CN102912147A - 锌氧压浸出渣浮选硫磺后尾渣中回收铅锌、银、铁的工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开一种锌氧压浸出渣浮选硫磺后尾矿中回收铅锌、银、铁的工艺，属于有色金属冶炼综合回收利用领域，主要包括金属化焙烧、磁选、电解等步骤；铅锌在金属化焙烧时以烟尘的形式进行回收；铁以电解铁粉的形式回收；银作为炼银原料进行回收，该工艺回收指标与现有技术相比，铅锌、银、铁的回收率得到明显提高，铅锌、银的回收率均大于90%wt；铁回收率为89～93%wt；此外通过磁选－电解生产电解铁粉能显著地提高氧压浸出渣硫磺浮选尾矿中铁的价值；本发明效果显著，实现了Fe与Pb+Zn、Ag的分别回收，最大程度地降低了氧压浸出渣量的堆存，为锌浸出渣乃至其它有色冶炼渣的综合利用提供了一种非常有效的生产方法。

Description

锌氧压浸出渣浮选硫磺后尾渣中回收铅锌、银、铁的工艺

技术领域：

本发明属于有色金属冶炼综合回收利用领域，具体是一种从锌氧压浸出渣浮选硫磺后尾渣中回收铅锌、银和铁的工艺。

背景技术：

我国是一个铅锌资源比较丰富的国家之一，也是世界最大的铅锌生产大国和消费大国。我国铅锌矿贫矿多、富矿少，构造结构和矿物组成复杂的多、简单的少，矿石组分复杂，有的入选矿石达30多种矿物，不少矿石嵌布粒度细微，结构构造复杂，属难选矿石类型，选矿的锌精矿共伴生金属量大、综合回收价值高。大多数铅锌矿床普遍共伴生Cu、Fe、S、Ag、Au、Sn、Sb、Mo、W、Hg、Co、Cd、In、Ga、Ge、Se、Tl、Sc等元素。有些矿床开采的矿石，伴生元素达50多种。特别是近20年来，通过综合勘查和矿石物质成分研究，证实许多铅锌矿床中含银高，成为铅锌银矿床或银铅锌矿床，其银储量占全国银矿总储量的60%以上，在采选冶过程中综合回收银的产量，占全国银产量的70%~80%。

在我国的铅锌矿资源中，高铁闪锌矿资源数量大。在云南已探明的高铁闪锌矿资源在700万吨以上，占云南省资源量的25%以上。我国铅锌矿山和锌锡矿山等都不同程度地含有铁闪锌矿，例如广西的大厂、河三铅锌矿，湖南的黄沙坪、潘家冲、野鸡尾铅锌矿，贵州的赫章铅锌矿，青海的锡铁山铅锌矿，黑龙江的西林铅锌矿，吉林的放牛沟、故牛淘铅锌矿，广东的厚婆坳铅锌矿，云南的都龙锌锡矿和澜沧铅锌矿等。这些矿山的铁闪锌矿含铁一般为8%~12%，有的高达26%。估计我国的高铁闪锌矿潜在资源储量在3000万吨以上，未来将是我国重要的锌冶炼资源。

当前，我国锌冶金主要采用湿法冶金工艺即焙烧-浸出-净化-电积的工艺生产，占产能的80%以上。该工艺由于存在焙烧烟气的二氧化硫污染、产生的烟气需要制酸，对于酸耗不发达的地区，产出的大量硫酸无法有效利用；此外，对于共伴生多金属的铅锌资源和高铁闪锌矿资源，在传统的焙烧-浸出-净化-电积湿法炼锌工艺中，高铁闪锌矿沸腾焙烧时，形成铁酸锌，焙砂浸出时锌浸出率低，仅70~80%，大量锌残留在浸出渣中，同时，该工艺不能实现锌和共伴生金属的高效综合利用，一方面造成环境污染，另一方面也造成资源的极大浪费。

而氧压酸浸是一种锌精矿的全湿法冶金技术，可以丰富、补充完善传统锌湿法冶金工艺。其优点在于消除了二氧化硫污染，硫以元素形态产出；能够有效处理高铁闪锌矿资源及复杂难处理的含锌精矿，共伴生金属能够有效回收的特点。

