CN107354306A - 一种降低浮选银精矿含锌的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种降低浮选银精矿含锌的生产处理工艺,包括以下步骤:第一步:通过管道将废电解液加入至浮选银精矿的精矿槽中,控制废电解液与银精矿的比例为15~20:1;第二步:废电解液与浮选银精矿搅拌反应10~30min;第三步:反应后的矿浆进行压滤,滤渣送铅***回收银、锌,滤液返回锌***回收锌、铜。本发明提高了锌、铜的回收率,且本工艺操作简便,不增加额外的设备及操作,具有广阔的市场前景。
Description
技术领域
本发明涉及一种降低浮选银精矿含锌的生产处理工艺,属于有色金属冶炼领域。
背景技术
硫化锌精矿伴生有贵金属银,其银含量在50~1000g/t不等,在常规湿法炼锌中硫化锌精矿经焙烧、浸出、净化、电解铸型产出锌锭,底流进行浮选产出银精矿,银精矿送至铅厂回收银、锌等有价金属,其工艺流程如下图1所示。
在常规湿法炼锌工艺中,银精矿的产率为5~7%(银精矿产率=银精矿矿量/硫化锌精矿投入),含锌22~28%,含银1000~8000g/t,具有极高的回收价值,因此在铅锌联合企业中,锌***产出的银精矿送往铅***进行综合回收,在铅***中银精矿中99%的银会进入铅阳极泥再送入银回收工序,而其中的锌只有35~50%能回收进入烟化炉氧化锌中,50%以上的锌进入炉渣被丢弃,造成锌的回收率下降。因此降低银精矿中的锌对常规炼锌企业具有极大的效益,专利号CN201310151918.1(从浮选银精矿中综合回收锌、铜、铅、金、银、硫的方法)中提出了一种银精矿降锌的方法,但其工艺复杂,流程长,需要高温高酸条件,增加设备多(需增加高压反应釜),且在高温高酸条件下银精矿中的铁会大量浸出最终随浸出液返回***,造成锌***铁高,不利于澄清,增加沉铁成本,会造成一系列严重后果。
发明内容
本发明针对上述不足,提供一种操作简单且能有效降低浮选银精矿含锌的的生产处理工艺。
本发明主要是利用电解过程中产出的废电解液加入至浮选银精矿中,废电解液含H2SO4浓度为150~200g/l,通过废电解液中H2SO4中和银精矿中碱式硫酸锌、氧化锌等,降低浮选银精矿含锌,步骤如下:
第一步:通过管道将废电解液加入至浮选银精矿的精矿槽中;
第二步:废电解液与浮选银精矿发生反应;
第三步:反应充分后,矿浆进行压滤,滤渣送铅***回收银、锌,滤液返回锌***回收锌、铜。
进一步的,所述第一步中,废电解液含H2SO4浓度为150~200g/l,废电解液的加入量与银精矿的重量百分比为15~20:1。
进一步的,所述第二步中,废电解液与浮选银精矿反应的同时,进行搅拌,反应时间控制在10~30min。
通过该工艺,在银精矿中以碱式盐形式存在的锌、铜等有价金属会浸出进入溶液中,银精矿中的含锌可以降低5%,银精矿的矿量可减少15~20%,同时滤液中的含铜可上升500mg/l以上,提高了锌、铜的回收率,本发明工艺突破了现有的复杂工艺,具有操作简便、不增加额外的设备及操作、成本低、废电解液的循环利用、经济效益好的优点,具有广阔的市场前景。
附图说明
图1为常规湿法炼锌及银回收的工艺流程示意图。
图2为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
实施例1
如图2所示,一种降低浮选银精矿含锌的方法,包括以下步骤:
第一步:在精矿槽中装载1t浮选银精矿,然后通过耐酸泵和耐酸管将废电解液泵送加入到精矿槽中,其中废电解液含H2SO4浓度为150g/l,废电解液的加入量为20t。
第二步:启动搅拌机,使废电解液与浮选银精矿边搅拌边反应,反应时间为10~30min;
第三步:搅拌反应充分后,对反应后的矿浆进行压滤,滤渣送铅***回收银、锌,滤液返回锌***回收锌、铜等。
实施例2
一种降低浮选银精矿含锌的方法,包括以下步骤:
第一步:在精矿槽中装载1t浮选银精矿,然后通过耐酸泵和耐酸管将废电解液泵送加入到精矿槽中,其中废电解液含H2SO4浓度为200g/l,废电解液的加入量为15t。
第二步:启动搅拌机,使废电解液与浮选银精矿边搅拌边反应,反应时间为10~30min;
第三步:搅拌反应充分后,对反应后的矿浆进行压滤,滤渣送铅***回收银、锌,滤液返回锌***回收锌、铜等。
通过该工艺,在银精矿中以碱式盐形式存在的锌、铜等有价金属会浸出进入溶液中,银精矿中的含锌可以降低5%,银精矿的矿量可减少15~20%,同时滤液中的含铜可上升500mg/l以上,提高了锌、铜的回收率,且本工艺操作简便,不增加额外的设备及操作,只需控制废电解液的加入量即可实现,具有广阔的市场前景。
以上所述仅是本发明的优选实施方式,本发明的保护范围并不仅局限于上述实施例,凡属于本发明思路下的技术方案均属于本发明的保护范围。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前提下的若干改进和润饰,这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
Claims (3)
1.一种降低浮选银精矿含锌的方法,其特征在于,它包括以下步骤:
第一步:通过管道将废电解液加入至浮选银精矿的精矿槽中;
第二步:废电解液与浮选银精矿发生反应;
第三步:反应充分后,矿浆进行压滤,滤渣送铅***回收银、锌,滤液返回锌***回收锌、铜。
2.根据权利要求1所述的一种降低浮选银精矿含锌的方法,其特征在于:
所述第一步中,废电解液含H2SO4浓度为150~200g/l,废电解液的加入量与银精矿的重量百分比为15~20:1。
3.根据权利要求1所述的一种降低浮选银精矿含锌的方法,其特征在于:
所述第二步中,废电解液与浮选银精矿反应的同时,进行搅拌,反应时间控制在10~30min。
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CN (1) | CN107354306A (zh) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112458306A (zh) * | 2020-11-06 | 2021-03-09 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种降低湿法炼锌过程浮选银精矿含锌的方法 |
Citations (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5874055A (en) * | 1993-07-29 | 1999-02-23 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
CN101876008A (zh) * | 2009-12-17 | 2010-11-03 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 在湿法炼锌中降低浸出渣锌含量的方法 |
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2017
- 2017-05-26 CN CN201710382900.0A patent/CN107354306A/zh active Pending
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