本发明专利技术公开了一种低品位氧化锌原矿湿法回收锌银的方法，先将低品位氧化锌原矿经破碎、球磨、浆化后，添加锌电解废液进行反浸，反浸液送中性浸出打底，反浸渣进行酸性浸出。再将低品位氧化锌原矿经破碎、球磨后投入以反浸液打底的反应桶内，得到的中浸液经净化、电解产出电积锌，中浸渣送酸性浸出。而后将反浸渣和中浸渣混合投入以锌电解废液打底的反应桶内，酸浸液部分返回酸性浸出，另一部分作为原矿浆化打底，酸浸渣经水洗后送下一步银浮选。银浮选采用“一粗二精三扫”的浮选方法。本发明专利技术能有效利用含锌银氧化锌矿资源，具有成本低、锌铅银综合回收率高、环保条件好、工艺设备简单、易于实现产业化应用等优点。
【技术实现步骤摘要】
【专利摘要】本专利技术公开了，先将低品位氧化锌原矿经破碎、球磨、浆化后，添加锌电解废液进行反浸，反浸液送中性浸出打底，反浸渣进行酸性浸出。再将低品位氧化锌原矿经破碎、球磨后投入以反浸液打底的反应桶内，得到的中浸液经净化、电解产出电积锌，中浸渣送酸性浸出。而后将反浸渣和中浸渣混合投入以锌电解废液打底的反应桶内，酸浸液部分返回酸性浸出，另一部分作为原矿浆化打底，酸浸渣经水洗后送下一步银浮选。银浮选采用“一粗二精三扫”的浮选方法。本专利技术能有效利用含锌银氧化锌矿资源，具有成本低、锌铅银综合回收率高、环保条件好、工艺设备简单、易于实现产业化应用等优点。【专利说明】
本专利技术属于选矿
，具体涉及氧化锌矿直接湿法回收锌银方法。
技术介绍
由于硫化锌矿的日益枯竭，氧化锌矿开发利用越来越受到人们的重视，氧化锌矿 由于其特殊性含其他有价金属较少，价值较低。目前含锌在25-35%的氧化锌富矿中锌的 回收已实现产业化；含锌在20-25%的较低品位氧化锌矿随着近年来对氧化锌资源开发利 用技术的发展，国内外不少厂家已掌握相关技术，但仅针对其中锌的回收；含锌15-20% 的低贫氧化锌矿，目前回收存在一定困难，主要原因在于低贫氧化锌矿含锌低，需采取相 应富集措施才能使锌的浓度达到电积锌的要求。我国西南地区氧化锌矿资源丰富，有 工业价值的氧化锌矿物有菱锌矿ZnC03、硅锌矿ZnO. Si02、异极矿Zn2Si04(0H)、水锌矿 3Zn (OH) 2. 2ZnC03和红锌矿ZnO等，与其他地区不同的是该地区氧化锌矿中含有大量其他 有价金属，目前国内从氧化锌矿中综合回收除锌以外的其他有价金属的工艺技术较少，同 时回收锌、铅、银的技术更是少之又少。 基于含锌15-20%、含银80-200g/t的我国西南地区氧化锌矿特点，结合目前难于 解决的氧化锌原矿泥化程度大导致常规浸出过滤难、锌直接湿法冶炼富集后难达到电积锌 要求的浓度、常规银浮选难于获得较高品位银精矿等问题，提出此专利技术。
技术实现思路
本专利技术的目的在于针对现有技术的不足，提供一种低品位氧化锌原矿湿法回收锌 银的方法，其解决了我国西南地区低品位氧化锌矿难处理、锌直接湿法冶炼富集后难达到 电积锌要求浓度、难获得较高品位银精矿等问题。 为了实现上述目的，本专利技术采用了以下技术方案： ，包括以下工艺步骤： (1)反浸：低品位氧化锌原矿经破碎、球磨后，浆粒度在-100目以下，控制浆化液 固比在1. 5-2:1，投入反应桶内，缓慢连续加入含硫酸140-180g/l的锌电解废液，搅拌反应 120-160min至终酸酸度含量5-15g/l，反应结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：再采用步骤（1)相同品质的低品位氧化锌原矿经破碎、球磨后直接 投入装有步骤（1)反浸液的反应桶内，控制液固比4-6:1，补入硫酸保持PH值在3. 5-4.0， 搅拌60-90min反应浸出至PH5. 0-5. 2,得到的中浸液经净化再通过低锌电解产出电积锌产 品；中浸渣送下一步酸性浸出； (3)酸性浸出：将步骤（1)和步骤（2)的反浸渣和中浸渣混合后，按液固比3-5:1 投入装有含硫酸140_180g/l的锌电解废液的反应桶内，搅拌反应180-220min后，一部分 酸浸液返回酸性浸出，另一部分酸浸液作为步骤（1)反浸中浆化液打底，酸浸渣经水洗后 送下一步银浮选； (4)银浮选：银浮选采用"一粗二精三扫"的浮选方法，a粗选：酸浸渣经水洗后的 水洗渣调浆，矿浆浓度控制在25-30%，加入浮选药剂进行粗选；粗选后泡沫进行两个阶段 精选，粗选底流进行三个阶段扫选； b精选：精选分两段，粗选后泡沫先上一段精选；一段精选泡沫进行入二段精选， 一段精选底流返回粗选；二段精选泡沫含银5000g/t以上，即为银精矿，二段精选泡沫底流 返回一段精选； c扫选：扫选分三段，粗选底流中加入浮选剂进行一段扫选，一段扫选泡沫返回 粗选，一段扫选底流进入二段扫选；二段扫选泡沫返回一段扫选，二段扫选底流进入三段扫 选；三段扫选泡沫返回二段扫选，三段扫选底流含银在20-50g/t，即为尾矿。 本专利技术中的低品位氧化锌原矿的主要元素含量为：锌15%-20%，铁8-15%，铅 0· 5-3%，银 80-200g/t。 作为本专利技术的进一步说明，以上所述步骤（1)反浸过程中，反应温度控制为 60-80°C，加入锌电解废液的反应初始PH值为5. 