氧压酸浸过程中，实现了In、Cu、Ge和Ga等金属的高效浸出，金属浸出率达到85~95%以上，然后再从浸出液中分离和提取，综合回收率在80%以上，比传统工艺高20%以上，最大程度实现资源的高效分离与提取。

虽然氧压浸出技术作为一种资源高效利用、环境污染较小的锌冶炼技术弥补了现有的焙烧-浸出-净化-电积工艺的技术不足，能够最大程度实现锌及部分伴生有价金属的高效综合回收，如Cu、In、Ge、Ga等能够得到综合回收，但其浸出渣中依然含有元素S约40~60%、未浸出的Pb约1~6%、Zn约1~5%、Ag约100~500g/t以及浸出后再沉淀的Fe约30%，回收价值很大，尤其以Ag的回收价值最大。因此，对于锌资源复杂、伴生金属多的我国来说，开展氧压浸出渣资源化综合利用有着迫切必要性。

就氧压浸出渣而言，一方面其本身对于目前的环保要求来说是一种危废渣，其堆存存在环境污染，需要比较大的尾矿库，堆存成本费用比较高昂，在环保要求越来越严的我国，未来堆存都可能存在问题，可能导致企业不得不关闭；另一方面，氧压浸出渣含大量伴生的有价金属，对伴生的有价金属高效综合回收不利，造成渣中共伴生资源的巨大浪费。

目前，锌浸出渣处理工艺分为湿法工艺、火法工艺以及浮选工艺。采用湿法工艺回收锌浸出渣时，需要采用高温高酸浸出，这样造成了浸出液的除铁试剂消耗大，成本高，除铁时铁矾渣夹带In、Ge等有价金属导致金属损失大等问题；而采用回转窑挥发、烟化炉挥发等火法工艺时，则挥发能耗高，造成锌的冶炼能耗高，且设备投资和维修费用较高，回转窑挥发虽然能够回收部分的In和Ge，但回收率仅50~70%，渣中Cu不能回收；而采用锌浸出渣浮选工艺回收时，锌离子浓度高时易导致浮选指标恶化，而且银的回收率与浸出渣的性质和生产厂家的特点有密切关系，如中浸渣或氧压浸出渣中铁酸盐、铁矾化合物的大量存在，严重包裹银，使银回收率普遍较低，回收率一般在50～70%，且铅锌、银、铁分离效果差，资源利用率低。

发明内容：

针对锌氧压浸出渣浮选尾渣中铅锌、铁、银分离难，银和铁的回收率低等问题，本发明提供一种锌氧压浸出渣浮选硫磺后尾渣中回收铅锌、银和铁的工艺，一方面实现尾渣中的有价金属的再利用，提高企业的经济效益；另一方面，减少外排渣量和实现渣的无害化，有利于环境保护。

本发明工艺流程简单、金属综合回收率高。本发明的主要流程是：锌氧压浸出渣浮选尾渣金属化焙烧-磁选-电解工艺，该工艺解决了当前工艺普遍存在的银回收率低，铅锌、铁、银分选效果差的问题，铅锌综合回收率大于90%wt，银综合回收率大于90%wt，铁回收率达90%wt以上。该技术的实施，彻底解决了氧压浸出渣的堆存问题，产出尾渣量最小化，电解产出电解铁粉作为产品销售，阳极泥中含有Pb、Ag等与磁选后的银精矿一起作为提银原料。该工艺最大程度地实现铅锌、银、铁等金属从浮选硫精矿后的尾渣中高效回收，使得氧压浸出渣的综合利用价值得到最大化体现，也使锌浸出渣对环境的污染降到最小，为锌浸出渣乃至其它有色冶炼渣提供了一种非常积极有效的综合回收利用工艺。

本发明工艺主要包括以下几个步骤：

(1)首先将锌氧压浸出渣浮选硫磺后尾渣与还原剂混合均匀后直接进行金属化焙烧或通过造球或通过挤压成型后进行金属化焙烧，还原剂用量为反应物料的1~60%wt，如进行造球时球团直径在0.5~10cm；

(2)上一步骤获得的球团料或成型料或直接混匀料在金属化焙烧设备中进行焙烧，获得焙砂、铅锌烟尘和二氧化硫烟气；焙砂供磁选所用，铅锌烟尘进入锌***按常规技术进行铅锌回收，二氧化硫烟气按常规技术经过处理后进入制酸***；

