一種低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法
【專利摘要】本發明公開了一種低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，先將低品位氧化鋅原礦經破碎、球磨、漿化后，添加鋅電解廢液進行反浸，反浸液送中性浸出打底，反浸渣進行酸性浸出。再將低品位氧化鋅原礦經破碎、球磨后投入以反浸液打底的反應桶內，得到的中浸液經凈化、電解產出電積鋅，中浸渣送酸性浸出。而后將反浸渣和中浸渣混合投入以鋅電解廢液打底的反應桶內，酸浸液部分返回酸性浸出，另一部分作為原礦漿化打底，酸浸渣經水洗后送下一步銀浮選。銀浮選采用“一粗二精三掃”的浮選方法。本發明能有效利用含鋅銀氧化鋅礦資源，具有成本低、鋅鉛銀綜合回收率高、環保條件好、工藝設備簡單、易于實現產業化應用等優點。
【專利說明】一種低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法
【技術領域】
[0001] 本發明屬于選礦【技術領域】，具體涉及氧化鋅礦直接濕法回收鋅銀方法。
【背景技術】
[0002] 由于硫化鋅礦的日益枯竭，氧化鋅礦開發利用越來越受到人們的重視，氧化鋅礦 由于其特殊性含其他有價金屬較少，價值較低。目前含鋅在25-35%的氧化鋅富礦中鋅的 回收已實現產業化；含鋅在20-25%的較低品位氧化鋅礦隨著近年來對氧化鋅資源開發利 用技術的發展，國內外不少廠家已掌握相關技術，但僅針對其中鋅的回收；含鋅15-20% 的低貧氧化鋅礦，目前回收存在一定困難，主要原因在于低貧氧化鋅礦含鋅低，需采取相 應富集措施才能使鋅的濃度達到電積鋅的要求。我國西南地區氧化鋅礦資源豐富，有 工業價值的氧化鋅礦物有菱鋅礦ZnC03、硅鋅礦ZnO. Si02、異極礦Zn2Si04(0H)、水鋅礦 3Zn (OH) 2. 2ZnC03和紅鋅礦ZnO等，與其他地區不同的是該地區氧化鋅礦中含有大量其他 有價金屬，目前國內從氧化鋅礦中綜合回收除鋅以外的其他有價金屬的工藝技術較少，同 時回收鋅、鉛、銀的技術更是少之又少。
[0003] 基于含鋅15-20%、含銀80-200g/t的我國西南地區氧化鋅礦特點，結合目前難于 解決的氧化鋅原礦泥化程度大導致常規浸出過濾難、鋅直接濕法冶煉富集后難達到電積鋅 要求的濃度、常規銀浮選難于獲得較高品位銀精礦等問題，提出此發明。
【發明內容】
[0004] 本發明的目的在于針對現有技術的不足，提供一種低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅 銀的方法，其解決了我國西南地區低品位氧化鋅礦難處理、鋅直接濕法冶煉富集后難達到 電積鋅要求濃度、難獲得較高品位銀精礦等問題。
[0005] 為了實現上述目的，本發明采用了以下技術方案：
[0006] 一種低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，包括以下工藝步驟：
[0007] (1)反浸：低品位氧化鋅原礦經破碎、球磨后，漿粒度在-100目以下，控制漿化液 固比在1. 5-2:1，投入反應桶內，緩慢連續加入含硫酸140-180g/l的鋅電解廢液，攪拌反應 120-160min至終酸酸度含量5-15g/l，反應結束后反浸液送下一步中性浸出打底，反浸渣 送去酸性浸出；
[0008] (2)中性浸出：再采用步驟（1)相同品質的低品位氧化鋅原礦經破碎、球磨后直接 投入裝有步驟（1)反浸液的反應桶內，控制液固比4-6:1，補入硫酸保持PH值在3. 5-4.0， 攪拌60-90min反應浸出至PH5. 0-5. 2,得到的中浸液經凈化再通過低鋅電解產出電積鋅產 品；中浸渣送下一步酸性浸出；
