一种综合回收锌浸出渣中水溶锌和银的方法与流程

文档序号:22389594发布日期:2020-09-29 17:54阅读:285来源:国知局
一种综合回收锌浸出渣中水溶锌和银的方法与流程

本发明属于选冶联合领域,具体涉及一种综合回收锌浸出渣中水溶锌和银的方法。



背景技术:

随着矿产资源的日益枯竭,开发利用再生资源已迫在眉睫,同时再生资源的综合利用也是实现可持续发展的一条重要途径。随着湿法炼锌技术的成熟与推广,世界上大约80%的锌采用湿法生产,锌冶炼厂每年产出锌浸出渣越来越多。然而,大量的锌浸出渣被堆放在世界各地。堆存过程中溶出的重金属离子会造成环境污染,另外,废渣中含有较高的zn、pb、cu、fe、ge、au、ag等金属,还会造成资源极大浪费。

自然界中,80%以上的银随着铅锌等金属矿的回收而进入到铅锌精矿中,并最终进入到锌冶炼系统中,银除少量以烟气的形式进入到烟尘中,绝大部分残留在锌浸出渣中。因此从浸出渣中回收银对合理利用酸浸渣,增加企业经济效益有着重要的意义。

多年来锌浸出渣银回收的工艺方法有火法富集、硫脲法、氰化浸出法、焙烧-浸出法、浮选法等。其中浮选法回收银由于工艺流程简单、生产成本低、操作简单等优点而越来越多的被人们使用。但是,锌湿法冶炼渣浮选过程中会产生大量的锌离子,锌离子的存在严重的影响着银的浮选回收。另外,浮选过程中矿浆ph过低,设备腐蚀严重,捕收剂在矿浆中易分解,导致了锌浸出渣中银的回收率偏低。



技术实现要素:

为解决上述问题,本发明的目的在于提供一种综合回收锌浸出渣中水溶锌和银的方法,本发明将锌浸出渣破碎混匀磨矿后进行压滤处理,压滤后的滤液返回原湿法冶炼系统,提高锌的回收率,然后在对压滤后的滤渣调浆后进行浮选作业,回收银精矿。本发明方法增大了锌、银的回收率,实现了锌浸出渣中锌、银的回收利用。

本发明的技术方案如下:

一种综合回收锌浸出渣中水溶锌和银的方法,具体步骤如下:

(1)将锌浸出渣破碎混匀后磨矿,然后将磨矿后的矿浆进行压滤处理;

(2)将步骤(1)压滤后的滤液返回原湿法冶炼系统,锌浸出渣经破碎磨矿压滤后,其中可溶性盐进入滤液中,滤液返回原湿法冶炼系统,不仅提高了锌的回收率且同时有利于后续银的浮选作业,因为锌离子的减少及溶液ph的升高对后续银离子浮选有利,将压滤后的滤渣调浆后加入调整剂、捕收剂和起泡剂进行一次粗选作业,得到粗选精矿和粗选尾矿;

(3)将步骤(2)的粗选精矿进行一次以上的精选作业,得到精选精矿,即为银精矿;

(4)将步骤(2)的粗选尾矿进行一次以上的扫选作业,最终得到尾矿;

(5)将步骤(3)、步骤(4)得到的银精矿、尾矿分别进行脱水作业,得到脱水后的银精矿、脱水后的尾矿和水,水返回步骤(2)中调浆。

步骤(1)中的锌浸出渣为湿法冶炼系统中锌精矿经焙烧-中性浸出-酸性浸出-还原浸出-高酸浸出后产出的高酸浸出渣。

步骤(1)中的磨矿浓度为45~55%,保证了磨矿粒度均匀的同时充分消除了浸出渣的结块,磨矿至以质量计粒度小于0.038mm占85~95%,打开了难溶物中的包裹银,为后续银浮选创造条件。

步骤(2)中的调整剂为500~700g/t硅酸钠、700~900g/t六偏磷酸钠、900~1000g/t有机载体,捕收剂为300~500g/t丁铵黑药、140~180g/t乙硫氮,起泡剂为2#油,其中六偏磷酸钠能够与溶液中zn2+、fe2+及其他多价金属离子生成络合物,从而再次降低金属离子对浮选的影响,与调整剂水玻璃配合,可以分散矿泥,减弱矿泥对浮选的有害影响。

有机载体为碳粉,碳粉的添加,可以吸附矿浆中的银以及其中部分微细粒的单质银及硫化银,提高锌浸出渣中银的回收率。

步骤(2)一次粗选作业的矿浆浓度为18~20%。

将步骤(2)的粗选精矿进行三次精选作业,其中精选一作业得到精选一精矿和精选一尾矿,将精选一精矿进行精选二作业,精选一尾矿返回粗选作业,形成闭路循环,精选二作业得到精选二精矿和精选二尾矿,将精选二尾矿返回精选一作业,形成闭路循环,将精选二精矿进行精选三作业,精选三作业得到精选三精矿和精选三尾矿,精选三尾矿返回精选二作业,形成闭路循环,精选三精矿为最终精矿,即银精矿。

