单体形式存在,粒度小于40微米,粒度分析结果表明该渣中+0.074mm粒级占颗粒总重的8.95%,此粒级中硫品位≥75%,金主要与硫共生,35.65%的金主要存在于+0.074mm粒级中。该尾矿渣属于有色金属冶炼危废渣。
目前处理该尾矿渣所采用的工艺主要是通过熔炼炉、回转窑等火法熔炼设备进行焙烧,将硫氧化为二氧化硫气体再通过制酸系统回收,熔炼渣中富集有价金属。如,专利CN102321806A公开了一种富氧侧吹炉处理锌浸出渣的冶炼方法,该方法利用富氧侧吹炉实现了常规湿法锌冶炼产生的固废处理。专利CN101985695A公开了一种氧气底吹炉高比例处理锌浸出渣的方法,该方法采用铅精矿配入锌浸出渣进一步的处理尾矿渣。火法焙烧处理实现了尾矿渣的无害化处理,但是其中的单质硫较高,容易挥发至烟道,对烟道粘结,为后续的处理造成制约,二氧化硫烟气需要制成硫酸,尤其是在西北地区,产出的硫酸产品销售困难,且处理成本高昂,其中的金、银等贵金属难以回收。因此,为避免资源的浪费,减少氧压浸出硫浮选尾矿渣量,开发一种实现锌氧压浸出硫浮选尾矿资源化的方法具有非常重要的应用价值。
发明内容
本发明要解决的技术问题是针对火法焙烧处理虽然实现了尾矿渣的无害化处理,但是其中的单质硫较高,容易挥发至烟道,对烟道粘结,为后续的处理造成制约,且产生大量的二氧化硫,产出的硫酸产品销售困难,尾矿渣中含有15~20%的单质硫及其他有价金属等问题,提供一种可减少尾矿渣中的含硫,富集部分有价金属,以进一步减少氧压浸出渣产出量,实现锌氧压浸出硫浮选尾渣资源化的方法。
为解决上述技术问题,本发明采用如下技术方案:一种实现锌氧压浸出硫浮选尾渣资源化的方法,其特征在于:按以下步骤进行,
1)往锌氧压浸出硫浮选尾矿中加入药剂NaCl,2min后再加入丁铵黑药,2min后再加入捕收剂Z-200,2min后再加入2#油,1min后输送至粗选槽,得到粗选精矿及粗选尾矿;
2)将步骤1)中得到的粗选精矿溢流至精选槽,精选得到精矿和精选尾矿,将精选尾矿返回至粗选槽;往粗选尾矿中加入Na2S,6min后加入丁铵黑药,2min后输送至扫选1号槽,得到扫选1精矿及扫选1尾矿;
3)将步骤2)中得到的扫选1精矿返回至步骤1)中的粗选槽,往扫选1尾矿中加入丁铵黑药,2min后输送至扫选2号槽,得到扫选2号精矿及扫选2号尾矿;
4)将步骤3)中得到的扫选2号精矿返回至步骤2)中的扫选1号槽,将扫选2号尾矿进行粒级筛分,得到筛上产物含硫富金渣和筛下产物富银渣;
5)将步骤2)得到的精矿和步骤4)中得到的含硫富金渣通过熔硫过滤得到硫磺和富金渣。
在步骤1)中,NaCl的用量为60g/t,丁铵黑药的用量为600g/t,捕收剂Z-200的用量为75g/t,2#油的用量为28g/t。
在步骤2)中,Na2S的用量为600g/t,丁铵黑药的用量为120g/t。
在步骤3)中,丁铵黑药的用量为120g/t。
在步骤4)中,粒级筛分采用高效微细粒分级设备对扫选2号尾矿进行粒级筛分得到富含金的硫精矿。
本发明相对于现有技术具有以下优点:1、具有硫回收率高、硫精矿品位高的优点;采用药剂浮选工艺,在一段粗选、二段扫选过程中加入不同的捕收剂及起泡剂,2#油做为起泡剂,主要作用是促使微细泡沫的形成,降低泡沫破碎的概率,增加泡沫的稳定性和泡沫的表面积。捕收剂的分子结构一端是亲矿基团,另一端是烃链疏水基团,烃链疏水基团强有力的附着在气泡表面,另一端附着在矿物表面,在捕收剂作用下增加了矿物表面疏水和可浮性,使其易于向气泡附着,当气泡上浮时可将目的矿物一并带出来;
2、通过对氧压浸出硫浮选尾矿进行筛分,可将不易被浮选的+0.074mm的粗颗粒硫进行回收,当矿物颗粒逐渐增大,其重力大于在药剂作用下的矿物颗粒浮力时,矿物颗粒一般不能被上浮,一般认为当矿物颗粒粒径+0.074mm时,不易用浮选进行分离;
3、本发明实现了氧压浸出硫浮选尾矿资源化,在保证精矿硫品位>75%的前提下,改造前传统的“空白浮选工艺”浮选后尾矿含硫品位达到15~20%,本发明通过药剂浮选后尾矿硫品位由15%降低到12%,再通过筛分可将尾矿硫品位由12%进一步降低到10%以内,由于该渣中可见金主要以银金矿单体的形式存在并与粗颗粒硫共生,在回收粗粒级硫颗粒时可同时将金进行回收,通过筛分可得到含硫≥75%、产率8.53%的粗粒级筛上产品可直接做为硫精矿,同时可回收51.66%的金;
