[发明专利]一种低品位难选混合锌矿资源高效协同回收锌的方法

说明书

本发明公开了一种低品位难选混合锌矿资源高效协同回收锌的方法，通过针对低品位难选混合锌矿资源特点，研究开发了分选选冶协同处理工艺，对于高氧化率矿石，采用先浸后浮工艺，分别得到碳酸锌沉淀和硫化锌精矿；对低氧化率矿石，则采用“先硫后氧”浮选，分别得到硫化锌精矿和氧化锌精矿，氧化锌精矿并入高氧化率矿石的浸出处理系统；硫化锌精矿送入冶炼焙烧系统，碳酸锌沉淀则直接进入冶炼浸出系统。通过本发明可实现低品位难选混合锌矿资源的高效回收，锌综合回收率90％以上，硫酸富余率降低80％以上。

技术领域

本发明涉及化工生产技术领域，具体涉及一种低品位难选混合锌矿资源高效协同回收锌的方法。

背景技术

我国是世界第一大锌消费国，锌矿资源总体相对丰富，但随着多年的开采利用,传统的硫化锌资源已经使用殆尽，剩下的大部分都是难选混合锌矿，品位高低不一，锌氧化率从15-99％不等。目前，一般只利用高品位低氧化率锌矿石，采用“浮选-硫锌精矿焙烧-浸出-电积”工艺处理回收硫化锌矿，其中的氧化锌矿没有充分回收，低品位高氧化率锌矿石更是剥离堆存没有利用，存在较大的资源浪费和环境风险。同时由于矿山地处偏僻，处理硫化锌精矿的锌冶炼厂通常面临产出的硫酸富余问题。因此，如何高效回收低品位难选混合锌矿资源，将矿石中的锌资源吃干榨净，同时解决锌冶炼厂的硫酸富余问题，是业内面临的技术难题。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种低品位难选混合锌矿资源高效协同回收锌的方法。

为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

一种低品位难选混合锌矿资源高效协同回收锌的方法，包括如下步骤：

S1、对低氧化率矿石进行浮选得到硫锌精矿A和氧锌精矿：先采用一粗二扫二精浮选得到硫锌精矿A，其中，每升矿浆加入2-5mg的硫酸铜、1-3mg的丁基黄药、0.5-2mg的2#油；再采用三粗三精浮选得到氧锌精矿，其中，每升矿浆加入氟硅酸钠20-60mg，脂肪族羟肟酸捕收剂10-30mg；

S2、将氧锌精矿与高氧化率矿石合并后，加入硫酸进行预处理，得到预处理后液和预处理尾渣；预处理中，每升矿浆中加入20-30g浓硫酸，预处理温度为20-30℃，预处理时间为1-1.5h，终点pH＝1.5-1.7；

S3、对步骤S2所得预处理后液进行预中和，得到石膏渣和预中和后液，其中，每升预处理后液加入10-12g石灰石或石灰，预中和温度为35-40℃，预中和时间为1.5-2h,终点pH＝4.5-4.7；对预中和后液进行碳酸钠沉锌，得到碳酸锌沉淀，其中，每升预中和后液加入10-12g碳酸钠，沉锌温度为35-40℃，沉锌时间为1-3h,终点pH＝7.8-8.0；

对预处理尾渣进行中和，得到中和后尾渣浆，其中，每升预处理尾渣加入0.5-0.8g石灰，中和温度为35-40℃，反应时间为1-2h,终点pH＝8.2-8.3；对中和后尾渣浆进行一粗两扫三精浮选，得到硫锌精矿B，其中，每升中和后尾渣浆加入2-3mg的硫酸铜、1-1.5mg的丁基黄药、0.5-1mg的2#油；

S4、硫锌精矿A和硫锌精矿B合并后进行焙烧，得到焙砂和硫酸；焙烧温度为900℃，停留时间为0.5-1h；

S5、将步骤S3产出的碳酸锌沉淀与步骤S4所得的焙砂合并后，进行废电解液两段浸出；一段浸出采用二段浸出溢流液，二段浸出采用废电解液，一段浸出温度为85℃，一段浸出时间为2h，一段浸出终点pH＝4.7；二段浸出温度为80℃，二段浸出时间为2h，二段浸出终点pH＝1.5-1.6；

S6、对步骤S5产出的一段浸出液加入石灰石或石灰，同时通入二氧化硫和空气的混合气体进行除杂净化，得到净化后液；其中，每升一段浸出液加入20-40g石灰石或石灰，二氧化硫和空气的混合气体通入量由除杂净化过程中的电位控制决定，电位控制500-600mV，二氧化硫与空气的体积比为0.2-2：98-99.8；除杂净化反应温度为70-75℃，pH为4.5-4.6，反应时间为3-5h；