本发明涉及含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法，属于湿法冶金技术领域。
背景技术：
选矿分离与富集是有色金属非传统矿产资源高效利用的关键，但多年来国内外相关的基础研究相对较少，始终没有形成有效的工程化选矿技术，低品位有色金属氧化矿及混合矿的分选一直是一个世界性难题。硫化矿物与氧化矿物同步回收，可以短流程、清洁、高效地利用有色金属非传统资源，因此，急需发展混合矿的高效同步分选理论及技术体系，实现低品位多矿相金属矿物的分离与富集是有色金属非传统资源高效利用的基础。几十年来，我国大量含锌资源尤其是非传统含锌资源（氧硫混合锌矿、低品位氧化锌矿等复杂含锌资源及高炉瓦斯灰、电炉烟尘等含锌二次资源）不能有效利用而被堆放和废弃。若要经济有效地开发利用这些含含锌资源，必须开发新的处理工艺，特别是湿法处理工艺。
技术实现要素：
本发明提供一种含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法，本方法具有处理效率高、环境友好，资源回收率高的特点，本发明通过以下技术方案实现。
一种含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法，其具体步骤如下：
（1）将含锌原料进行破碎细磨，其中粒度小于200目的含锌原料占总含锌原料质量的60~90%，将含锌原料进行粗选5~10min得到粗精矿和粗选尾矿，将粗选尾矿进行第一次扫选2~7min，得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿，将一次扫选尾矿进行第二次扫选2~7min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿，然后干燥锌精矿；
（2）在500~750℃条件下焙烧步骤（1）的锌精矿5~30min得到焙砂，然后将焙砂粉碎细磨，其中粒度小于200目焙砂占总焙砂质量的70~90%；
（3）将步骤（2）粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为4:1~8:1加入质量百分比浓度10~30%的稀酸溶液中，然后加入酸性氧化剂，在20~60℃条件下浸出30~90min，浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣，然后水洗并干燥酸浸渣；
（4）用将步骤（3）的酸浸渣按照液固比mL:g为5:1~15:1加入氨浓度为5~10mol/L的氨性溶液中，在20~60℃条件下浸出10~60min，浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣，氨浸渣再重新进行酸浸；
（5）将步骤（3）的酸浸液和步骤（4）的氨浸液合并，然后进行电积，制得锌。
本发明所述步骤（1）中含锌原料包括闪锌矿、菱锌矿、氧硫混合锌矿、低品位氧化锌矿、高炉瓦斯灰或电炉烟尘。
本发明所述步骤（1）中，粗选药剂为1~3kg/t CaO、300~800g/t H2O2、200~800g/t的十二胺、2~15 kg/t Na2S、400~800 g/t (NaPO3)6、400~800g/t Na2SiO3。
本发明所述步骤（1）中，第一次扫选药剂为2~15 kg/t Na2S、50~300 g/t的十二胺；第二次扫选药剂为50~150g/t的十二胺。
本发明所述步骤（3）中稀酸溶液为稀硫酸、稀盐酸、稀硝酸中的一种或任意比几种。
本发明所述步骤（2）中的酸性氧化剂为MnO2、Na2O2、NaClO的一种或任意比几种。
本发明所述步骤（4）中的氨性溶液为硫铵、碳铵、氯铵的一种或任意比几种，其中氨性溶液的NH3与NH4+的摩尔比为3:1~1:3。
本发明所述步骤（5）中电积锌浸出液的电流密度为200~600 A/m2，温度为30~80℃，阳极和阴极间距1~5cm，电积时间为1~8h；骨胶的加入量为0~0.2 g/L、四丁基溴化铵的加入量为0.01~0.3g/L，多乙烯多胺的加入量为1~6 g/L。
本发明的有益效果是：本发明针对闪锌矿、菱锌矿、氧硫混合锌矿、低品位氧化锌矿、高炉瓦斯灰或电炉烟尘等含锌资源的组成复杂，浸出路线空白的现状，提供了一种复杂氧化锌与硫化锌资源同步浮选，而后进行硫酸化焙烧，稀酸液浸出，氨性溶液配位浸出酸性渣的非传统含锌资源处理工艺；采用本方法，含锌资源中锌的回收率高、污染少，处理锌资源广泛，是一种具有广泛工业应用前景的含锌资源处理技术方法。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图；
图2为实施例3电积所得锌的微观形貌图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式，对本发明作进一步说明。
实施例1：如图1所示，该含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法，其具体步骤如下：
（1）将闪锌矿进行破碎细磨，其中粒度小于200目的闪锌矿占总闪锌矿质量的60%，将粗选药剂（1kg/t CaO、300g/t H2O2、400g/t Na2SiO3、400g/t (NaPO3)6kg/t、2kg/t Na2S、200g/t十二胺）加入闪锌矿并进行粗选5min得到粗精矿和粗选尾矿；将扫选药剂（2 kg/t Na2S、50 g/t十二胺）加入粗选尾矿进行第一次扫选2min得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；将扫选药剂（50g/t十二胺）加入一次扫选尾矿进行第二次扫选2min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿，然后干燥锌精矿；二次扫选尾矿可用作矿山充填料或建筑用料。
