一种从铅银渣中回收硫酸铅的浮选方法 |
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| 申请号 | CN201510729945.1 | 申请日 | 2015-11-02 | 公开(公告)号 | CN105964408A | 公开(公告)日 | 2016-09-28 |
| 申请人 | 武汉科技大学; 长沙矿冶研究院有限责任公司; 深圳市中金岭南有色金属股份有限公司凡口铅锌矿选矿厂; | 发明人 | 李茂林; 姚伟; 张涛; 孙肇淑; 王跃林; 郑伦; 周艳飞; 崔瑞; 胡伟; 王旭; 黄业豪; 彭兴华; 徐寒冰; 陈忠玉; 沈发明; 何文迪; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及一种从铅 银 渣中回收 硫酸 铅的浮选方法。包括：（1）制浆浓缩预处理：用清 水 将铅银渣制浆，浓缩矿浆至底层矿浆浓度为27‑35%；（2）一次粗选：向浮选给矿依次添加pH调整剂、 抑制剂 、捕收剂和起泡剂，进行粗选；（3）两次扫选：向粗选 尾矿 依次添加抑制剂和捕收剂进行扫选一，向扫选一所得尾矿按顺序依次添加抑制剂和捕收剂进行扫选二，扫选二所得尾矿为最终尾矿；（4）三次精选：向粗选精矿添加抑制剂进行精选一，向精选一所得精矿添加抑制剂进入精选二，精选二所得精矿直接进入精选三，精选三所得精矿为最终精矿。本发明方法具有工艺流程简单，设备投资少，可操作性强，精矿中铅品位和回收率高，生产成本低，经济效益显著，环境效益明显等优点。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种从铅银渣中回收硫酸铅的浮选方法，所述铅银渣为某冶炼厂氧压酸浸渣浮选元 素硫后的过滤尾矿，其中铅品位17.5-19%，其特征步骤是:(1) 制浆浓缩预处理:用清水将铅银渣制浆，液固质量比为8:1-12:1，浓缩矿浆至底层 矿浆浓度为55-50%;底层矿浆再加入清水制浆，液固质量比为15:1-20:1，浓缩矿浆至底层 矿浆浓度为27-35%;所得到的底层矿浆作为浮选给矿；(2) —次粗选:向步骤(1)中所得到的浮选给矿按顺序依次添加pH调整剂、抑制剂、捕收 剂和起泡剂，然后进行粗选，粗选次数为一次;粗选尾矿进入第(3)步，粗选精矿进入第(4) 步；(3) 两次扫选:向步骤(2)中的粗选尾矿按顺序依次添加抑制剂和捕收剂进行扫选一， 扫选一所得精矿返回至粗选给矿，向扫选一所得尾矿按顺序依次添加抑制剂和捕收剂进行 扫选二，扫选二所得精矿返回扫选一给矿，扫选二所得尾矿为最终尾矿；(4) 三次精选:向步骤(2)中的粗选精矿添加抑制剂进行精选一，精选一所得尾矿返回 至粗选给矿，向精选一所得精矿添加抑制剂进入精选二，精选二所得尾矿返回至精选一给 矿，精选二所得精矿直接进入精选三，精选三所得尾矿返回至精选二给矿，精选三所得精矿 为最终精矿。 |