将步骤(2)的粗选尾矿进行三次扫选作业,扫选一作业得到扫选一精矿和扫选一尾矿,扫选一精矿返回粗选作业,形成闭路循环,扫选一尾矿进行扫选二作业,得到扫选二精矿和扫选二尾矿,扫选二精矿返回扫选一作业,形成闭路循环,扫选二尾矿进行扫选三作业,得到扫选三精矿和扫选三尾矿,扫选三精矿返回扫选二作业,形成闭路循环,扫选三尾矿为最终尾矿。

与现有技术相比,本发明的有益效果如下:

(1)本发明锌浸出渣经破碎-磨矿-压滤处理后,其中的可溶性盐进入滤液中,滤液返回原锌湿法冶炼系统,进一步提高了锌的回收率,且同时降低了金属离子对后续银的浮选影响。

(2)本发明浮选中加入调整剂六偏磷酸钠,可以与溶液中的zn2+、fe2+及其他多价金属离子生成络合物,且再次降低金属离子对浮选的影响,与调整剂水玻璃配合,可以分散矿泥,减弱矿泥对浮选的有害影响。

(3)本发明碳粉的添加,可以吸附矿浆中的银以及其中部分微细粒的单质银及硫化银,提高锌浸出渣中银的回收率。

(4)本发明通过磨矿压滤,一方面消除渣样中的细粒结块,使难溶物中的包裹银暴露,减少离子与ph值对浮选的影响,另一方面,渣样中的可溶性盐溶于水中,压滤后滤液中含zn2+在10g/l左右,还有一部分铁离子,滤液返回原酸浸流程,可以回收滤液中的锌和铁。

(5)本发明流程简单,适应性强,不仅解决了锌浸出渣堆放过程中重金属离子溶出污染环境的问题,减少了堆放管理成本,而且实现了锌浸出渣中锌、银的回收利用,银的回收率达到72~78%,极大的增加了企业的经济效益。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明作进一步说明。

实施例1:本实施例对高酸浸出渣进行处理,具体步骤如下:

(1)将湿法冶炼系统中锌精矿经焙烧-中性浸出-酸性浸出-还原浸出-高酸浸出后产出的高酸浸出渣破碎混匀后进行磨矿,其中磨矿浓度为45%,磨矿至以质量计粒度小于0.038mm占85%,然后将磨矿后的矿浆进行压滤处理;

(2)将步骤(1)压滤后的滤液返回原湿法冶炼系统,将压滤后的滤渣调浆后加入依次加入500g/t的硅酸钠、700g/t的六偏磷酸钠、900g/t的有机载体碳粉、300g/t丁铵黑药、140g/t乙硫氮,起泡剂为2#油,进行一次粗选作业,一次粗选作业的矿浆浓度为18%,得到粗选精矿和粗选尾矿;

(3)将步骤(2)的粗选精矿进行三次精选作业,其中精选一作业得到精选一精矿和精选一尾矿,将精选一精矿进行精选二作业,精选一尾矿返回粗选作业,形成闭路循环,精选二作业得到精选二精矿和精选二尾矿,将精选二尾矿返回精选一作业,形成闭路循环,将精选二精矿进行精选三作业,精选三作业得到精选三精矿和精选三尾矿,精选三尾矿返回精选二作业,形成闭路循环,精选三精矿为最终精矿,即银精矿;

(4)将步骤(2)的粗选尾矿进行三次扫选作业,扫选一作业得到扫选一精矿和扫选一尾矿,扫选一精矿返回粗选作业,形成闭路循环,扫选一尾矿进行扫选二作业,得到扫选二精矿和扫选二尾矿,扫选二精矿返回扫选一作业,形成闭路循环,扫选二尾矿进行扫选三作业,得到扫选三精矿和扫选三尾矿,扫选三精矿返回扫选二作业,形成闭路循环,扫选三尾矿为最终尾矿;

(5)将步骤(3)、步骤(4)得到的银精矿、尾矿分别进行脱水作业,得到脱水后的银精矿、脱水后的尾矿和水,水返回步骤(2)中调浆。

本实施例通过对上述锌浸出渣经破碎磨矿后压滤,滤液返回原锌湿法冶金流程,增加了冶炼厂锌的回收率。精选所获得的银精矿中,ag品位为7746.52g/t,银回收率为76.48%。相比较传统浮选流程ag品位在3000-400g/t,回收率40-60%,浮选指标有了很大的提高。

实施例2:本实施例对高酸浸出渣进行处理,具体步骤如下:

(1)将湿法冶炼系统中锌精矿经焙烧-中性浸出-酸性浸出-还原浸出-高酸浸出后产出的高酸浸出渣破碎混匀后进行磨矿,其中磨矿浓度为50%,磨矿至以质量计粒度小于0.038mm占90%,然后将磨矿后的矿浆进行压滤处理;

(2)将步骤(1)压滤后的滤液返回原湿法冶炼系统,将压滤后的滤渣调浆后加入依次加入600g/t的硅酸钠、800g/t的六偏磷酸钠、1000g/t的有机载体碳粉、400g/t丁铵黑药、160g/t乙硫氮,起泡剂为2#油,进行一次粗选作业,一次粗选作业的矿浆浓度为19%,得到粗选精矿和粗选尾矿;

(3)将步骤(2)的粗选精矿进行三次精选作业,其中精选一作业得到精选一精矿和精选一尾矿,将精选一精矿进行精选二作业,精选一尾矿返回粗选作业,形成闭路循环,精选二作业得到精选二精矿和精选二尾矿,将精选二尾矿返回精选一作业,形成闭路循环,将精选二精矿进行精选三作业,精选三作业得到精选三精矿和精选三尾矿,精选三尾矿返回精选二作业,形成闭路循环,精选三精矿为最终精矿,即银精矿;

(4)将步骤(2)的粗选尾矿进行三次扫选作业,扫选一作业得到扫选一精矿和扫选一尾矿,扫选一精矿返回粗选作业,形成闭路循环,扫选一尾矿进行扫选二作业,得到扫选二精矿和扫选二尾矿,扫选二精矿返回扫选一作业,形成闭路循环,扫选二尾矿进行扫选三作业,得到扫选三精矿和扫选三尾矿,扫选三精矿返回扫选二作业,形成闭路循环,扫选三尾矿为最终尾矿;

(5)将步骤(3)、步骤(4)得到的银精矿、尾矿分别进行脱水作业,得到脱水后的银精矿、脱水后的尾矿和水,水返回步骤(2)中调浆。

本实施例通过对上述锌浸出渣经破碎磨矿后压滤,滤液返回原锌湿法冶金流程,增加了冶炼厂锌的回收率。精选所获得的银精矿中,ag品位为8721.14g/t,银回收率为74.31%。相比较传统浮选流程ag品位在3000-400g/t,回收率40-60%,浮选指标有了很大的提高。

实施例3:本实施例对高酸浸出渣进行处理,具体步骤如下:

(1)将湿法冶炼系统中锌精矿经焙烧-中性浸出-酸性浸出-还原浸出-高酸浸出后产出的高酸浸出渣破碎混匀后进行磨矿,其中磨矿浓度为50%,磨矿至以质量计粒度小于0.038mm占90%,然后将磨矿后的矿浆进行压滤处理;

(2)将步骤(1)压滤后的滤液返回原湿法冶炼系统,将压滤后的滤渣调浆后加入依次加入600g/t的硅酸钠、800g/t的六偏磷酸钠、1000g/t的有机载体碳粉、400g/t丁铵黑药、160g/t乙硫氮,起泡剂为2#油,进行一次粗选作业,一次粗选作业的矿浆浓度为19%,得到粗选精矿和粗选尾矿;

(3)将步骤(2)的粗选精矿进行三次精选作业,其中精选一作业得到精选一精矿和精选一尾矿,将精选一精矿进行精选二作业,精选一尾矿返回粗选作业,形成闭路循环,精选二作业得到精选二精矿和精选二尾矿,将精选二尾矿返回精选一作业,形成闭路循环,将精选二精矿进行精选三作业,精选三作业得到精选三精矿和精选三尾矿,精选三尾矿返回精选二作业,形成闭路循环,精选三精矿为最终精矿,即银精矿;

(4)将步骤(2)的粗选尾矿进行三次扫选作业,扫选一作业得到扫选一精矿和扫选一尾矿,扫选一精矿返回粗选作业,形成闭路循环,扫选一尾矿进行扫选二作业,得到扫选二精矿和扫选二尾矿,扫选二精矿返回扫选一作业,形成闭路循环,扫选二尾矿进行扫选三作业,得到扫选三精矿和扫选三尾矿,扫选三精矿返回扫选二作业,形成闭路循环,扫选三尾矿为最终尾矿;

(5)将步骤(3)、步骤(4)得到的银精矿、尾矿分别进行脱水作业,得到脱水后的银精矿、脱水后的尾矿和水,水返回步骤(2)中调浆。

本实施例通过对上述锌浸出渣经破碎磨矿后压滤,滤液返回原锌湿法冶金流程,增加了冶炼厂锌的回收率。精选所获得的银精矿中,ag品位为8236.31g/t,银回收率为73.62%。相比较传统浮选流程ag品位在3000-400g/t,回收率40-60%,浮选指标有了很大的提高。

以上所述仅是本发明的优选实施方式,应当指出,对于本技术领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明原理的前提下,还可以做出若干改进和润饰,这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

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