（2）在500℃条件下焙烧步骤（1）的锌精矿5min得到焙砂，然后将焙砂粉碎细磨，其中粒度小于200目的焙砂占总焙砂质量的70%；
（3）将步骤（2）粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为4:1加入质量百分比浓度为10%的稀盐酸溶液中，然后加入酸性氧化剂MnO2，在20℃条件下浸出30min，浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣，然后水洗并干燥酸浸渣；
（4）用将步骤（3）的酸浸渣按照液固比mL:g为5:1加入氨浓度为5mol/L的氨-硫酸铵的混合溶液中（其中氨-硫酸铵的混合溶液的NH3与NH4+的摩尔比为3:1），在20℃条件下浸出10min，浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣，氨浸渣再重新进行酸浸；
（5）以涂钌钛板为阳极、铝板为阴极，将步骤（3）的酸浸液和步骤（4）的氨浸液进行混合，然后在混合溶液中添加0.01g/L四丁基溴化铵和1g/L多乙烯多胺，在电流密度为200A/m2，温度为30℃，阳极与阴极间距1cm的条件下，对氨浸液进行电积1h制得高纯电锌。
本实施例锌的回收率为80.73%。
实施例2：如图1所示，该含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法，其具体步骤如下：
（1）将菱锌矿进行破碎，其中粒度小于180目的菱锌矿占总菱锌矿质量的70%，将粗选药剂（1.5kg/t CaO、400g/t H2O2、500g/t Na2SiO3、500g/t (NaPO3)6、8kg/t Na2S、400g/t十二胺）加入菱锌矿进行粗选6min得到粗精矿和粗选尾矿；将扫选药剂（6kg/t Na2S、80g/t十二胺）加入粗选尾矿进行第一次扫选4min得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；将扫选药剂（70g/t 十二胺）加入一次扫选尾矿进行第二次扫选4min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿，然后干燥锌精矿；
（2）在580℃条件下焙烧步骤（1）的锌精矿10min得到焙砂，然后将焙砂粉碎细磨，其中粒度小于200目焙砂占总焙砂质量的75%；
（3）将步骤（2）粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为4:1加入质量百分比浓度为15%的稀硫酸溶液中，然后加入酸性氧化剂Na2O2，在30℃条件下浸出45min，浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣，然后水洗并干燥酸浸渣；
（4）用将步骤（3）的酸浸渣按照液固比mL:g为8:1加入氨浓度为6mol/L的氨-氯化铵混合溶液中（其中氨-硫酸铵的混合溶液的NH3与NH4+的摩尔比为2:1），在30℃条件下浸出20min，浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣，氨浸渣再重新进行酸浸；
（5）以涂钌钛板为阳极、铝板为阴极，将步骤（3）的酸浸液和步骤（4）的氨浸液进行混合，然后在混合溶液中添加0.05g/L骨胶、0.05g/L四丁基溴化铵和2g/L多乙烯多胺，在电流密度为300A/m2，温度为50℃，阳极与阴极间距2cm的条件下，对氨浸液进行电积2.5h制得高纯电锌。
本实施例锌的回收率为90.73%。
实施例3：如图1所示，该含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法，其具体步骤如下：
（1）将低品位氧化锌矿进行破碎细磨，其中至粒度小于160目的氧化锌矿占总氧化锌矿质量的80%，将粗选药剂（2kg/t CaO、600g/t H2O2、600g/t Na2SiO3、600g/t (NaPO3)6、10kg/t Na2S、600g/t十二胺）加入氧化锌矿并进行粗选8min得到粗精矿和粗选尾矿；将扫选药剂（10kg/t Na2S、150g/t十二胺）加入粗选尾矿进行第一次扫选5min得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；将扫选药剂（100g/t十二胺）加入一次扫选尾矿进行第二次扫选5min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿，然后干燥锌精矿；二次扫选尾矿可用作矿山充填料或建筑用料。
（2）在650℃条件下焙烧步骤（1）的锌精矿15min得到焙砂，然后将焙砂粉碎细磨，其中粒度小于200目焙砂占总焙砂质量的80%；
（3）将步骤（2）粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为6:1加入质量百分比浓度为20%稀酸溶液中，其中稀酸溶液为15%的稀硫酸和25%的稀硝酸配制而成，然后加入酸性氧化剂MnO2和Na2O2，在40℃条件下浸出60min，浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣，然后水洗并干燥酸浸渣；