[0009] (3)酸性浸出：將步驟（1)和步驟（2)的反浸渣和中浸渣混合后，按液固比3-5:1 投入裝有含硫酸140_180g/l的鋅電解廢液的反應桶內，攪拌反應180-220min后，一部分 酸浸液返回酸性浸出，另一部分酸浸液作為步驟（1)反浸中漿化液打底，酸浸渣經水洗后 送下一步銀浮選；
[0010] (4)銀浮選：銀浮選采用"一粗二精三掃"的浮選方法，a粗選：酸浸渣經水洗后的 水洗渣調漿，礦漿濃度控制在25-30%，加入浮選藥劑進行粗選；粗選后泡沫進行兩個階段 精選，粗選底流進行三個階段掃選；
[0011] b精選：精選分兩段，粗選后泡沫先上一段精選；一段精選泡沫進行入二段精選， 一段精選底流返回粗選；二段精選泡沫含銀5000g/t以上，即為銀精礦，二段精選泡沫底流 返回一段精選；
[0012] c掃選：掃選分三段，粗選底流中加入浮選劑進行一段掃選，一段掃選泡沫返回 粗選，一段掃選底流進入二段掃選；二段掃選泡沫返回一段掃選，二段掃選底流進入三段掃 選；三段掃選泡沫返回二段掃選，三段掃選底流含銀在20-50g/t，即為尾礦。
[0013] 本發明中的低品位氧化鋅原礦的主要元素含量為：鋅15%-20%，鐵8-15%，鉛 0· 5-3%，銀 80-200g/t。
[0014] 作為本發明的進一步說明，以上所述步驟（1)反浸過程中，反應溫度控制為 60-80°C，加入鋅電解廢液的反應初始PH值為5. 0-7.0。反浸結束后的反浸液含鋅量為 60-80g/l〇
[0015] 作為本發明的進一步說明，以上所述步驟（2)補入硫酸的質量分數為98%，用 其控制反應開始時的酸度為60-80g/l這樣的低酸度。步驟（2)得到的中浸液含鋅量為 90-120g/l〇
[0016] 作為本發明的進一步說明，以上所述步驟（3)的反浸渣與中浸渣按0.5-1:1的比 例混合，有利于提高酸浸的效果。對于步驟（3)產生的中酸浸液，1/3溶液量的酸浸液返回 酸性浸出，持續利用；另外2/3溶液量的酸浸液作為步驟（1)反浸中漿化液打底。這樣能夠 實現對金屬的重復收集，提高回收率。
[0017] 作為本發明的進一步說明，以上所述步驟（3)的水洗是按照液固比為8:1往酸浸 漁中加清水或車間廢水進行水洗，水洗1?2小時，水洗上清液循環使用，水洗漁送銀浮選。 水洗渣的成分為：鋅2-5%，鉛1-4%，銀100-350g/l。
[0018] 作為本發明的進一步說明，以上所述步驟（4)的銀浮選是按照一段粗選、兩段精 選、三段掃選的浮選方法，粗選藥劑加入順序為硫化劑-混合鋅抑制劑-鉛銻抑制劑-混 合浮選藥劑-起泡劑。銀回收率可達80%以上。
[0019] 上述步驟⑷的a粗選過程中，水洗渣按液固比3-5:1用清水調楽，礦漿PH值控制 在3. 5-4. 5,加熱至55-65°C，加入浮選藥劑。加入的浮選藥劑為先加入硫化鈉150-300g/ t，攪拌混合30?50min ;再加入硫酸鋅與亞硫酸鈉混合抑制劑300-500g/t，攪拌混合 5-10min ;加入六偏磷酸鈉150-200g/t，攪拌混合5-10min ;最后加入烯基烷基硫氮酯、烷基 黑藥、丁胺黑藥的混合浮選劑800-1000g/t，松醇油15-20g/t進行粗選。
[0020] b精選過程中，一段精選加入丁胺黑藥300-500g/t ;二段精選加入丁胺黑藥 150-300g/t。
[0021] c掃選過程中，一段掃選加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的混合浮選劑 400-500g/t ;二段掃選加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的混合浮選劑150-300g/ t，加入松醇油10_15g/t ;三段掃選加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的混合浮選 劑80-150g/t，加入松醇油10-15g/t，加入六偏磷酸鈉50-80g/t。
