CN113546754A - 一种综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺包括配矿、磨矿、联选、消泡酸浸和后处理步骤。本发明工艺采用联选‑消泡酸浸‑低能固化‑磁选的联合技术路线来开发利用氧硫混合铅锌矿，该方法具有资源最大化、生产成本低、环境友好，经济效益高，渣量少等特点。

Description

一种综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺
技术领域
本发明属于冶金技术领域，具体涉及一种综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺。
背景技术
新疆和田地区发现的世界级超大型火烧云铅锌矿，是我国迄今发现的最大铅锌矿床，也是世界第二大非硫化物锌（铅）矿床，矿带已探明铅锌资源量2300万吨以上，预测铅锌资源潜力4000万吨以上。云南兰坪铅锌矿作为亚洲第二大铅锌矿，累计控制储量Pb+Zn为1500万吨，潜在经济价值达1000亿元。两处矿床均存在硫化物与氧化物共生问题。兰坪铅锌矿赋存的大量低品位难处理氧硫混合铅锌矿石，约占整体储量的三分之一，潜在经济价值超过350亿人民币。但因长期占用大量堆场，对矿区环境治理造成了严重的威胁，增加了硫化矿的开采成本。
难处理氧硫混合矿具有储量大、埋藏浅、易于露天开采等有利开发条件。但矿石包含硫化物，且锌矿物的品位低、氧化程度深、嵌布粒度细、结构复杂、泥化严重以及多金属共存等特点，极大地增加了选矿的难度。现有选矿工艺流程复杂、过程控制难度大，设备设施多，沸腾焙烧尾气含SO2无法有效回收利用，燃煤能耗高，金属回收率较低，导致生产成本居高不下。此外，现有浮选硫化锌或氧硫混选技术，是在矿浆PH值8～11的碱性条件下进行，浮选药剂种类多、用量大及水、电消耗高，精矿Pb、Zn很难分离，品位及金属回收率低，选出的ZnO精矿湿法炼锌不能直接酸浸，必须先经过火法挥发其中的选矿药剂。
发明内容
本发明的目的在于提供一种综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺。
本发明的目的是这样实现的，所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺包括配矿、磨矿、联选、消泡酸浸和后处理步骤，具体包括：
A、配矿：将硫化矿、氧化矿和氧硫混合铅锌矿进行配矿得到混合矿a，控制混合矿a中硫化锌质量百分比为40%~60 %，氧化锌质量百分比为60%~40 %；
B、磨矿：将混合矿a经磨矿至粒度-200目占70%以上得到物料b；
C、联选：将物料b经联选得到硫化铅矿、硫化锌矿、氧化锌矿和硫化铁矿；（依方铅矿→闪锌矿→黄铁矿→氧化锌矿的顺序浮选）；
D、消泡酸浸：将C步骤得到的氧化锌矿进行调浆得到调浆液，将调浆液在压缩气和机械搅拌状态下升温至10~90℃通入硫酸进行酸性浸出得到物料c；
E、后处理：
1）将物料c经压滤后得到滤液d和滤渣e；
2）滤液d经净化、电积、熔铸得到锌锭；
3）滤渣e和C步骤得到的硫化铁矿经低能固化得到烟气f和熔渣g；烟气f制酸得到硫酸溶液h；熔渣g经磁选得到尾渣h和高铁物料i；尾渣h经硫酸溶液h洗涤后得到洗液j和洗渣k；洗液j返回消泡酸浸步骤；
4）洗渣k中配入C步骤得到的硫化铁矿进行煅烧得到SO2和固化渣l；SO2经制酸系统制备得到硫酸溶液，固化渣l经磁选得到尾渣m和高铁物料n；
5）尾渣h和尾渣m经弱酸洗涤后堆存。
本发明采用“压缩气+机械”的方式可实现氧化锌精矿不冒槽，渣锌＜0.8%。该工艺浸出效果好，成本低、耗时少，且对后续净化、电积等工序无影响。其原理如下：
1、压缩气由压缩空气、CO2、N2等多组气体组成，其中O2量不小于5%。通入O2主要是起到氧化Fe2+、Co2+、Cd+等元素，氧化矿石里的硫化物，在提高Zn浸出率的同时也起到除杂作用；压缩气还起到搅拌作用，促进酸与金属氧化物/氢氧化物的接触反应，促进对流传质，降低反应时间。
2、压缩气在反应过程中，分散在矿浆里，所形成的泡沫是细小泡沫，携带的矿石量少（矿石比重大于泡沫浮力），到达表面的泡沫为白色或者浅灰色泡沫，易于去除；没有采用压缩气的浸出，大量形成粘性大的大泡沫而携矿冒槽（矿石比重小于泡沫浮力），造成大量矿石损失。
