专利名称：一种含硫酸盐铅锌冶炼渣选冶联合处理方法
技术领域：
本发明涉及选冶领域，具体为ー种含硫酸盐铅锌冶炼渣料还原焙烧，焙烧物料缓慢冷却后水淬、磨矿及浮选的选冶联合处理方法。
背景技术：
湿法炼锌、铜烟灰综合利用以及炼铋过程中产生大量的含铅锌浸出渣，这些渣中铅锌主要以硫酸盐形式存在。由于现铅锌市场不景气，处理成本又比较高，致使此类渣大多以堆存或廉价出售的方式处理。如此以来，渣料积压成山，铅锌资源得不到有效利用，环境问题越来越突出，制约了铅锌行业的向前发展。对于含硫酸盐铅锌冶炼渣现处理办法主要包括直接返回火法炼铅系统搭配处理，通过浸出、转化直接制备各种铅产品以及浮选法回收硫酸铅。由于含硫酸盐渣料性质波动范围较大，鼓风炉对铅渣料的要求较高，致使大多渣料不能直接返回火法炼铅系统搭配处理。湿法处理此类渣料现以制备三盐基硫酸铅为主，但生产过程中需通过转化、沉淀、选择性浸出等复杂エ序，硫酸钠循环困难，处理成本较高。単一浮选法需加入大量的硫化钠来活化硫酸铅、活化时间比较长、浮选铅精矿品位低，锌的回收困难，致使精矿品质较差，金属回收率较低，不能满足市场需求
发明内容
针对现湿法炼锌、铜烟灰综合利用以及炼铋过程中产生大量的含铅锌浸出渣带来的环境污染，湿法或火法回收成本高，常规选矿方法回收难度大等一系列问题，本发明旨在提供ー种含硫酸盐铅锌冶炼渣还原焙烧、焙烧物料缓慢冷却后水淬、磨矿以及浮选的选冶联合处理方法，该方法首先将渣料进行脱水、干燥处理后，在还原性气氛下使硫酸铅、锌还原为硫化铅锌矿，缓慢冷却后水淬、磨矿以及浮选，最終得到高品质的硫化铅和硫化锌精矿。为了实现上述目的，本发明所采用的技术方案是:ー种含硫酸盐铅锌冶炼渣选冶联合处理方法，其特点是，包括如下步骤:I)干燥:将渣料进行加温干燥处理，干燥温度为100°C 400°C，干燥时间为0.5 3h，初步脱水；2)焙烧:将初步脱水后的渣料中添加还原剂进行还原焙烧，焙烧温度为400°C 9500C，反应时间0.5h 4h，具体反应方程式为:PbSO4 xH20+4C0 (g) = PbS+xH20+4C02 (g) (I)ZnSO4 xH20+4C0 (g) = ZnS+xH20+4C02 (g) (2)PbS04+4C0 (g) = PbS+4C02 (g)(3)ZnS04+4C0 (g) = ZnS+4C02 (g)(4)PbSO4 xH20+2C = PbS+xH20+2C02 (g) (5)ZnSO4 xH20+2C = ZnS+xH20+2C02 (g) (6)
PbS04+2C = PbS+2C02 (g)(7)ZnS04+2C = ZnS+2C02 (g)(8)其中X为结晶水的个数，取正整数；3)还原焙烧结束后，通入氮气或ニ氧化碳作为保护气体，以150°C /h 400°C /h的速度进行缓慢冷却，待温度降至200°C以下后水淬得水淬渣；4)磨浮:水淬渣经过磨矿、分级后，取-75 u m以下的物料通过浮选系统浮选分离，获得铅精矿和锌精矿。所述渣料为含硫酸盐渣料。以下为本发明的进ー步改进的技术方案:本发明所述还原剂可以为固体还原剂，该固体还原剂为焦炭、碳粉、褐煤或石墨粉的一种或几种，该固体还原剂的用量为洛料重量的2 28%,还原反应时间为I 3h。本发明所述还原剂还可以为气体还原剂，所述气体还原剂为ー氧化碳、氢气、发生炉煤气、焦炉煤气的ー种或几种。进ー步地，所述气体还原剂中含CO体积浓度在3% 40%,H2体积浓度为0.5% 8%，且CO与CO2体积浓度比在12% 50%、H2与H2O体积浓度比在3% 20%，其余组分为N2和O2。在步骤4)中，所述浮选分离为优先浮选或混合浮选。藉由上述结构，所述含硫酸盐铅锌冶炼渣选冶联合处理方法将渣料进行脱水、干燥处理后，在还原性气氛下使硫酸铅、锌还原为硫化铅、锌矿，缓慢冷却后进行水淬、磨矿以及浮选，最終得到高品质的硫化铅和硫化锌精矿；具体步骤如下:(1)干燥:将渣料进行加温干燥处理，控制温度为100 400°C，达到初歩脱水的目的。(2)焙烧:将脱水后的硫酸盐渣料进行选择性还原焙烧，还原性气氛可通过添加固体还原剂或通入气体还原剂实现。