[0022] 作為進一步優選，硫酸鋅與亞硫酸鈉混合抑制劑的質量比為1:1 ;烯基烷基硫氮 酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的混合浮選劑組分間的質量比為1:5:4。
[0023] 本發明的效益效果：
[0024] 1、本發明無需進行選礦除泥工藝處理，解決了由于低貧氧化鋅礦泥化程度大，硅 鐵含量高，過濾難問題。
[0025] 2、本發明采用先反浸、再中性浸出得到的中浸液含鋅90_120g/l，經過普通常規凈 化后可以直接電解得到電積鋅，解決了常規浸出后上清液濃度低，無法直接用于電積鋅的 問題。
[0026] 3、采用本發明的原礦直接濕法回收鋅銀的方法，使得低于傳統選礦回收工藝品位 的氧化鋅銀礦得到了充分利用，使得經過銀浮選處理的銀精礦中含銀達5000g/t以上；解 決了常規銀浮選難于獲得較高品位銀精礦問題。
[0027] 4、本發明整合以上三種目前濕法處理低貧氧化鋅礦難題，采用反浸、中性浸出、酸 性浸出結合運用，實現了含鋅15-20%、含銀80-150g/t的低貧氧化鋅礦中鋅、鉛、銀的綜 合回收；鋅的總回收率86%以上，鉛的總回收率72%以上，銀的總回收率80%以上，產出 99. 995%鋅錠，產出含鉛50%以上含銀5000g/t以上銀精礦。
【專利附圖】
【附圖說明】
[0028] 圖1是本發明的工藝流程。
【具體實施方式】
[0029] 下面結合附圖和實施例對本發明進一步說明。
[0030] 實施例1
[0031] 如圖1所示，一種低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，采用廣西南丹大廠 礦區低品位氧化鋅原礦，含鋅15. 26%，含鉛1.03 %，含銀84g/t，含錫0.012%，含銻 0. 043%，含鐵9. 89%，含硅24. 36%。該方法包括以下工藝步驟：
[0032] (1)反浸：將低品位氧化鋅原礦破碎、球磨至粒度一100目，控制漿化液固比在 1. 5-2:1，投入反應桶，向反應桶內不間斷地補入含硫酸140-180g/l的鋅電解廢液（廢液及 質量分數98 %濃硫酸的調節），持續攪拌反應120min，該過程控制終點PH在1. 5-2. 0 (酸 度為5-15g/l)，過濾，反浸液（上清液）全部送中性浸出做底液，反浸渣（濾渣）送酸性浸 出。
[0033] (2)中性浸出：將與步驟（1)品質相同的低品位氧化鋅原礦破碎、球磨至粒度一 100目，球磨液固比1.5:1，投入裝有步驟（1)反浸液做底液的反應桶中，控制液固比4-6:1， 補入質量分數98%的硫酸保持PH值在3. 5-4. 0,攪拌時間60min后終點PH5. 0-5. 2,過濾， 中浸液供凈化用，最終通過低鋅電解產出電積鋅產品，中浸渣送酸性浸出。
[0034] (3)酸性浸出：將步驟（1)、步驟⑵的反浸渣和中浸渣按照質量比為1 :1混合后， 按液固比為3 :1投入裝有含硫酸140-180g/l的鋅電解廢液的反應桶，攪拌180min，過濾， 1/3溶液量的酸浸液返回酸性浸出，2/3溶液量的酸浸液作為步驟（1)球磨底液，酸浸渣進 行水洗。
[0035] 水洗采用清水或車間廢水，按液固比8:1，水洗時間1小時，過濾后，水洗上清液循 環使用，水洗渣送銀浮選。
[0036] (4)銀浮選：
[0037] a、粗選：將水洗渣按液固比4:1用清水調漿，礦漿濃度控制在25-30%，礦漿PH值 控制在3. 5-4. 5,加熱至55-65°C，補入硫化鈉150g/t，攪拌30min。按質量比1:1加入硫酸 鋅與亞硫酸鈉混合抑制劑500g/t攪拌5min,加入六偏磷酸鈉150g/t攪拌5min,按質量比 1:5:4加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的混合浮選劑800g/t，加入20g/t松醇油 進行粗選；粗選后泡沫進行兩個階段精選，粗選后底流進行三個階段掃選。