(3)将上一步骤获得的焙砂磨至-325目占30~100%wt进行磁选，得到铁粉和银精矿，磁选后的铁粉成型后进行电解，得到电解铁粉和含银阳极泥，电解铁粉作为产品外售；

(4)磁选后的银精矿与电解后的含银阳极泥一起作为提银原料进入铅***。

作为本发明的优选技术方案：

所述步骤（1）中的还原剂为焦粉或碳粉。

所述步骤（1）中的锌氧压浸出渣浮选硫磺后尾渣也可是锌渣、铅渣、铅银渣或铁渣，其中：硫含量为0~10%wt、锌含量0~5%wt、铅含量0~10%wt、银100~500g/t、铁含量5~40%wt。

所述步骤（2）中的金属化焙烧设备为回转窑或隧道窑或竖窑，焙烧温度800~1300℃、时间为5~240min。

所述步骤（3）中的磁选强度为0.1～0.6T；磁选后的铁粉进行成型，成型设备为冷挤压成型机或热挤压成型机。

所述步骤（3）中的电解条件为：电解液为硫酸亚铁或氯化亚铁溶液，电流密度1.5～8.0A/dm²、槽电压0.5-5.5V、Fe浓度：60～200g/L，温度：20～60℃、电解周期：24～48h。

本发明原理：

磁化焙烧是在一定温度和气氛下把弱磁性铁矿物(赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿及黄铁矿等)变成强磁性的磁铁矿或磁性赤铁矿(γ-Fe₂O₃)的过程，是弱磁性矿石在磁选前的准备作业，以便用弱磁场磁选机进行分选。本发明所采用的金属化焙烧是在磁化焙烧的基础上将磁性铁转变为金属铁以制取更高附加值的电解铁粉。

通常，氧压浸出渣中铁主要以赤铁矿形式存在，少部分以铁矾渣的形式存在，由于氧压浸出渣中存在少量的黄钾铁矾、黄钠铁矾、铁酸锌等，它们受热会发生反应(1~4)：

2KFe₃(SO₂)₂(OH)₆=K₂SO₄+Fe₂(SO₄)₃+2Fe₂O₃+6H₂O    (1)

Fe₂(SO₄)₃=Fe₂O₃+SO₃                             (2)

ZnFe₂O₄+Fe₂(SO₄)₃=ZnSO₄+Fe₂O₃+2SO₃              (3)

SO₃=SO₂+O₂                                      (4)

铁钒渣分解后生成的Fe₂O₃与氧压浸出渣中的赤铁矿在磁化焙烧时主要存在反应(5~7)：

C+CO₂=2CO                                       (5)

3Fe₂O₃+CO=2Fe₃O₄+CO₂                            (6)

3Fe₂O₃+C＝2Fe₃O₄+CO                             (7)

而生成的Fe₂O₃在还原焙烧过程中又被转化为磁性铁Fe₃O₄。因此，当前冶金技术人员对于氧压浸出渣中的铁的回收一般采用磁化焙烧-磁选的方法将铁与银进行分离。经过前期研究，虽然，磁化焙烧能够实现氧压浸出渣尾渣中氧化铁转变成磁性铁，但是由于磁化焙烧后矿物之间难以相互解离，不能实现精矿与脉石的有效分离，精矿和尾矿中的含Fe、Ag基本相当，磁化焙烧-磁选对处理氧压浸出渣浮选尾渣加以分离或回收Fe、Ag等是不合适的。

本发明通过金属化焙烧将其中的磁性铁及氧化铁转变成金属铁，然后再进行磁选，使其达到金属铁与其他矿物的分离。金属化焙烧在磁化焙烧的基础上，还存在反应(8~12)：

Fe₃O₄+CO=3FeO+CO₂                                (8)

FeO+CO=Fe+CO₂                                    (9)

Fe₃O₄+4CO=3Fe+4CO₂                               (10)

Fe₃O₄+2C＝2CO₂+3Fe                               (11)

Fe₃O₄+4C＝4CO+3Fe                                (12)