3、有效降低了氧压浸出硫浮选尾矿渣量,最终使尾矿渣的量减少了12.83%,即减少的量为浮选精矿和筛上的粗粒级产品数量。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图1通过具体实施例对本发明做进一步说明:
本实施例中,取锌氧压浸出硫浮选尾矿1L,含固量约为30%,化验结果如表1:
表1氧压浸出炼锌浮硫尾矿主要元素化验结果(%,*表示单位g/t)
元素 Au* Ag* Zn Pb Fe S
含量 0.15 135.95 1.21 3.31 34.88 15.00
工艺步骤为:
1)将氧压浸出硫浮选尾矿中加入药剂NaCl为60g/t、2min后再加入丁铵黑药为600g/t、2min后再加入Z-20075g/t、2min后再加入2#油为28g/t,1min后输送至粗选槽,得到粗选精矿及粗选尾矿。
2)将步骤1)中得到的粗选精矿溢流至精选槽,精选得到精矿和精选尾矿,将精选尾矿返回至粗选槽。粗选尾矿中加入Na2S为600g/t,6min后加入丁铵黑药为120g/t,2min后输送至扫选1号槽,得到扫选1精矿及扫选1尾矿。
3)将步骤2)中得到的扫选1精矿返回至步骤1)中的粗选槽,往扫选1尾矿中加入丁铵黑药为120g/t,2min后输送至扫选2号槽,得到扫选2号精矿及扫选2号尾矿。
4)将步骤3)中得到的扫选2号精矿返回至步骤2)中的扫选1号槽,将扫选2号尾矿进行粒级筛分,得到筛上产物含硫富金渣和筛下产物富银渣;粒级筛分采用高效微细粒分级设备,如高频振动筛。
5)将步骤2)得到的精矿和步骤4)中得到的含硫富金渣通过熔硫过滤得到硫磺和富金渣。
浮选结果:
Figure BDA0002624734370000051
尾矿粒级筛分结果:
Figure BDA0002624734370000052
Figure BDA0002624734370000061
熔硫过滤结果:硫磺品位99.3%,热滤渣含硫32%,热滤渣产率96.15%(相对于硫磺量),含金2.56g/t。
以上已将本发明做一详细说明,以上所述,仅为本发明之较佳实施例而已,当不能限定本发明实施范围,即凡依本申请范围所作均等变化与修饰,皆应仍属本发明涵盖范围内。

Claims (5)

1.一种实现锌氧压浸出硫浮选尾渣资源化的方法,其特征在于:按以下步骤进行,
1)往锌氧压浸出硫浮选尾矿中加入药剂NaCl,2min后再加入丁铵黑药,2min后再加入捕收剂Z-200,2min后再加入2#油,1min后输送至粗选槽,得到粗选精矿及粗选尾矿;
2)将步骤1)中得到的粗选精矿溢流至精选槽,精选得到精矿和精选尾矿,将精选尾矿返回至粗选槽;往粗选尾矿中加入Na2S,6min后加入丁铵黑药,2min后输送至扫选1号槽,得到扫选1精矿及扫选1尾矿;
3)将步骤2)中得到的扫选1精矿返回至步骤1)中的粗选槽,往扫选1尾矿中加入丁铵黑药,2min后输送至扫选2号槽,得到扫选2号精矿及扫选2号尾矿;
4)将步骤3)中得到的扫选2号精矿返回至步骤2)中的扫选1号槽,将扫选2号尾矿进行粒级筛分,得到筛上产物含硫富金渣和筛下产物富银渣;
5)将步骤2)得到的精矿和步骤4)中得到的含硫富金渣通过熔硫过滤得到硫磺和富金渣。
2.根据权利要求1所述的实现锌氧压浸出硫浮选尾渣资源化的方法,其特征在于:在步骤1)中,NaCl的用量为60g/t,丁铵黑药的用量为600g/t,捕收剂Z-200的用量为75g/t,2#油的用量为28g/t。
3.根据权利要求1所述的实现锌氧压浸出硫浮选尾渣资源化的方法,其特征在于:在步骤2)中,Na2S的用量为600g/t,丁铵黑药的用量为120g/t。
4.根据权利要求1所述的实现锌氧压浸出硫浮选尾渣资源化的方法,其特征在于:在步骤3)中,丁铵黑药的用量为120g/t。
5.根据权利要求1所述的实现锌氧压浸出硫浮选尾渣资源化的方法,其特征在于:在步骤4)中,采用高效微细粒分级设备对扫选2号尾矿进行粒级筛分得到富含金的硫精矿。
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