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| 说明书全文 | 一种从铅银渣中回收硫酸铅的浮选方法技术领域[0002] 锌精矿氧压酸浸渣浮选有价元素硫后的过滤尾矿富含铅、银，因此过滤尾矿又称为铅银渣。由于浸出体系较为复杂，浸出渣成分也十分复杂，且这些成分的物化性质与自然界的矿物有了很大差别。目前，回收铅银渣中有价金属成分的主要方法包括浸出法、火法冶炼法、浮选法等。用浸出法回收铅银渣中有价金属的工艺流程通常较为复杂，浸出时间较长，且浸出过程中需添加大量强酸、强碱等药剂，对设备要求较高。火法冶炼法能耗较高，且会产生新的含铅炉渣、烟气及烟尘，对环境不利。浮选法则主要侧重于铅银渣中银的回收， 且银的回收率较低，对铅的回收则研究较少。 [0003] 当前，浸出法回收铅银渣中的铅，主要采用氯化浸铅法和碱浸浸铅法两种浸出方法。氯化浸铅法所得产品为氯化铅，通过结晶形式产出，结晶率低，产品质量品级低且用途较窄;碱浸浸铅法一般采用硫化沉铅，硫化铅只能作为冶金原料。火法冶炼法能够回收铅银渣中大部分有价金属，但能耗高，环境污染大等问题未能有效解决。因此，如何找到一种工艺流程简单，对环境危害较小，成本低廉，资源利用率高的回收铅银渣中有价金属成分的方法是亟待解决的问题。 [0004] 刘沧龙等(刘沧龙，何乐琼，杨守明等.铅银渣火法处理回收铅银工艺.CN101497944A)将铅银渣、工业碳酸钠、无烟煤、铁肩按一定比例混匀后，加温至400-500°C， 保持2.5-5h，搅拌均匀后继续加热，继续加温至850-950 °C，停止加热，进行打渣，降温至 400-450°C，进行铸锭即得。该工艺温度高，加温时间长，因此能耗高，加温过程中不可避免的会产生新的烟气、烟尘、炉渣等。 [0005] 李黎婷(李黎婷.利用铅银渣综合提取锌铅银的试验研究[J].矿产综合利用， 2010,3(6):15-18.)研究了采用“水洗脱锌一氧化焙烧一氰化浸银一氯化浸铅”的湿法工艺对湿法炼锌浸出的铅银渣进行综合回收利用。氰化浸银过程中添加对环境有害的氰化物， 氯化浸铅产品则为氯化铅，产品应用面较窄。 [0006] 张传宝，严文斌，徐辉等(张传宝，颜文斌，徐辉等.难处理铅锌矿酸浸渣回收硫酸铅的工艺研究[J].应用化工，2012，41 (7): 1188-1192.)采用氯化钠-硫酸混合溶液对酸浸渣进行浸出，在氯化钠浓度为33g/L，液固比为7:1，时间为1.5 h，温度95 °C，硫酸浓度为1 mol /L的条件下，铅的浸出率为82.1%。浸出过程添加硫酸以及加温，对于设备要求较高， 加温过程中能耗大，另外，铅的浸出率低。 [0007] 张少博，陈雯，沈强华(张少博，陈雯，沈强华.从锌浸出渣中获得铅银精矿的试验研究[J].矿冶，2014,23(1):34-36.)针对某锌浸出渣，经热酸浸出后，通过一次粗选，两次精选，三次扫选的开路流程浮选，精矿中银品位可以达到2017.45g/t，回收率达到了 43.70%左右，精矿中铅品位达到50.81%。但在浮选过程中添加硫化钠，对于环境有害。 [0008] 李正明，张伟，窦传龙等(李正明，张伟，窦传龙等.湿法炼锌中铅银渣的处理回收工艺[J].云南冶金，2011，40(S): 173—175.)综合论述浮选方法处理铅银渣，指出国内通过浮选对铅银渣进行回收，侧重点是银的回收，且回收率低，对铅的研究则较少。 [0009] 综上所述，现有的回收铅银中有价金属方法存在能耗高，环境污染大，对设备要求高，浸出率或回收率低等缺点。发明内容 [0010] 本发明的目的是针对现有技术存在的不足，提供一种从铅银渣中回收硫酸铅的浮选方法。 [0011] 为实现上述目的，本发明采用的技术方案是:一种从铅银渣中回收硫酸铅的浮选方法，包括如下步骤是:(1) 制浆浓缩预处理:用清水将铅银渣制浆，液固质量比为8:1-12:1，浓缩矿浆至底层矿浆浓度为55-50%;底层矿浆再加入清水制浆，液固质量比为15:1-20:1，浓缩矿浆至底层矿浆浓度为27-35%;所得到的底层矿浆作为浮选给矿；(2) —次粗选:向步骤(1)中所得到的浮选给矿按顺序依次添加pH调整剂、抑制剂、捕收剂和起泡剂，然后进行粗选，粗选次数为一次;粗选尾矿进入第(3)步，粗选精矿进入第(4) 步；(3) 两次扫选:向步骤(2)中的粗选尾矿按顺序依次添加抑制剂和捕收剂进行扫选一， 扫选一所得精矿返回至粗选给矿，向扫选一所得尾矿按顺序依次添加抑制剂和捕收剂进行扫选二，扫选二所得精矿返回扫选一给矿，扫选二所得尾矿为最终尾矿；(4) 三次精选:向步骤(2)中的粗选精矿添加抑制剂进行精选一，精选一所得尾矿返回至粗选给矿，向精选一所得精矿添加抑制剂进入精选二，精选二所得尾矿返回至精选一给矿，精选二所得精矿直接进入精选三，精选三所得尾矿返回至精选二给矿，精选三所得精矿为最终精矿。 [0012] 所述铅银渣为某冶炼厂氧压酸浸渣浮选元素硫后的过滤尾矿，过滤尾矿为氧压酸浸锌精矿浮选元素硫后的废渣，铅品位为17.5-19%。 [0014] 所述步骤(2)粗选中pH调整剂用量为300-800g/t，调节矿浆pH至5.5-6.5，抑制剂用量为1500 -2000g/t，捕收剂用量为1500 -2000g/t，起泡剂用量为50 -75g/t，充气量为 160 -200L/h，浮选时间不少于4min。[〇〇15] 所述步骤(3)扫选一中抑制剂用量为500-1000g/t，捕收剂用量为500-750g/t，充气量为160 -200L/h，浮选时间不少于4min;所述扫选二中抑制剂用量为200-300g/t，捕收剂用量为150_250g/t，充气量为160 -200L/h，浮选时间不少于4min。[〇〇16] 所述步骤(4)精选一中抑制剂用量为500-750g/t，充气量为160 -200L/h，浮选时间不少于4min;所述精选二中抑制剂用量为150-250g/t，充气量为160 -200L/h，浮选时间不少于4min;所述精选三中不添加任何药剂，充气量为160 -200L/h，浮选时间不少于4min。 [0017]所述锌精矿氧压酸浸渣浮选元素硫后的过滤尾矿用清水将制浆，液固质量比为 10:1，矿衆中离子成分分析结果为:Zn2+，1150 mg/l;Fe3+，386 mg/1 ;Ca2+，566 mg/l;Mg2+，35.83 mg/1; Pb2+，5.14 mg/1; Na+，32.22 mg/l;K+，7.46 mg/1; Cl—，1.00 mg/l;Si〇42—， 2.15 mg/1; S〇42—，4.5 g/l;Fe2+，0.16 g/1; pH值为2.25。 [0018] 由于采用上述方案，本发明具有的优点如下:1、 本发明采用制浆浓缩预预处理，减少了氧压酸浸渣浮选元素硫后的过滤尾矿中难免离子含量，矿浆pH上升；2、 本发明采用浮选方法回收氧压酸浸渣浮选元素硫后的过滤尾矿中的硫酸铅，经一次粗选三次精选二次扫选，精矿中铅品位大于50,回收率大于82;3、 本发明采用浮选方法回收铅银渣中的硫酸铅，将废渣有效利用，经济效益显著，环境效益明显；4、 本发明采用浮选方法回收铅银渣中的硫酸铅，仅需添加浮选机、搅拌器，浓密机，设备投资少，厂房占地少;另外，浮选操作方便、简易，可操作性强。 [0020] 图1是一种从铅银渣中回收硫酸铅的浮选方法的工艺流程图。具体实施方式 [0021] 下面结合附图对本发明做进一步的说明。 [0022] 本发明实施例中采用的pH调整剂氧化钙、或氢氧化钠、或碳酸钠为，抑制剂水玻璃，捕收剂水杨羟肟酸均为分析纯，起泡剂松醇油为工业纯。[〇〇23]本发明实施例中粗选采用的浮选设备为1.5L的HLXro型浮选机，扫选采用的浮选设备为1.5L的HLXFD型浮选机，精选采用的浮选设备为0.75L的HLXFD型浮选机。 [0024]本发明实施例中选用的锌精矿氧压酸浸渣浮选元素硫后的过滤尾矿来自某冶炼厂，细度为-〇.〇74mm占90-93%，主要脉石矿物为石膏及石英，主要成分按重量百分比含 pbl7.5-19%，其中85-95%的铅以硫酸铅形式存在，含Ag200-300g/t，含Si0215-20%，含石膏 25-35%〇[〇〇25] 实施例1锌精矿氧压酸浸渣浮选元素硫后的过滤尾矿原料细度为-0.074_占91.90%，主要成分按重量百分比含Pbl8.5%，含Ag267g/t，含Si0225%，含石膏30%。 [0026]从原料中回收硫酸铅的浮选方法的步骤是:(1) 制浆浓缩预处理:用液固质量比为10:1的清水将铅银渣制浆，矿浆用搅拌器搅拌 5min，静置澄清，澄清好的矿浆用虹吸管虹吸上清液至底层矿浆浓度为50%;底层矿浆再加入清水制浆，液固质量比为20:1，搅拌5min，静置澄清，澄清好的矿浆虹吸上清液，浓缩矿浆至底层矿浆浓度为31.24%;所得到的底层矿浆作为浮选给矿；(2) —次粗选:向步骤(1)中所得到的浮选给矿按顺序依次添加氧化钙500g/t，调节矿浆pH至6.1;水玻璃2000g/t;水杨羟肟酸1500 g/t;松醇油75g/t;控制充气量为160L/h;然后进行粗选，粗选次数为一次，浮选时间为4min;粗选尾矿进入第(3)步，粗选精矿进入第 ⑷步；(3) 两次扫选:向步骤(2)中的粗选尾矿按顺序依次添加水玻璃750g/t和水杨羟肟酸 500g/t进行扫选一，扫选一的充气量为160 L/h，浮选时间为4min;扫选一所得精矿返回至粗选给矿，向扫选一所得尾矿按顺序依次添加水玻璃250g/t和水杨羟肟酸200g/t进行扫选二，扫选二的充气量为160 L/h，浮选时间为4min，扫选二所得精矿返回扫选一给矿，扫选二所得尾矿为最终尾矿；(4) 三次精选:向步骤(2)中的粗选精矿添加水玻璃750g/t进行精选一，精选一充气量为160 L/h，浮选时间为4min;精选一所得尾矿返回至粗选给矿，向精选一所得精矿添加水玻璃200g/t进入精选二，精选二充气量为160 L/h，浮选时间为4min;精选二所得尾矿返回至精选一给矿，精选二所得精矿不添加任何药剂直接进入精选三，精选三充气量为160L/h， 浮选时间为4min;精选二所得尾矿返回至精选二给矿，精选二所得精矿为最终精矿。[〇〇27]获得的最终精矿中铅品位为51.04%，最终精矿铅回收率为82.20%。[〇〇28] 实施例2本实施例所使用的锌精矿氧压酸浸渣浮选元素硫后的过滤尾矿原料同实施例1。 [0029] 从原料中回收硫酸铅的浮选方法的步骤是:(1) 制浆浓缩预处理:用液固质量比为12:1的清水将铅银渣制浆，矿浆用搅拌器搅拌 5min，静置澄清，澄清好的矿浆用虹吸管虹吸上清液至底层矿浆浓度为52%;底层矿浆再加入清水制浆，液固质量比为18:1，搅拌5min，静置澄清，澄清好的矿浆虹吸上清液，浓缩矿浆至底层矿浆浓度为30.23%;所得到的底层矿浆作为浮选给矿；(2) —次粗选:向步骤(1)中所得到的浮选给矿按顺序依次添加氢氧化钠500g/t，调节矿浆pH至6.5;水玻璃2000g/t;水杨羟肟酸1500g/t;松醇油75g/t;控制充气量为160L/h;然后进行粗选，粗选次数为一次，浮选时间为4min。