本发明基于以上原理通过金属化焙烧-磁选-电解的新工艺综合回收氧压浸出渣浮选尾渣得到金属铁粉及银精矿，银精矿可作为提银原料。

本发明的积极作用：

氧压浸出渣浮选尾渣进行的金属化焙烧-磁选-电解新工艺，技术流程简单，磁选指标良好，实现了氧压浸出渣浮选尾渣的最小化堆存。金属化焙烧时铁的金属化率为90~95%wt；焙烧时Pb的挥发率>90%wt、Zn挥发率>95%wt、S挥发率为75%wt左右、As挥发率65~75%wt，焙烧后的烟尘收尘后进入锌***进行铅锌回收，收尘后的尾气进行制酸；磁选过程中铁精矿中铁的回收率为89～93%wt、Ag的回收率约42%wt，铁精矿含Fe约90%wt、Ag约670g/t；银精矿含Ag约1300g/t，银精矿中Ag的回收率约58%wt，其可以作为铅***的硅质熔剂和含Ag物料。本发明效果显著，实现了锌浸出渣中铅锌、铁、银的分离和Fe与Pb+Zn、Ag的分别回收，最大程度地降低了氧压浸出渣量的堆存，为锌浸出渣乃至其它有色冶炼渣的综合利用提供了一种非常有效的生产方法。该工艺与铅锌回收***相结合全流程铅锌回收率>92%wt、铁回收率为89～93%wt、银综合回收率>90%wt；银的回收率比现有浮选工艺提高20~30%wt，现有工艺几乎不对铁进行回收或作为尾渣进行堆存，而本发明所采用工艺将铁制备成高附加值的电解铁粉且回收率约90%wt，实现了浮选尾渣中各金属的综合回收价值的最大化体现，将为锌浸出渣及其它有色冶炼渣的综合利用提供了一种非常有效的生产方法。

附图说明

图1是本发明流程示意图。

具体实施方式：

以下实施例当中所涉及的百分含量均为质量百分含量。

实施例1、矿石样品为某锌冶炼厂氧压浸出渣浮选尾渣，采用金属化焙烧－磁选－电解工艺，如图1所示。

金属化焙烧－磁选－电解工艺条件为：首先，将浮选尾渣与用量为24%的煤粉混匀并造球，球团直径为1cm；球团供金属化焙烧所用。金属化焙烧在回转窑中，温度为1100℃的条件焙烧90min后，取出样品称重，然后磨矿至-325目>60%，取样分析其中的金属铁、总铁、Pb和S、Ag、Zn。余下的焙烧熟料经磁选管(固定磁场强度为0.2T)进行弱磁选以获得铁精矿，并使Pb和Ag进入银精矿，以达到Fe和Pb+Zn、Ag分离的目的。金属化焙烧－磁选精矿经冷挤压成型机压制成型后进行电解，电解条件：阴极为成型后的金属化焙烧磁选铁精矿、阳极为不锈钢、电解液为硫酸亚铁溶液、电流密度3.0A/dm²、槽电压1.1V、Fe浓度：80g/L、PH为3.5、异极距为30cm，温度：40℃、电解周期：24h。电解后得到电解铁粉产品和阳极泥。

金属化焙烧－磁选－电解工艺原料成分及选别指标的试验结果见表1。

表1  试验结果

从表1可知，金属化焙烧后的烟尘中含锌、铅分别达到了8.41%、29.35%，回收率分别达到了98.19%、92.35%；焙砂中银的品位、回收率分别达到了995.30g/t、98.77%。磁选精矿中铁含量达到了91.29%（其中金属铁达到了90.31%），银精矿中银的品位达到了1393.00g/t、铁的品位降至13.63%，铁精矿中铁回收率达到了89.85%、银回收率为40.62%，尾矿中银回收率达到了58.81%。此外，金属化焙烧－磁选的铁精矿中经压制成型后电解制备电解铁粉，制取的电解铁粉金属铁含量达到99.95%，阳极泥中含Ag为7985.56g/t、铅3.72%，而阳极泥与磁选后的银精矿一起可作为提银原料。该工艺有效地实现了铅锌、铁、银的分离与富集，实现了铅锌、银、铁的综合回收利用。