[0038] b、精選：往粗選后泡沫中加入丁胺黑藥500g/t進行一段精選，一段精選泡沫進行 入二段精選，一段精選底流返回粗選；往一段精選泡沫中加入丁胺黑藥250g/t進行二段精 選，二段精選泡沫即為銀精礦，二段精選底流返回一段精選。
[0039] c、掃選：往粗選底流中加入按質量比1: 5:4加入稀基燒基硫氣醋、燒基黑藥、丁胺 黑藥的混合浮選劑400g/t，進行一段掃選；一段掃選泡沫返回粗選，一段掃選底流進入二 段掃選；往一段掃選底流中加入按質量比1:5:4烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的混 合浮選劑200g/t，加入松醇油10g/t，二段掃選泡沫返回一段掃選，二段掃選底流進入三段 掃選；往二段掃選底流中加入按質量比1:5:4加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的 混合浮選劑l〇〇g/t，加入松醇油10g/t，加入六偏磷酸鈉75g/t，三段掃選泡沫返回二段掃 選，三段掃選底流即為尾礦。銀精礦可直接銷售，尾礦送尾礦庫填埋。
[0040] 各項技術指標：
[0041] 1、反浸液成份（g/1)
[0042]
【權利要求】
1. 一種低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，其特征在于：包括以下工藝步驟： (1) 反浸：低品位氧化鋅原礦經破碎、球磨，控制漿化液固比在1. 5-2:1，投入反應桶 內，緩慢連續加入含硫酸140_180g/l的鋅電解廢液，攪拌反應120-160min至終酸酸度 5_15g/l，反應結束后反浸液送下一步中性浸出打底，反浸渣送去酸性浸出； (2) 中性浸出：再采用步驟（1)相同品質的低品位氧化鋅原礦經破碎、球磨后直接投入 裝有步驟（1)反浸液的反應桶內，控制液固比4-6: 1，補入硫酸保持PH值在3. 5-4. 0,攪拌 60-90min反應浸出至PH5. 0-5. 2,得到的中浸液經凈化再通過低鋅電解產出電積鋅產品； 中浸渣送下一步酸性浸出； (3) 酸性浸出：將步驟（1)和步驟（2)的反浸渣和中浸渣混合后，按液固比3-5:1投入 裝有含硫酸140_180g/l的鋅電解廢液的反應桶內，攪拌反應180-220min后，一部分酸浸 液返回酸性浸出，另一部分酸浸液作為步驟（1)反浸中漿化液打底，酸浸渣經水洗后送下 一步銀浮選； (4) 銀浮選：銀浮選采用"一粗二精三掃"的浮選方法，a粗選：酸浸渣經水洗后的水洗 渣調漿，礦漿濃度控制在25-30%，加入浮選藥劑進行粗選；粗選后泡沫進行兩個階段精選， 粗選底流進行三個階段掃選； b精選：精選分兩段，粗選后泡沫先上一段精選；一段精選泡沫進行入二段精選，一段 精選底流返回粗選；二段精選泡沫即為銀精礦，二段精選泡沫底流返回一段精選； c掃選：掃選分三段，粗選底流中加入浮選劑進行一段掃選，一段掃選泡沫返回粗選， 一段掃選底流進入二段掃選；二段掃選泡沫返回一段掃選，二段掃選底流進入三段掃選； 三段掃選泡沫返回二段掃選，三段掃選底流即為尾礦。
2. 根據權利要求1所述的低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，其特征在于：所述 低品位氧化鋅原礦的主要元素含量為：鋅15%-20%，鐵8-15%，鉛0. 5-3%，銀80-200g/t。