；粗选尾矿进入第(3)步，粗选精矿进入第 ⑷步；(3) 两次扫选:向步骤(2)中的粗选尾矿按顺序依次添加水玻璃750g/t和水杨羟肟酸 500g/t进行扫选一，扫选一的充气量为160 L/h，浮选时间为4min;扫选一所得精矿返回至粗选给矿，向扫选一所得尾矿按顺序依次添加水玻璃200g/t和水杨羟肟酸250g/t进行扫选二，扫选二的充气量为160 L/h，浮选时间为4min，扫选二所得精矿返回扫选一给矿，扫选二所得尾矿为最终尾矿；(4) 三次精选:向步骤(2)中的粗选精矿添加水玻璃750g/t进行精选一，精选一充气量为160 L/h，浮选时间为4min;精选一所得尾矿返回至粗选给矿，向精选一所得精矿添加水玻璃250g/t进入精选二，精选二充气量为160 L/h，浮选时间为4min;精选二所得尾矿返回至精选一给矿，精选二所得精矿不添加任何药剂直接进入精选三，精选三充气量为160L/h， 浮选时间为4min;精选二所得尾矿返回至精选二给矿，精选二所得精矿为最终精矿。 [0030] 获得的最终精矿中铅品位为50.43%，最终精矿铅回收率为81.03%。[〇〇31] 实施例3本实施例所使用的锌精矿氧压酸浸渣浮选元素硫后的过滤尾矿原料同实施例1。 [0032]从原料中回收硫酸铅的浮选方法的特征步骤是:(1)制浆浓缩预处理:用液固质量比为8:1的清水将铅银渣制浆，矿浆用搅拌器搅拌 5min，静置澄清，澄清好的矿浆用虹吸管虹吸上清液至底层矿浆浓度为55%;底层矿浆再加入清水制浆，液固质量比为20:1，搅拌5min，静置澄清，澄清好的矿浆虹吸上清液，浓缩矿浆至底层矿浆浓度为29.56%;所得到的底层矿浆作为浮选给矿；(2)—次粗选:向步骤(I)中所得到的浮选给矿按顺序依次添加碳酸钠500g/t，调节矿浆pH至5.9;水玻璃2000g/t;水杨羟肟酸1500 g/t;松醇油75g/t;控制充气量为160 L/h;然后进行粗选，粗选次数为一次，浮选时间为4min。；粗选尾矿进入第(3)步，粗选精矿进入第⑷步； (3)两次扫选:向步骤(2)中的粗选尾矿按顺序依次添加水玻璃500g/t和水杨羟肟酸750g/t进行扫选一，扫选一的充气量为160 L/h，浮选时间为4min;扫选一所得精矿返回至粗选给矿，向扫选一所得尾矿按顺序依次添加水玻璃200g/t和水杨羟肟酸250g/t进行扫选二，扫选二的充气量为160 L/h，浮选时间为4min，扫选二所得精矿返回扫选一给矿，扫选二所得尾矿为最终尾矿； (4)三次精选:向步骤(2)中的粗选精矿添加水玻璃750g/t进行精选一，精选一充气量为160 L/h，浮选时间为4min;精选一所得尾矿返回至粗选给矿，向精选一所得精矿添加水玻璃250g/t进入精选二，精选二充气量为160 L/h，浮选时间为4min;精选二所得尾矿返回至精选一给矿，精选二所得精矿不添加任何药剂直接进入精选三，精选三充气量为160 L/h，浮选时间为4min;精选三所得尾矿返回至精选二给矿，精选三所得精矿为最终精矿。 [0033]获得的最终精矿中铅品位为50.28%，最终精矿铅回收率为81.11%。 |
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