实施例2、矿石样品为某锌冶炼厂氧压浸出渣浮选尾渣，采用金属化焙烧－磁选－电解工艺，如图1所示。

金属化焙烧－磁选－电解工艺条件为：首先，将浮选尾渣与30%的焦粉混匀直接进行金属化焙烧。金属化焙烧在隧道窑温度为800℃的条件下焙烧200min后，取出样品称重，然后磨矿至-325目>45%，取样分析其中的金属铁、总铁、Pb和S、Ag、Zn。余下的焙烧熟料由磁选管(固定磁场强度为0.2T)进行弱磁选以获得铁精矿，并使Pb和Ag进入银精矿，以达到Fe和Pb+Zn、Ag分离的目的。金属化焙烧－磁选精矿经热挤压成型机压制成型后进行电解，电解条件：阴极为成型后的金属化焙烧磁选铁精矿、阳极为不锈钢、电解液为硫酸亚铁溶液、电流密度2.8A/dm²、槽电压1.1V、Fe浓度：100g/L、PH为4.0、异极距为20cm，温度：60℃、电解周期：48h。电解后得到电解铁粉产品和阳极泥。

金属化焙烧－磁选－电解工艺原料成分及选别指标的试验结果见表2。

表2  试验结果

从表2可知，金属化焙烧后的烟尘中含锌、铅分别达到了8.19%、28.87%，挥发率分别达到了97.01%、93.25%；焙砂中银的品位、回收率分别达到了1020.33g/t、99.04%。金属化焙烧-磁选-电解工艺的磁选铁精矿中铁含量达到了91.51%（其中金属铁达到了90.89%），银精矿中银的品位达到了1486.35g/t、铁的品位降至15.69%，铁精矿中铁回收率达到了89.13%、银回收率为39.44%，银精矿中银回收率达到了60.56%。此外，金属化焙烧－磁选的铁精矿中经压制成型后电解制备电解铁粉，制取的电解铁粉金属铁含量达到99.92%，阳极泥中含Ag为7893.12g/t、铅3.67%，而阳极泥与磁选后的银精矿一起可作为提银原料。该工艺有效地实现了铅锌、铁、银的分离与富集，实现了铅锌、银、铁的综合回收利用。

实施例3、矿石样品为某锌冶炼厂氧压浸出渣浮选尾渣，采用金属化焙烧－磁选－电解工艺，如图1所示。

金属化焙烧－磁选－电解工艺条件为：首先，将浮选尾渣与15%的焦粉混匀并造球，球团直径为6cm；球团供金属化焙烧所用。金属化焙烧在竖窑温度为950℃的条件下焙烧80min后，取出样品称重，然后磨矿至-325目>70%，取样分析其中的金属铁、总铁、Pb和S、Ag、Zn。余下的焙烧熟料经磁选管(固定磁场强度为0.3T)进行弱磁选以获得铁精矿，并使Pb和Ag进入银精矿，以达到Fe和Pb、Ag分离的目的。金属化焙烧－磁选精矿经冷挤压成型机压制成型后进行电解，电解条件：阴极为成型后的金属化焙烧磁选铁精矿、阳极为不锈钢、电解液为氯化亚铁溶液、电流密度3.1A/dm²、槽电压1.2V、Fe浓度：120g/L、PH为5.0、异极距为10cm，温度：50℃、电解周期：48h。电解后得到电解铁粉产品和阳极泥。

金属化焙烧－磁选－电解工艺原料成分及选别指标的试验结果见表3。

表3  试验结果

从表3可知，金属化焙烧后的烟尘中含锌、铅分别达到了7.54%、26.42%，挥发率分别达到了98.15%、93.35%；焙砂中银的品位、回收率分别达到了1044.68g/t、99.12%。金属化焙烧-磁选-电解工艺的磁选铁精矿中铁含量达到了93.51%（其中金属铁达到了92.15%），银精矿中银的品位达到了1597.34g/t、铁的品位降至14.22%，铁精矿中铁回收率达到了90.68%、银回收率为38.35%，银精矿中银回收率达到了61.65%。金属化焙烧－磁选的铁精矿中经压制成型后电解制备电解铁粉，制取的电解铁粉金属铁含量达到99.94%，阳极泥中含Ag为7684.12g/t、铅3.53%，而阳极泥与磁选后的银精矿一起可作为提银原料。该工艺有效地实现了铅锌、铁、银的分离与富集，实现了铅锌、银、铁的综合回收利用。

