硫化铅锌矿选－冶联合应用提高铅锌回收率的方法技术

一种硫化铅锌矿选－冶联合应用提高铅锌回收率的方法，通过如下步骤实现：对硫化铅锌矿进行浮选得到铅精矿，浮选过程中加入适量的抑制剂抑制锌，还加入捕收剂和起泡剂；浮选结束后再采用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的锌金属，浸出后的矿浆经液固分离，金属锌进入溶液，同时得到富集铅物料的渣；本发明专利技术在硫化铅锌矿浮选过程中刻意抑制锌的浮起，从而提高铅精矿的回收率，确保铅金属回收率大于９０％以上，利用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的金属锌，而硫化铅不溶于稀硫酸留在渣相，从而达到铅精矿加压酸浸过程中，锌浸出率可高达９８％以上。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术属于浮选和冶炼
，特别涉及一种硫化铅锌矿选一冶联合应用提高 铅锌回收率的方法。
技术介绍
对于“硫化铅锌矿石”这类物料的处理，目前采用浮铅抑锌的优先浮选流程进行对 铅锌的回收，优先浮选得到高品位铅精矿供火法炼铅处理；优先浮选铅金属后的尾矿进行 锌金属矿物浮选，通过浮选得到大于40%的锌精矿，可供沸腾炉和加压浸出工艺处理。在浮 选硫化铅锌矿石时，按优先浮选铅金属过程中，有部分可浮性较好的铅锌属于“连生体”的 矿物，这部分矿石通过球磨，很难将这部分“连生体”的铅锌矿彻底磨至铅、锌单体解离，由 于这部分“连生体”矿物只占一部分，磨矿粒度过细不利于浮选的选别作业，浮选对磨矿粒 度的要求是严格的，所以导致浮选过程中有部分锌金属伴随选铅过程进入到铅精矿中，导 致铅精矿中含锌品位偏高；而铅精矿做为火法炼铅的主要原料，若铅精矿含锌金属偏高，将 导致炼铅渣产出的水碎渣中含铅偏高，铅大量损失。而水碎渣含有大量铅、锌金属传统上采 用烟化炉进行铅锌回收，从而导致成本上升和环境污染。可见，上述工艺存在流程长，操作 繁，处理成本高等缺点，尤其是铅精矿中金属锌在炼铅过程中造成铅的损失，降低了铅锌矿 浮选锌的回收率，资源浪费大。
技术实现思路
本专利技术的目的是提供一种硫化铅锌矿选_冶联合应用提高铅锌回收率的方法，该 方法通过如下步骤实现(一)、对硫化铅锌矿进行浮选得到铅精矿将硫化铅锌矿石球磨细度达-200目占 75% 80%，采用浮铅抑锌的药剂浮选铅精矿，浮选过程中加入适量的抑制剂抑制锌，还加 入捕收剂和起泡剂，最后得到的铅精矿含金属锌在10% 15%，确保铅回收率>; 90%，铅 精矿品位> 40% ；浮选结束后再采用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的锌金属。( 二)、采用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的锌金属将浮选后得到的铅精矿再细 磨粒度达-200目占98%，输送到调浆槽，加入表面活性剂木质素与矿浆进行调浆，搅拌均 勻后与事先调配好酸浓度为0. 8 1. 3mol/L的稀硫酸分别由两台泵同时泵入加压釜内， 控制釜内温度达到130 160°C时，通入纯度为99. 5%的工业纯氧于加压釜内，控制釜内 压力为1. 2Mpa，保温90 120min，出料，浸出的硫化锌精矿矿浆中终酸浓度控制在0. 4 0. 5mol/L，浸出后的矿浆经液固分离，金属锌进入溶液，同时得到富集铅物料的渣。所述浮铅抑锌的药剂是抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠，加入量以硫化铅锌矿石重量为 基准是浓度为18%的硫酸锌600 720克/吨，浓度为10%的亚硫酸钠60 100克/吨。所述捕收剂是乙基黄药，加入量以硫化铅锌矿石重量为基准是浓度4 6%的乙 基黄药90 110克/吨。所述起泡剂的加入量以硫化铅锌矿石重量为基准是4 6克/吨，常用的起泡剂有松醇油(俗称二号油)、甲酚酸、混合脂肪醇、异构的己醇或辛醇、醚醇类以及各种酯类 等，在市面上可以购到，优先选用松醇油(俗称二号油)。所述表面活性剂木质素的加入量为铅精矿石重量的0. 2%。所述加压釜进料后的液固比控制在4.5 7L 1kg。所述加压釜的搅拌速度为500r/min。本专利技术在硫化铅锌矿浮选过程中刻意抑制锌的浮起，从而提高铅精矿的回收率， 而铅精矿中金属锌充分利用加压釜内高温和氧化气氛条件下，加入稀硫酸选择性浸出硫化 铅精矿中金属锌进入溶液，而硫化铅不溶于稀硫酸留在渣中。从而有效地回收铅精矿中金 属锌，同时铅精矿中金属铅品位得到富集。通过加压浸出得到的含锌浸出溶液转入炼锌系 统处理，得到的富铅渣做为炼铅原料外售。因此用加压浸出回收铅精矿中金属锌，减少铅精 矿做为炼铅过程中铅金属的损失，降低了采用炼铅渣火法回收有价金属所造成的高能耗及 环境污染。