3、矿浆表面的搅拌桨起到两个作用：一是刮开表层起泡，让多余的气体更好外逸（表层有机物相对较多，小气泡也较多）；二是进一步碎泡，把上浮的起泡进一步破碎。
本发明采用配矿方式处理原料，其原因及作用如下：
1、各类矿石的Zn、Pb、Fe、Ca、Mg、Si、Al等组分不一、各矿石的有效矿物的可浮性不一，它们相互干扰，配矿后使各矿物的各组分处于合适的区间（酸性脉石和碱性脉石对Zn、Pb的浮选影响很大），以提高有价成分的可浮性最优化；2、配矿整体提高Zn、Pb、Fe的可选性；3、配矿后的混合矿在磨矿时硫化物对氧化物具有硫化活化作用，可提高氧化矿的可浮性；4、混合矿配矿、磨矿后先选硫化矿，其浮选的调整剂、活化剂、捕收剂等药剂对氧化矿具有表面改性作用，可提高氧化矿的可浮性；5、配矿调整CaO、MgO、SIO2的比例，在低能固化时生成相应的渣型，有利于形成一般固废。）本发明工艺采用联选-消泡酸浸-低能固化-磁选的联合技术路线来开发利用氧硫混合铅锌矿，该方法具有资源最大化、生产成本低、环境友好，经济效益高，渣量少等特点。
附图说明
图1为本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例和附图对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。
本发明所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺包括配矿、磨矿、联选、消泡酸浸和后处理步骤，具体包括：
A、配矿：将硫化矿、氧化矿和氧硫混合铅锌矿进行配矿得到混合矿a，控制混合矿a中硫化锌质量百分比为40%~60 %，氧化锌质量百分比为60%~40 %；
所述的氧化锌矿可以是菱锌矿、硅锌矿、异极矿和锌铁尖晶石一种或多种。
B、磨矿：将混合矿a经磨矿至粒度-200目占70%以上得到物料b。
C、联选：将物料b经联选得到硫化铅矿、硫化锌矿、氧化锌矿和硫化铁矿；（依方铅矿→闪锌矿→黄铁矿→氧化锌矿的顺序浮选）；
联选时依据“先硫后氧”、“先铅后锌”，即依铅矿、闪锌矿、黄铁矿、氧化锌矿的先后顺序进行。
D、消泡酸浸：将C步骤得到的氧化锌矿进行调浆得到调浆液，将调浆液在压缩气和机械搅拌状态下升温至10~90℃通入硫酸进行酸性浸出得到物料c。
E、后处理：
1）将物料c经压滤后得到滤液d和滤渣e。
2）滤液d经净化、电积、熔铸得到锌锭。
3）滤渣e和C步骤得到的硫化铁矿经低能固化得到烟气f和熔渣g；烟气f制酸得到硫酸溶液h；熔渣g经磁选得到尾渣h和高铁物料i；尾渣h经硫酸溶液h洗涤后得到洗液j和洗渣k；洗液j返回消泡酸浸步骤；
所述的低能固化是指黄铁矿和氧化锌矿消泡酸浸的洗涤渣进行低温煅烧，煅烧温度不超过850℃，确保铁不转化为三氧化二铁。煅烧产物SO2进入硫酸系统制备H2SO4，固体磁选；
所述的低能固化是指黄铁矿和1次磁选尾渣的洗涤渣进行高温煅烧，煅烧温度（950℃~1250℃），铁转化为三氧化二铁，Zn、Pb、Fe、Ca、Mg、Si、Al、Cd等组分转化成固溶体（达到一般固废标准）。煅烧产物SO2进入硫酸系统制备H2SO4，固体强磁选。
4）洗渣k中配入C步骤得到的硫化铁矿进行煅烧得到SO2和固化渣l；SO2经制酸系统制备得到硫酸溶液，固化渣l经磁选得到尾渣m和高铁物料n。
5）尾渣h和尾渣m经弱酸洗涤后堆存。
D步骤中所述的调浆液的浓度为0.1g/L~10g/L，液固比为（2~10）：1。
D步骤中所述的压缩气为氮气、空气、氧气和二氧化碳中的一种或几种。
D步骤中P压缩气/P调浆液=0.1~100。
D步骤中机械搅拌的转速为20~1000r/min。
D步骤酸浸过程中酸浓度控制在10%以上。
D步骤中酸浸的温度为10~90℃，浸出时间为0.5~20h，加酸时间与浸出时间一致，浸出终点酸浓度大于2g/L。
E步骤3）中磁选的条件为＞80KA/m。
E步骤4）中磁选的条件为480～1600kA/m。
E步骤4）中所述的煅烧的温度为不高于850℃。
下面以具体实施案例对本发明做进一步说明：
实施例1
1、硫化矿（品位8%）和氧硫混合矿（品位7%，氧化率80%）进行配矿得到混合矿，控制混合矿中硫化锌质量百分比为50%，氧化锌质量百分比为50%，CaO+MgO＜30%，SiO2＜25%。