实施例4、矿石样品为某锌冶炼厂氧压浸出渣浮选尾渣，采用金属化焙烧－磁选－电解工艺，如图1所示。

金属化焙烧－磁选－电解工艺条件为：首先，将浮选尾渣与6%的焦粉混匀并通过挤压成型机挤压成型后供金属化焙烧所用。金属化焙烧在回转窑温度为1000℃的条件下焙烧120min后，取出样品称重，然后磨矿至-325目>95%，取样分析其中的金属铁、总铁、Pb和S、Ag、Zn。余下的焙烧熟料经磁选管(固定磁场强度为0.3T)进行弱磁选以获得铁精矿，并使Pb和Ag进入银精矿，以达到Fe和Pb、Ag分离的目的。金属化焙烧－磁选精矿经冷挤压成型机压制成型后进行电解，电解条件：阴极为成型后的金属化焙烧磁选铁精矿、阳极为不锈钢、电解液为氯化亚铁溶液、电流密度2.0A/dm²、槽电压1.8V、Fe浓度：130g/L、PH为5.0、异极距为10cm，温度：50℃、电解周期：48h。电解后得到电解铁粉产品和阳极泥。

金属化焙烧－磁选－电解工艺原料成分及选别指标的试验结果见表4。

表4  试验结果

从表4可知，金属化焙烧后的烟尘中含锌、铅分别达到了9.47%、32.75%，挥发率分别达到了97.63%、92.24%；焙砂中银的品位、回收率分别达到了960.86g/t、99.77%。金属化焙烧-磁选-电解工艺的磁选铁精矿中铁含量达到了93.77%（其中金属铁达到了92.76%），银精矿中银的品位达到了1343.77g/t、铁的品位降至10.25%，铁精矿中铁回收率达到了91.86%、银回收率为37.37%，银精矿中银回收率达到了62.63%。金属化焙烧－磁选的铁精矿中经压制成型后电解制备电解铁粉，制取的电解铁粉金属铁含量达到99.97%，阳极泥中含Ag为7812.35g/t、铅3.58%，而阳极泥与磁选后的银精矿一起可作为提银原料。该工艺有效地实现了铅锌、铁、银的分离与富集，实现了铅锌、银、铁的综合回收利用。

实施例5、矿石样品为某锌冶炼厂氧压浸出渣浮选尾渣，采用金属化焙烧－磁选－电解工艺，如图1所示。

金属化焙烧－磁选－电解工艺条件为：首先，将浮选尾渣与10%的焦粉混匀并造球，球团直径为4cm；球团供金属化焙烧所用。金属化焙烧在回转窑温度为1300℃的条件下焙烧10min后，取出样品称重，然后磨矿至-325目>85%，取样分析其中的金属铁、总铁、Pb和S、Ag、Zn。余下的焙烧熟料经磁选管(固定磁场强度为0.3T)进行弱磁选以获得铁精矿，并使Pb和Ag进入银精矿，以达到Fe和Pb、Ag分离的目的。金属化焙烧－磁选精矿经热挤压成型机压制成型后进行电解，电解条件：阴极为成型后的金属化焙烧磁选铁精矿、阳极为不锈钢、电解液为氯化亚铁溶液、电流密度3.5A/dm²、槽电压1.6V、Fe浓度：100g/L、PH为4.5、异极距为10cm，温度：50℃、电解周期：48h。电解后得到电解铁粉产品和阳极泥。

金属化焙烧－磁选－电解工艺原料成分及选别指标的试验结果见表5。

表5  试验结果

从表5可知，金属化焙烧后的烟尘中含锌、铅分别达到了7.78%、27.84%，挥发率分别达到了96.51%、94.44%；焙砂中银的品位、回收率分别达到了976.12g/t、99.49%。金属化焙烧-磁选-电解工艺的磁选铁精矿中铁含量达到了94.13%（其中金属铁达到了91.88%），银精矿中银的品位达到了1466.96g/t、铁的品位降至12.95%，铁精矿中铁回收率达到了90.58%、银回收率为32.91%，银精矿中银回收率达到了67.09%。金属化焙烧－磁选的铁精矿中经压制成型后电解制备电解铁粉，制取的电解铁粉金属铁含量达到99.92%，阳极泥中含Ag为8564.13g/t、铅4.01%，而阳极泥与磁选后的银精矿一起可作为炼银原料。该工艺有效地实现了铅锌、铁、银的分离与富集，实现了铅锌、银、铁的综合回收利用。

