[发明专利]一种低品位高氧化率氧硫混合锌矿二次富集锌的方法

说明书

本发明公开了一种低品位高氧化率氧硫混合锌矿二次富集锌的方法，包括：(1)磨矿；(2)中性浸出：浸出终点pH控制5.0～5.2，反应后的矿浆进入液固分离，上清液送沉锌，底流送酸性浸出；(3)酸性浸出：终点pH控制0.5～1.0，反应后的矿浆进入液固分离，上清液返回中性浸出，底流压滤后得到浸出渣；(4)沉锌：加入氧硫混合锌矿，反应后沉锌矿浆进入液固分离，得到富锌渣和沉锌后液，沉锌后液调酸后返回至酸性浸出；(5)浮选：步骤(3)所得浸出渣进入浮选工序，回收硫化锌；(6)挥发：步骤(4)所得富锌渣进入还原挥发工序，得到次氧化锌；本发明采用两段浸出，使氧化矿中锌的浸出率大于90％，浸出液再采用氧硫混合矿二次沉锌富集，使沉锌率大于99.5％，富锌渣含锌16～25％。

技术领域

本发明属于有色金属冶炼技术领域，具体涉及一种低品位高氧化率氧硫混合锌矿二次富集锌的方法。

背景技术

矿山开采过程中采出部分氧硫混合锌矿(氧化矿与硫化矿的混合矿)，具有锌品位低、氧化率高、含泥量大且细等特点，一直得不到有效的开发利用，占用大量堆存场地的同时，对矿区环境治理造成巨大威胁。长期以来，如何合理有效利用矿山地表堆存的低品位难处理氧硫混合锌矿，成为矿山开发的关键和难题，倍受业界人士关注。

多年来，国内多家科研单位曾对低品位高氧化率氧硫混合锌矿进行了技术攻关，发现采用传统选矿方法处理，虽然可以得到较高品位的氧化锌精矿，但回收率太低，选矿环节锌的损失过大；而直接采用火法回转窑对原矿进行处理，因其原矿品位过低，其它脉石等含量高，导致煤耗过高，经济不合理，难以实现工业化生产。由于矿石品位低，直接酸浸处理产出的滤液含锌浓度低而无法达到电积要求；而采用萃取工艺富集，因溶液体积量大，需要使用大量有机萃取剂，生产成本高，且增加了锌电积过程烧板的风险。

发明内容

本发明的目的在于提供一种易于工业化、生产成本低、可操作性强的低品位高氧化率氧硫混合锌矿二次富集锌的方法。

为了达到上述目的，本发明提供以下技术方案：

本发明提供一种低品位高氧化率氧硫混合锌矿二次富集锌的方法，包括以下步骤：

(1)磨矿：将氧硫混合锌矿加水调浆，磨矿至预定细度，得到矿浆；

(2)中性浸出：采用两段逆流浸出，控制反应温度40～50℃，液固比3:1～5:1，浸出时间1～2h，浸出终点pH控制5.0～5.2，反应后的矿浆进入液固分离，上清液送沉锌，底流送酸性浸出；

(3)酸性浸出：控制温度60～70℃，液固比2:1～4:1，浸出时间2～3h，终点pH控制0.5～1.0，反应后的矿浆进入液固分离，上清液返回中性浸出，底流压滤后得到浸出渣；

(4)沉锌：加入氧硫混合锌矿，控制反应时间1～2h，温度为10～30℃，终点pH为7.5～8.5，反应后，沉锌矿浆进入液固分离，得到富锌渣和沉锌后液，沉锌后液调酸后返回至酸性浸出；

(5)浮选：步骤(3)所得浸出渣进入浮选工序，回收硫化锌；

(6)挥发：步骤(4)所得富锌渣进入还原挥发工序，得到次氧化锌(“次”代表品位低的氧化锌)。

作为优选，步骤(1)中，氧硫混合锌矿加水调浆，制成固体浓度60～70％的矿浆，泵入砂磨机进行磨矿，经磨矿后矿浆粒度小于74μm占90％以上。

作为优选，步骤(4)中，氧硫混合锌矿的添加量为50～100g/L滤液。

作为优选，步骤(4)中，沉锌后液调酸至硫酸浓度为25～45g/L。

作为优选，步骤(5)中，采用一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选流程，回收硫化锌。

作为优选，步骤(6)中，挥发产生的次氧化锌经浸出、净化、电积工艺，生产电锌产品。