2、对混合矿进行破碎、细磨，确保混合矿磨细到-200占70%。
3、按照方铅矿→闪锌矿→黄铁矿→氧化锌矿的顺序浮选，浮选后硫化铅精矿品位48%、回收率80%，硫化锌精矿品位52%、回收率92%，硫化铁精矿品位25%、回收率50%；氧化锌精矿品位22%，回收率65%。
4、将品位22%的氧化锌精矿进行调浆、酸浸：调浆液酸浓度10g/L，液固比4:1；酸浸P压缩气/P调浆液=2（气体为压缩空气），搅拌转速300r/min，酸浓度85%，酸浸温度为50℃，浸出时间为3h，加酸时间与浸出时间一致，浸出终点酸浓度20g/L。酸浸后氧化锌浸出率96%，浸出液经净化、电积、熔铸后制备得锌锭。渣锌0.88%的浸出渣进行后处理工序。
5、浸出渣配入5%的黄铁矿（品位25%），在820℃下煅烧2h。
6、冷却后煅烧渣在电磁强度80KA/m的磁选机上进行磁选，Fe品位达到68%（作为高炉炼铁原料）。
7、磁选尾渣在10g/L的酸浓度、温度60℃下搅拌洗涤2h后过滤，滤液返回到调浆，滤渣再次配入20%黄铁矿进行高温焙烧，焙烧温度1100℃，时间2h。
8、高温固化渣10g/L的酸浓度、温度60℃下搅拌洗涤2h后过滤，滤液返回调浆，滤渣在电磁强度560KA/m的磁选机上进行强磁选，Fe品位达到52%（可作为水泥原料），强磁选尾渣（其中Zn含量0.2%，重金属Zn、Pb、Cd等已实现固化，毒性浸出已到Ⅰ类一般固废）堆存。
实施例2
1、硫化矿（品位23%）、氧化矿（品位14%）、氧硫混合矿（品位4%，氧化率68%）进行配矿得到混合矿，控制混合矿中硫化锌质量百分比为60%，氧化锌质量百分比为40%，CaO+MgO＜30%，SiO2＜25%。
2、对混合矿进行破碎、细磨，确保混合矿磨细到-200占80%。
3、按照方铅矿→闪锌矿→黄铁矿→氧化锌矿的顺序浮选，浮选后硫化铅精矿品位49%、回收率83%，硫化锌精矿品位52%、回收率93%，硫化铁精矿品位28%、回收率48%；氧化锌精矿品位21%，回收率67%。
4、将品位21%的氧化锌精矿进行调浆、酸浸：调浆液酸浓度10g/L，液固比4:1；酸浸P压缩气/P调浆液=2（气体为80%O2+20%N2），搅拌转速300r/min，酸浓度93%，酸浸温度为60℃，浸出时间为5h，加酸时间与浸出时间一致，浸出终点酸浓度20g/L。酸浸后氧化锌浸出率98%，浸出液经净化、电积、熔铸后制备得锌锭。渣锌0.42%的浸出渣进行后处理工序。
5、浸出渣配入5%的黄铁矿（品位28%），在840℃下煅烧2h。
6、冷却后煅烧渣在电磁强度160KA/m的磁选机上进行磁选，Fe品位达到65%（作为高炉炼铁原料）。
7、磁选尾渣在10g/L的酸浓度、温度60℃下搅拌洗涤2h后过滤，滤液返回到调浆，滤渣再次配入20%黄铁矿进行高温焙烧，焙烧温度950℃，时间2h。
8、高温固化渣10g/L的酸浓度、温度60℃下搅拌洗涤2h后过滤，滤液返回调浆，滤渣在电磁强度800KA/m的磁选机上进行强磁选，Fe品位达到50%（可作为水泥原料），强磁选尾渣（其中Zn含量0.08%，重金属Zn、Pb、Cd等已实现固化，毒性浸出已到Ⅱ类一般固废）堆存。
实施例3
1、硫化矿（品位8%）和氧硫混合矿（品位7%，氧化率80%）进行配矿得到混合矿，控制混合矿中硫化锌质量百分比为50%，氧化锌质量百分比为50%，CaO+MgO＜30%，SiO2＜25%。
2、对混合矿进行破碎、细磨，确保混合矿磨细到-200占85%。
3、按照方铅矿→闪锌矿→黄铁矿→氧化锌矿的顺序浮选，浮选后硫化铅精矿品位49%、回收率84%，硫化锌精矿品位52%、回收率93%，硫化铁精矿品位32%、回收率56%；氧化锌精矿品位25%，回收率67%。
4、将品位25%的氧化锌精矿进行调浆、酸浸：调浆液酸浓度10g/L，液固比4:1；酸浸P压缩气/P调浆液=2（气体为80%O2+20%N2），搅拌转速300r/min，酸浓度93%，酸浸温度为70℃，浸出时间为5h，加酸时间与浸出时间一致，浸出终点酸浓度20g/L。酸浸后氧化锌浸出率99%，浸出液经净化、电积、熔铸后制备得锌锭。渣锌0.25%的浸出渣进行后处理工序。
5、浸出渣配入5%的黄铁矿（品位32%），在820℃下煅烧2h。