同时，采用该方法能有效地与铅锌矿石浮选有机联合应用提高铅锌金属的回收 率，从而达到降低生产成本。本专利技术与现有的技术相比具有的优点1、在优先浮选铅精矿过程中，可将浮选到的铅精矿中含金属锌控制在10 15% 的条件下，铅精矿品位大于40%，从而确保铅金属回收率大于90%以上。2、利用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的金属锌，而硫化铅不溶于稀硫酸留在渣 相。从而达到铅精矿加压酸浸过程中，锌浸出率可高达98%以上，浸出渣中铅品位上升5个 百分点多，从浮选到加压浸出锌的提取计算金属锌的综合回收率大于93%。3、通过加压浸出降低了铅精矿中的金属锌，可做为火法炼铅原料，因含锌较低可 有效降低炼铅过程中铅的损失。该方法由于铅精矿中金属锌通过加压浸出提取，具有流程 短，环境友好，操作简便，处理成本低，渣含锌低，铅、锌回收率高等优势。避免从炼铅渣中回 收金属锌工艺的高能耗高污染。具体实施例方式实施例1、原料硫化铅锌矿石取自某选厂，经矿石物相分析其成分和重量百分比如下表名称氧化铅硫化铅其他铅全量氧化率含量％0. 342. 560. 012. 9112. 02占有率％11. 6887. 970. 35100名称氧化锌硫化锌其他锌全量氧化率含量％0. 376. 370. 056. 976. 19占有率％5. 4493. 810. 761002、浮选铅精矿投入矿石量500克，将矿石进依次进破碎机破碎、球磨机球磨，并采用筛分机进行 筛粉，采用浮铅抑锌的优先浮选流程进行铅锌选别。对铅进行浮选的浮选条件为磨矿细 度-200目占75 80%，添加抑制剂来抑制锌浓度为18%的硫酸锌600 720克/吨，浓 度为10%的亚硫酸钠60 100克/吨。还加入浓度为5%的捕收剂乙基黄药90 110克 /吨；起泡剂松醇油(俗称二号油)10克/吨，在市面上可以购到。在上述浮选步骤中，控 制铅精矿含锌10% 15%，确保铅回收率彡90%，得到的铅精矿品位彡40%。3、加压酸浸出铅精矿中的金属锌利用硫化铅不溶于稀硫酸而硫化锌浸出在溶液中的原理，将优先浮选结束后的铅 精矿240克再细磨粒度达-200目占98%，输送到调浆槽进行调浆，调浆均勻后再加入矿量 的0. 2%表面活性剂木质素与矿浆继续调浆，均勻后与事先调配好酸浓度为0. 8 1. 3mol/ L的稀硫酸分别由两台泵同时泵入加压釜内，控制加压釜内液固比5 1，开启控制柜电源， 对加压釜加热，搅拌转速500r/min，当釜内温度达到130°C时，断电，通入纯度为99. 5 %的 工业纯氧于加压釜内，控制釜内压力为1. 2Mpa，保温lOOmin，控制釜内温度150士5°C，最后 出料，浸出矿液中的终酸浓度控制在0. 4 0. 5mol/L ；通过上述步骤，在高压和有稀硫酸的 条件下浸出铅精矿中的硫化锌精矿，从而达到铅锌分离提取的目的。在这样的条件下，锌的 浸出率为98. 23%。铅精矿经过加压浸出后的矿浆进入调节槽，经压滤液固分离，浸出渣含 锌为0.92%，大于85%的锌进入浸出溶液，由电锌系统处理。同时得到富集铅物料的浸出 渣，含锌小于2%，浸出渣经水洗后得到大于45%品位的铅物料供火法炼铅使用。该铅物料 做为火法炼铅原料，由于含锌较低，可减少火法炼铅过程铅的损失。权利要求1.一种，其特征在于包括如下步骤(一)、将硫化铅锌矿石球磨细度达-200目占75% 80%，采用浮铅抑锌的药剂浮选 铅精矿，浮选过程中加入适量的抑制剂抑制锌，还加入捕收剂和起泡剂，最后得到的本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种硫化铅锌矿选－冶联合应用提高铅锌回收率的方法，其特征在于包括如下步骤：（一）、将硫化铅锌矿石球磨细度达－２００目占７５％～８０％，采用浮铅抑锌的药剂浮选铅精矿，浮选过程中加入适量的抑制剂抑制锌，还加入捕收剂和起泡剂，最后得到的铅精矿含金属锌控制在１０％～１５％，浮选结束后再采用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的锌金属；（二）、将浮选后得到的铅精矿再细磨粒度达－２００目占９８％，输送到调浆槽，加入表面活性剂木质素与矿浆进行调浆，搅拌均匀后与事先调配好酸浓度为０．８～１．３ｍｏｌ／Ｌ的稀硫酸分别由两台泵同时泵入加压釜内，控制釜内温度达到１３０～１６０℃时，通入纯度为９９．５％的工业纯氧于加压釜内，控制釜内压力为１．２Ｍｐａ，保温９０～１２０ｍｉｎ，出料，浸出的硫化锌精矿矿浆中终酸浓度控制在０．４～０．５ｍｏｌ／Ｌ，浸出后的矿浆经液固分离，金属锌进入溶液，同时得到富集铅物料的渣。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：何光深，吴建存，钱建波，杨国强，汤绍鹏，岳代喜，王艳民，何文，田仁宿，
申请(专利权)人：云南永昌铅锌股份有限公司，
类型：发明
国别省市：53[中国|云南]