固体还原剂为焦炭、碳粉、褐煤或石墨粉的一种或几种，气体还原剂为ー氧化碳、氢气、发生炉煤气、焦炉煤气的ー种或几种，焙烧温度为400 950°C，反应时间为I 3h。在步骤(2)中采用固体还原剂，还原气氛通过还原剂用量来调整，用量为渣料重量的2 28%。采用气体还原剂，需要用还原气体燃烧获得满足如下要求的混合气体，该气体含CO体积浓度在3 % 40 %、H2体积浓度为0.5 % 8 %，且CO与CO2体积浓度比在12 % 50 %、H2与H2O体积浓度比在3 % 20 %，其余组分为N2和O2。将渣料在上述气氛中于400 950°C下进行还原焙烧，反应时间0.5 4h。还原焙烧过程发生以下反应:PbSO4 xH20+4C0 (g) = PbS+xH20+4C02 (g) (I)ZnSO4 xH20+4C0 (g) = ZnS+xH20+4C02 (g) (2)PbS04+4C0 (g) = PbS+4C02 (g)(3)ZnS04+4C0 (g) = ZnS+4C02 (g)(4)PbSO4 xH20+2C = PbS+xH20+2C02 (g) (5)ZnSO4 xH20+2C = ZnS+xH20+2C02 (g) (6)PbS04+2C = PbS+2C02 (g)(7)ZnS04+2C = ZnS+2C02 (g)(8)
(3)焙烧结束后用氮气或ニ氧化碳做保护气体防止人造硫化铅锌矿物的氧化，以1500C /h 400°C /h的速度进行缓慢冷却，待温度降至200°C以下后水淬。(4)磨浮:水淬渣经过磨矿、分级后，获得-75 Pm以下的物料，进入浮选系统后采用优先浮选或混合浮选再分离流程，最終获得铅精矿和锌精矿。与现有技术相比，本发明的有益效果是:a)焙烧温度低，流程较短，无重金属污染；b)受原料的性质影响较小，铅锌能够通过浮选分离，获得的铅精矿和锌精矿品质较好，金属回收率较高；c)浮选药剂用量小，浮选系统稳定，操作容易，生产陈本低。本发明克服単一选矿或冶金回收硫酸铅、锌物料的缺陷，在低温下将铅、锌硫酸盐选择性的转化为可浮性较好的人造硫化矿，用常规的硫化矿浮选分离技术将它们回收，获得的铅精矿含铅55%以上，回收率80%以上，锌精矿含锌35%以上，回收率75%以上，具有处理成本低，无重金属污染，铅锌金属回收率高的特点，从根本上解决了含硫酸铅、锌物料选矿回收困难，直接返回炼铅系统作业负担沉重，直接制备铅产品流程复杂以及渣料堆存、渗滤及淋刷等带来的环境问题。以下结合附图和实施例对本发明作进ー步阐述。
图1是本发明一个实施例的エ艺流程图。
具体实施例方式实施例1处理对象:常规湿法炼锌流程中的含铅渣。常规湿法炼锌流程中的含铅渣是氧化锌烟灰浸出后的残渣，其主要化学成分(质量百分数)为:Pb35%、Zn8%、Fel0%，铅的化学物相(质量百分数)为:PbS0430%、PbS4%、其它1%，锌的化学物相(质量百分数)为:ZnS047%,ZnFe204l%o取该渣料200g进行ー氧化碳的还原试验，首先氮气保护加温至700°C，然后通入流量为3.0L/min体积分数为10%的一氧化碳和6.0L/min ニ氧化碳，保温时间为1.5h，焙烧结束后用氮气做保护气体进行缓慢冷却，待温度降至200°C以下时开始水淬。水淬物料磨矿至-74 u m,然后进行浮选试验，最终获得铅品位为58%,回收率为82%的铅精矿和锋品位为40%，回收率80%的锌精矿。实施例2处理对象:热酸浸出中所产的铅-银渣。热酸浸出中所产的铅-银渣是热酸浸出浓缩分离后的残渣，其主要化学成分(质量百分数)为:Pb40%、Zn6%、Fe28%、Si0210%，铅的化学物相(质量百分数)为:PbS0432%、PbS6%、其它2%，锌的化学物相(质量百分数)为:ZnS045 %、ZnFe2O4I %。取该渣料200g进行碳粉还原试验，将5 %的焦炭粉与矿粉充分混合，加盖后开始升温，待温度升至600°C时开始计时，保温时间为2.0h，焙烧结束后随炉缓慢冷却，待温度降至200°C以下时开始水淬。水淬物料磨矿至-74 u m,然后进行浮选试验，最終获得铅品位为65%，回收率为85%的铅精矿和锌品位为36%，回收率78%的锌精矿。实施例3