6、冷却后煅烧渣在电磁强度80KA/m的磁选机上进行磁选，Fe品位达到69%（作为高炉炼铁原料）。
7、磁选尾渣在10g/L的酸浓度、温度60℃下搅拌洗涤2h后过滤，滤液返回到调浆，滤渣再次配入20%黄铁矿（品位32%）进行高温焙烧，焙烧温度980℃，时间2h。
8、高温固化渣10g/L的酸浓度、温度60℃下搅拌洗涤2h后过滤，滤液返回调浆，滤渣在电磁强度560KA/m的磁选机上进行强磁选，Fe品位达到55%（可作为水泥原料），强磁选尾渣（其中Zn含量0.06%，重金属Zn、Pb、Cd等已实现固化，pH 9.3，毒性浸出已到Ⅱ类一般固废）堆存。

Claims (10)

1.一种综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，其特征在于所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺包括配矿、磨矿、联选、消泡酸浸和后处理步骤，具体包括：
A、配矿：将硫化矿、氧化矿和氧硫混合铅锌矿进行配矿得到混合矿a，控制混合矿a中硫化锌质量百分比为40%~60 %，氧化锌质量百分比为60%~40 %；
B、磨矿：将混合矿a经磨矿至粒度-200目占70%以上得到物料b；
C、联选：将物料b经联选得到硫化铅矿、硫化锌矿、氧化锌矿和硫化铁矿；
D、消泡酸浸：将C步骤得到的氧化锌矿进行调浆得到调浆液，将调浆液在压缩气和机械搅拌状态下升温至10~90℃通入硫酸进行酸性浸出得到物料c；
E、后处理：
1）将物料c经压滤后得到滤液d和滤渣e；
2）滤液d经净化、电积、熔铸得到锌锭；
3）滤渣e和C步骤得到的硫化铁矿经低能固化得到烟气f和熔渣g；烟气f制酸得到硫酸溶液h；熔渣g经磁选得到尾渣h和高铁物料i；尾渣h经硫酸溶液h洗涤后得到洗液j和洗渣k；洗液j返回消泡酸浸步骤；
4）洗渣k中配入C步骤得到的硫化铁矿进行煅烧得到SO2和固化渣l；SO2经制酸系统制备得到硫酸溶液，固化渣l经磁选得到尾渣m和高铁物料n；
5）尾渣h和尾渣m经弱酸洗涤后堆存。
2.根据权利要求1所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，其特征在于D步骤中所述的调浆液的浓度为0.1g/L~10g/L，液固比为（2~10）：1。
3.根据权利要求1所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，其特征在于D步骤中所述的压缩气为氮气、空气、氧气和二氧化碳中的一种或几种。
4.根据权利要求1所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，其特征在于D步骤中P压缩气/P调浆液=0.1~100。
5.根据权利要求1所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，其特征在于D步骤中机械搅拌的转速为20~1000r/min。
6.根据权利要求1所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，其特征在于D步骤酸浸过程中酸浓度控制在10%以上。
7.根据权利要求1所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，其特征在于D步骤中酸浸的温度为10~90℃，浸出时间为0.5~20h，加酸时间与浸出时间一致，浸出终点酸浓度大于2g/L。
8.根据权利要求1所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，其特征在于E步骤3）中磁选的条件为＞80KA/m。
9.根据权利要求1所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，其特征在于E步骤4）中磁选的条件为480～1600kA/m。
10.根据权利要求1所述的综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺，其特征在于E步骤4）中所述的煅烧的温度为不高于850℃。
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