3. 根據權利要求1所述的低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，其特征在于：所述 步驟（4)的a粗選過程中，加入的浮選藥劑為先加入硫化鈉150-300g/t，攪拌混合；再加入 硫酸鋅與亞硫酸鈉混合抑制劑300-500g/t，攪拌混合；加入六偏磷酸鈉150-200g/t，攪拌 混合；最后加入稀基燒基硫氣醋、燒基黑藥、丁胺黑藥的混合浮選劑800-1000g/t,松醇油 15-20g/t進行粗選；b精選過程中，一段精選加入丁胺黑藥300-500g/t ;二段精選加入丁胺 黑藥150-300g/t ;c掃選過程中，一段掃選加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的混 合浮選劑400-500g/t ;二段掃選加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的混合浮選劑 150-300g/t，加入松醇油10-15g/t ;三段掃選加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的 混合浮選劑80-150g/t，加入松醇油10-15g/t，加入六偏磷酸鈉50-80g/t。
4. 根據權利要求3所述的低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，其特征在于：所述 步驟（4)銀浮選過程中，加入的烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥的混合浮選劑各組分 間的質量比為1:5:4 ;其中粗選過程中，水洗渣按液固比3-5:1用清水調漿，礦漿PH值控 制在3. 5-4. 5,加熱至55-65°C，加入浮選藥劑；硫酸鋅與亞硫酸鈉混合抑制劑的質量比為 1:1。
5. 根據權利要求3或4所述的低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，其特征在于： 所述a粗選過程中，加入硫化鈉攪拌3(T50min，再加入硫酸鋅與亞硫酸鈉混合抑制劑后攪 拌5-10min，再加入六偏磷酸鈉攪拌5-10min，再加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑藥、丁胺黑藥 的混合浮選劑、加入松醇油進行粗選。
6. 根據權利要求1所述的低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，其特征在于：所述 步驟（1)反浸過程中，反應溫度控制為60-80°C，加入鋅電解廢液的反應初始PH值5. 0-7. 0。
7. 根據權利要求1所述的低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，其特征在于：所述 步驟（2)補入硫酸的質量分數為98%，用其控制始酸在60-80g/l的低酸度。
8. 根據權利要求1所述的低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，其特征在于：所述 步驟（3)的反浸渣與中浸渣按0.5-1:1的比例混合，其中1/3溶液量的酸浸液返回酸性浸 出，2/3溶液量的酸浸液作為步驟（1)反浸中作漿化液打底。
9. 根據權利要求1所述的低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，其特征在于：所述 水洗是按照液固比6~8:1往酸浸渣中加水進行水洗，水洗1~2小時，水洗上清液循環使用， 水洗渣送銀浮選。
10. 根據權利要求1所述的低品位氧化鋅原礦濕法回收鋅銀的方法，其特征在于：所述 步驟（1)中反浸液的含鋅量為60-80g/l，所述步驟（2)得到的中浸液含鋅量為90-120g/l， 所述步驟（3)酸浸渣經常規水洗后的水洗渣，其成分為：鋅2-5%，鉛1-4%，銀100-350g/l。
【文檔編號】C22B3/08GK104152685SQ201410367828
【公開日】2014年11月19日 申請日期:2014年7月29日 優先權日:2014年7月29日
【發明者】王宗賢, 劉科曉, 林輝, 韋平, 陽永明 申請人:廣西金山銦鍺冶金化工有限公司