0-7.0。反浸结束后的反浸液含锌量为 60-80g/l〇 作为本专利技术的进一步说明，以上所述步骤（2)补入硫酸的质量分数为98%，用 其控制反应开始时的酸度为60-80g/l这样的低酸度。步骤（2)得到的中浸液含锌量为 90-120g/l〇 作为本专利技术的进一步说明，以上所述步骤（3)的反浸渣与中浸渣按0.5-1:1的比 例混合，有利于提高酸浸的效果。对于步骤（3)产生的中酸浸液，1/3溶液量的酸浸液返回 酸性浸出，持续利用；另外2/3溶液量的酸浸液作为步骤（1)反浸中浆化液打底。这样能够 实现对金属的重复收集，提高回收率。 作为本专利技术的进一步说明，以上所述步骤（3)的水洗是按照液固比为8:1往酸浸 渔中加清水或车间废水进行水洗，水洗1?2小时，水洗上清液循环使用，水洗渔送银浮选。 水洗渣的成分为：锌2-5%，铅1-4%，银100-350g/l。 作为本专利技术的进一步说明，以上所述步骤（4)的银浮选是按照一段粗选、两段精 选、三段扫选的浮选方法，粗选药剂加入顺序为硫化剂-混合锌抑制剂-铅锑抑制剂-混 合浮选药剂-起泡剂。银回收率可达80%以上。 上述步骤⑷的a粗选过程中，水洗渣按液固比3-5:1用清水调楽，矿浆PH值控制 在3. 5-4. 5,加热至55-65°C，加入浮选药剂。加入的浮选药剂为先加入硫化钠150-300g/ t，搅拌混合30?50min ;再加入硫酸锌与亚硫酸钠混合抑制剂300-500g/t，搅拌混合 5-10min ;加入六偏磷酸钠150-200g/t，搅拌混合5-10min ;最后加入烯基烷基硫氮酯、烷基 黑药、丁胺黑药的混合浮选剂800-1000g/t，松醇油15-20g/t进行粗选。 b精选过程中，一段精选加入丁胺黑药300-500g/t ;二段精选加入丁胺黑药 150-300g/t。 c扫选过程中，一段扫选加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑药、丁胺黑药的混合浮选剂 400-500g/t ;二段扫选加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑药、丁胺黑药的混合浮选剂150-300g/ t，加入松醇油10_15g/t ;三段扫选加入烯基烷基硫氮酯、烷基黑药、丁胺黑药的混合浮选 剂80-150g/t，加入松醇油10-15g/t，加入六偏磷酸钠50-80g/t。 作为进一步优选，硫酸锌与亚硫酸钠混合抑制剂的质量比为1:1 ;烯基烷基硫氮 酯、烷基黑药、丁胺黑药的混合浮选剂组分间的质量比为1:5:4。 本专利技术的效益效果： 1、本专利技术无需进行选矿除泥工艺处理，解决了由于低贫氧化锌矿泥化程度大，硅 铁含量高，过滤难问题。 2、本专利技术采用先反浸、再中性浸出得到的中浸液本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种低品位氧化锌原矿湿法回收锌银的方法，其特征在于：包括以下工艺步骤：(1)反浸：低品位氧化锌原矿经破碎、球磨，控制浆化液固比在1.5‑2:1，投入反应桶内，缓慢连续加入含硫酸140‑180g/l的锌电解废液，搅拌反应120‑160min至终酸酸度5‑15g/l，反应结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：再采用步骤(1)相同品质的低品位氧化锌原矿经破碎、球磨后直接投入装有步骤（1）反浸液的反应桶内，控制液固比4‑6:1,补入硫酸保持PH值在3.5‑4.0，搅拌60‑90min反应浸出至PH5.0‑5.2，得到的中浸液经净化再通过低锌电解产出电积锌产品；中浸渣送下一步酸性浸出；(3)酸性浸出：将步骤(1)和步骤(2)的反浸渣和中浸渣混合后，按液固比3‑5:1投入装有含硫酸140‑180g/l的锌电解废液的反应桶内，搅拌反应180‑220min后,一部分酸浸液返回酸性浸出，另一部分酸浸液作为步骤(1)反浸中浆化液打底，酸浸渣经水洗后送下一步银浮选；(4)银浮选：银浮选采用“一粗二精三扫”的浮选方法，a粗选:酸浸渣经水洗后的水洗渣调浆，矿浆浓度控制在25‑30%，加入浮选药剂进行粗选；粗选后泡沫进行两个阶段精选，粗选底流进行三个阶段扫选；b精选：精选分两段，粗选后泡沫先上一段精选；一段精选泡沫进行入二段精选，一段精选底流返回粗选；二段精选泡沫即为银精矿, 二段精选泡沫底流返回一段精选；c扫选：扫选分三段，粗选底流中加入浮选剂进行一段扫选, 一段扫选泡沫返回粗选，一段扫选底流进入二段扫选；二段扫选泡沫返回一段扫选，二段扫选底流进入三段扫选； 三段扫选泡沫返回二段扫选，三段扫选底流即为尾矿。...
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：王宗贤，刘科晓，林辉，韦平，阳永明，
申请(专利权)人：广西金山铟锗冶金化工有限公司，
类型：发明
国别省市：广西;45
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