（4）用将步骤（3）的酸浸渣按照液固比mL:g为10:1加入氨浓度为7.5mol/L的氨-（氯化铵+硫酸铵）混合溶液中（其中氨-（氯化铵+硫酸铵）混合溶液的NH3与NH4+的摩尔比为1:1），在40℃条件下浸出30min，浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣，氨浸渣再重新进行酸浸；
（5）以涂钌钛板为阳极、铝板为阴极，将步骤（3）的酸浸液和步骤（4）的氨浸液进行混合，然后在混合溶液中添加0.1g/L骨胶、0.1g/L四丁基溴化铵和3g/L多乙烯多胺，在电流密度为400A/m2，温度为60℃，阳极与阴极间距3cm的条件下，对氨浸液进行电积4h制得高纯电锌。
本实施例锌的回收率为91.94%，高纯电锌的微观形貌如图二所示。
实施例4：如图1所示，该含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法，其具体步骤如下：
（1）将氧硫混合锌矿进行破碎细磨，其中粒度小于200目的氧硫混合锌矿占总氧硫混合锌矿质量的85%，将粗选药剂（2.5kg/t CaO、700g/t H2O2、700g/t Na2SiO3、700g/t (NaPO3)6、12kg/t Na2S、700g/t十二胺）加入氧硫混合锌矿并进行粗选9min得到粗精矿和粗选尾矿；将扫选药剂（12kg/t Na2S、230g/t十二胺）加入粗选尾矿进行第一次扫选6min得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；将扫选药剂（120g/t十二胺）加入一次扫选尾矿进行第二次扫选6min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿，然后干燥锌精矿；二次扫选尾矿可用作矿山充填料或建筑用料。
（2）在700℃条件下焙烧步骤（1）的锌精矿23min得到焙砂，然后将焙砂粉碎细磨，其中粒度小于180目的焙砂占总焙砂质量的85%；
（3）将步骤（2）粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为7:1加入质量百分比浓度为30%稀硝酸溶液中，然后加入酸性氧化剂NaClO，在50℃条件下浸出75min，浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣，然后水洗并干燥酸浸渣；
（4）用将步骤（3）的酸浸渣按照液固比mL:g为12:1加入氨浓度为9.0mol/L的氨-氯化铵混合溶液中（其中氨-氯化铵混合溶液的NH3与NH4+的摩尔比为2:1），在50℃浸出40min，浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣，氨浸渣再重新进行酸浸；
（5）以涂钌钛板为阳极、铝板为阴极，将步骤（3）的酸浸液和步骤（4）的氨浸液进行混合，然后在混合溶液中添加0.15g/L骨胶、0.2g/L四丁基溴化铵和5g/L多乙烯多胺，在电流密度为500A/m2，温度为70℃，阳极与阴极间距4cm的条件下，对氨浸液进行电积6h制得高纯电锌。
本实施例锌的回收率为85.94%。
实施例5：如图1所示，该含锌资源同步浮选-硫酸化焙烧回收锌的方法，其具体步骤如下：
（1）将高炉瓦斯灰进行破碎细磨，其中粒度小于200目的高炉瓦斯灰占总高炉瓦斯灰质量的90%，将粗选药剂（3kg/t CaO、800g/t H2O2、800g/t Na2SiO3、800g/t (NaPO3)6、15kg/t Na2S、800g/t十二胺）加入高炉瓦斯灰并进行粗选10min得到粗精矿和粗选尾矿；将扫选药剂（15 kg/t Na2S、300g/t十二胺）加入粗选尾矿进行第一次扫选7min得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；将扫选药剂（150g/t十二胺）加入一次扫选尾矿进行第二次扫选7min得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；合并粗精矿、一次扫选中矿和二次扫选中矿得到锌精矿，然后干燥锌精矿；二次扫选尾矿可用作矿山充填料或建筑用料。
（2）在750℃条件下焙烧步骤（1）的锌精矿30min得到焙砂，然后将焙砂粉碎细磨，其中粒度小于200目焙砂占总焙砂质量的90%；
（3）将步骤（2）粉碎后的焙砂按照液固比mL:g为8:1加入质量百分比浓度为20%稀酸混合溶液中（其中稀酸混合溶液为30%的稀盐酸、15%的稀硫酸和20%的稀硝酸配制而成），然后加入酸性氧化剂Na2O2、MnO2和NaClO，在60℃条件下浸出90min，浸出完成后液固分离得到酸浸液和酸浸渣，然后水洗并干燥酸浸渣；
（4）用将步骤（2）的酸浸渣按照液固比mL:g为15:1加入氨浓度为10mol/L的氨-（碳酸铵+硫酸铵+氯化铵）混合溶液中（其中氨-（碳酸铵+硫酸铵+氯化铵）混合溶液的NH3与NH4+的摩尔比为1:3），在60℃浸出60min，浸出完成后液固分离得到氨浸液和氨浸渣，氨浸渣再重新进行酸浸；
（5）以涂钌钛板为阳极、铝板为阴极，将步骤（3）的酸浸液和步骤（4）的氨浸液进行混合，然后在混合溶液中添加0.2g/L骨胶、0.3g/L四丁基溴化铵和6g/L多乙烯多胺，在电流密度为600A/m2，温度为80℃，阳极与阴极间距5cm的条件下，对氨浸液进行电积8h制得高纯电锌。
本实施例锌的回收率为82.12%。
以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。