实施例6、矿石样品为某锌冶炼厂氧压浸出渣浮选尾渣，采用金属化焙烧－磁选－电解工艺，如图1所示。

金属化焙烧－磁选－电解工艺条件为：首先，将浮选尾渣与40%的煤粉混匀并造球，球团直径为10cm；球团经烘干后供金属化焙烧所用。金属化焙烧在回转窑温度为1150℃的条件下焙烧30min后，取出样品称重，然后磨矿至-325目>50%，取样分析其中的金属铁、总铁、Pb和S、Ag、Zn。余下的焙烧熟料经磁选管(固定磁场强度为0.3T)进行弱磁选以获得铁精矿，并使Pb和Ag进入银精矿，以达到Fe和Pb、Ag分离的目的。金属化焙烧－磁选精矿经热挤压成型机压制成型后进行电解，电解条件：阴极为成型后的金属化焙烧磁选铁精矿、阳极为不锈钢、电解液为氯化亚铁溶液、电流密度2.6A/dm²、槽电压1.2V、Fe浓度：120g/L、PH为4.0、异极距为20cm，温度：50℃、电解周期：48h。电解后得到电解铁粉产品和阳极泥。

金属化焙烧－磁选－电解工艺原料成分及选别指标的试验结果见表6。

表6  试验结果

从表6可知，金属化焙烧后的烟尘中含锌、铅分别达到了8.97%、32.19%，挥发率分别达到了98.31%、96.46%；焙砂中银的品位、回收率分别达到了1005.76g/t、99.35%。金属化焙烧-磁选-电解工艺的磁选铁精矿中铁含量达到了94.79%（其中金属铁达到了93.65%），银精矿中银的品位达到了1517.20g/t、铁的品位降至12.38%，铁精矿中铁回收率达到了90.62%、银回收率为33.29%，银精矿中银回收率达到了66.71%。金属化焙烧－磁选的铁精矿中经压制成型后电解制备电解铁粉，制取的电解铁粉金属铁含量达到99.96%，阳极泥中含Ag为9003.12g/t、铅3.87%，而阳极泥与磁选后的银精矿一起可作为提银原料。该工艺有效地实现了铅锌、铁、银的分离与富集，实现了铅锌、银、铁的综合回收利用。

Claims (7)

1.一种锌氧压浸出渣浮选硫磺后尾渣中回收铅锌、银、铁的工艺，步骤如下：

(1)首先将锌氧压浸出渣浮选硫磺后尾渣与还原剂混合均匀后直接进行金属化焙烧或通过造球或通过挤压成型后进行金属化焙烧，还原剂用量为反应物料的1~60%wt； 

(2) 上一步骤获得的球团料或成型料或直接混匀料在金属化焙烧设备中进行焙烧，获得焙砂、铅锌烟尘和二氧化硫烟气；焙砂供磁选所用，铅锌烟尘进入锌***按常规技术进行铅锌回收，二氧化硫烟气按常规技术经过处理后进入制酸***；

(3)将上一步骤获得的焙砂磨至-325目占30~100%wt进行磁选，得到铁粉和银精矿，磁选后的铁粉成型后进行电解，得到电解铁粉和含银阳极泥；

(4)磁选后的银精矿与电解后的含银阳极泥一起作为提银原料。

2.如权利要求1所述的工艺，其特征在于所述步骤（1）中的还原剂为焦粉或碳粉。

3.如权利要求1所述的工艺，其特征在于所述步骤（1）中的锌氧压浸出渣浮选硫磺后尾渣也可是锌渣、铅渣、铅银渣或铁渣，其中：硫含量为0~10%wt、锌含量0~5%wt、铅含量0~10%wt、银100~500g/t、铁含量5~40%wt。

4.如权利要求1、2或3所述的工艺，其特征在于所述步骤（2）中的金属化焙烧设备为回转窑或隧道窑或竖窑，焙烧温度800~1300℃、时间为5~240min。

5.如权利要求1、2或3所述的工艺，其特征在于所述步骤（3）中的磁选强度为0.1～0.6T；磁选后的铁粉进行成型，成型设备为冷挤压成型机或热挤压成型机。

6.如权利要求1、2或3所述的工艺，其特征在于所述步骤（3）中的电解条件为：电解液为硫酸亚铁或氯化亚铁溶液，电流密度1.5～8.0A/dm²、槽电压0.5- 5.5V、Fe 浓度：60～200g/L，温度：20～60℃、电解周期：24～48h。

7.如权利要求1所述的工艺，其特征在于所述步骤（1）中进行造球的球团直径为0.5~10cm。

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