处理对象:炼铜烟灰有价金属提取后的含铅渣。炼铜烟灰有价金属提取后的含铅渣是炼铜烟灰综合利用提取铋、锌、镉、铜等有价金属后的副产品，其主要化学成分(质量百分数)为:Pb38%、Zn4%、Fel2%，Ag:200g/t，铅的化学物相(质量百分数)为:PbS0432%、PbS6%，锌主要为硫酸锌。取该渣料200g进行碳粉还原试验，将7 %的焦炭粉与矿粉充分混合，加盖后开始升温，待温度升至700°C时开始计时，保温时间为3.0h，焙烧结束后物料随炉缓慢冷却，待温度降至200°C以下时开始水淬。水淬物料磨矿至-74 u m,然后进行浮选试验，最終获得铅品位为60%，回收率为87%，含银1500g/t的铅精矿和锌品位为35%，回收率75%的锌精矿。
权利要求
1.ー种含硫酸盐铅锌冶炼渣选冶联合处理方法，其特征在于，包括如下步骤: 1)干燥:将渣料进行加温干燥处理，干燥温度为100°C 400°C，干燥时间为0.5 3h，初步脱水； 2)焙烧:将初 步脱水后的渣料中添加还原剂进行还原焙烧，焙烧温度为400°C 9500C，反应时间0.5h 4h，具体反应方程式为:PbSO4 xH20+4C0 (g) = PbS+xH20+4C02 (g) (I)ZnSO4 xH20+4C0 (g) = ZnS+xH20+4C02 (g) (2) PbS04+4C0 (g) = PbS+4C02 (g)(3) ZnS04+4C0 (g) = ZnS+4C02 (g)(4)PbSO4 xH20+2C = PbS+xH20+2C02 (g) (5)ZnSO4 xH20+2C = ZnS+xH20+2C02 (g) (6) PbS04+2C = PbS+2C02 (g)(7) ZnS04+2C = ZnS+2C02 (g)(8) 其中X为结晶水的个数，取正整数； 3)还原焙烧结束后，通入氮气或ニ氧化碳作为保护气体，以150°C/h 400°C /h的速度进行缓慢冷却，待温度降至200°C以下后水淬得水淬渣； 4)磨浮:水淬渣经过磨矿、分级后，取-75以下的物料通过浮选系统浮选分离，获得铅精矿和锌精矿。
2.根据权利要求1所述的含硫酸盐铅锌冶炼渣选冶联合处理方法，其特征在于，所述还原剂为固体还原剂，该固体还原剂为焦炭、碳粉、褐煤或石墨粉的ー种或几种，该固体还原剂的用量为渣料重量的2 28%，还原反应时间为I 3h。
3.根据权利要求1所述的含硫酸盐铅锌冶炼渣选冶联合处理方法，其特征在于，所述还原剂为气体还原剂，所述气体还原剂为ー氧化碳、氢气、发生炉煤气、焦炉煤气的ー种或几种。
4.根据权利要求3所述的含硫酸盐铅锌冶炼渣选冶联合处理方法，其特征在干，所述气体还原剂中，含CO体积浓度在3% 40%、H2体积浓度为0.5% 8%，且CO与CO2体积浓度比在12 % 50 %、H2与H2O体积浓度比在3 % 20 %，其余组分为N2和O2。
5.根据权利要求1所述的含硫酸盐铅锌冶炼渣选冶联合处理方法，其特征在于，步骤4)中，所述浮选分离为优先浮选或混合浮选。
全文摘要
本发明公开了一种含硫酸盐铅锌冶炼渣选冶联合处理方法，属于选冶领域。为了解决含硫酸铅、锌物料选矿回收困难以及渣料堆存、渗滤及淋刷等带来的环境问题，所述含硫酸盐铅锌冶炼渣选冶联合处理方法包括如下步骤1)干燥将渣料进行加温干燥处理；2)焙烧将干燥后的渣料中添加还原剂进行还原焙烧；3)焙烧结束后，缓慢冷却，待温度降至200℃以下后水淬得水淬渣；4)磨浮水淬渣经过磨矿、分级后，取-75μm以下的物料浮选分离，获得铅精矿和锌精矿。本发明获得的铅精矿含铅55％以上，回收率80％以上，锌精矿含锌35％以上，回收率75％以上，且具有处理成本低，无重金属污染，铅锌金属回收率高的特点。
文档编号C22B13/00GK103103344SQ20131006526
公开日2013年5月15日 申请日期2013年3月1日 优先权日2013年3月1日
发明者刘维, 覃文庆, 蔡练兵, 刘三军, 郑永兴, 孔燕, 罗虹霖 申请人:中南大学