SU1234449A1 - Method of treating high-silicon sulfide zinc materials - Google Patents

Description

12344491234449

2. Способ по п. 1,отлича ю- перед флотацией промытого и непромы- щ и и с   тем, .что, рН флотационной; того остатков от автоклавного вьпце- пульпы поддерживают путем смешивани  лачивани .2. The method according to p. 1, differing from- before the flotation of the washed and non-extracting and so that pH of the flotation; The residues from the autoclave pulp are maintained by mixing baking.

II

Изобретение относитс  к металлургии цветных металлов и может быть использовано при гидромс .таллургичес- ком получении цинкового концентрата из высококремнистых сульфидно-цинковых материалов.The invention relates to the metallurgy of non-ferrous metals and can be used in the hydrometallic production of zinc concentrate from high silicon sulphide zinc materials.

Целью изобретени   вл етс  улучшение качества флотационного цинкового концентрата и повышение комплексности использовани  сырь .The aim of the invention is to improve the quality of zinc flotation concentrate and increase the complexity of the use of raw materials.

На чертеже представлена технологическа  схема предложенного способаThe drawing shows the technological scheme of the proposed method

Данный способ позвол ет улучшить показатели цинковой флотации по сравнению с известньм способом, а именно уменьшаетс  расход флотореагентов при флотации обескремненного цинкового продукта; сокращаетс  количество ;перечистных операций, что способствует снижению производственных и энергетических затрат; повышаетс  качест- во товарного цинкового концентрата за счет удалени  основной массы диоксида кремни  в раствор.This method allows to improve the performance of zinc flotation as compared to the limestone method, namely, the consumption of flotation reagents during flotation of the desalinated zinc product is reduced; the number of roughing operations is reduced, which contributes to reducing production and energy costs; The quality of marketable zinc concentrate is improved by removing the bulk of the silica in solution.

Кроме того, применение предлагаемого способа при переработке высококремнистых цинковых продуктов, позвол ет повысить комплексность использовани  руды за счет выпуска дополнительной продукции - сырь  дл  производства цемента.In addition, the application of the proposed method in the processing of high-silicon zinc products, allows to increase the complexity of the use of ore due to the release of additional products - raw materials for cement production.

Способ илпюстрируетс  следующими пpи 5epaми.The method is illustrated in the following with 5epami.

Пример 1. При проверке предложенного способа использовалс  крем- неземсодержащий сульфидно-цинковьй продукт (хвосты свинцовой флотации) состава, мас.%: Zn 35,0; Pb 6,5; Fe 7,1; 5цбц 19,78; SiOg 14,5; ALOExample 1. When testing the proposed method, a silica-containing sulfide-zinc product (tailings of lead flotation) of the composition, wt.%, Was used: Zn 35.0; Pb 6.5; Fe 7.1; 5цбц 19.78; SiOg 14.5; Alo

3,,0; CaO 2,4. I3,, 0; CaO 2,4. I

По технологической схеме (см. чертеж ), хвосты свинцовой флотации подвергают автоклавно-щелочному вьщела- чиванию, далее обескремненный продукт отдел етс  от раствора, а часть твердого осадка промьгоаетс  водой. Пульпа приготовленна  на основе промытого иAccording to the technological scheme (see drawing), the tailings of lead flotation are subjected to autoclave-alkaline alkalization, then the de-creamed product is separated from the solution, and part of the solid precipitate is washed with water. Pulp prepared on the basis of washed and

непромытого остатков, направл етс  на цинковую флотацию с получением кондиционного Цинкового концентрата. Пульпа (с отношением жидкого кof the unwashed residue, is sent to the zinc flotation to obtain a standardized Zinc concentrate. Pulp (with the ratio of liquid to

твердому ), содержаща  75 кг сульфидно-цинкового продукта, и 210 л щелочного раствора (концентраци  ед- кого натра 160 кг/м), загружалась в автоклав емкостью 0,6 м и выдерживалась при температуре в течение 3 ч в присутствии 3,75 кг суль- фидизатора (NaS. ) . При этом в раствор извлекалось 60,0% SiOj (6,52 кг). Концентраци  остальныхsolid), containing 75 kg of zinc sulphide product, and 210 l of alkaline solution (caustic soda concentration 160 kg / m), was loaded into a 0.6 m autoclave and kept at a temperature of 3 h in the presence of 3.75 kg sulfidizer (NaS.). In this case, 60.0% SiOj (6.52 kg) was extracted into the solution. Concentration of the rest

компонентов в обескремненном продукте воз1эосла в 1,12-1,17 раза и составила , мас.%: Zn 39,5; Pb 7,4; Fe 7,9; , 21,9; SiOe 6,5; 2,9; CaO 2,8.Флотацию обескремненного продукта провод1 ли при рН пульпы 11,0-11,5, эта веозичина была достигнута после смешивани  промытого и непромытого продуктов в отношении 1:2 указанного продукта. При этом известь и жидкое стекло в пульпу не вводили. Расход остальнбк флотореагентов составил: ксантогената 7 г на 1 т цинкового продукта, вспенивател  Т-66 8 г/т,components in the descaling product was 1.12-1.17 times and amounted, in wt.%: Zn 39.5; Pb 7.4; Fe 7.9; , 21.9; SiOe 6.5; 2.9; CaO 2.8. The flotation of the descrambled product was carried out at a pulp pH of 11.0-11.5, this value was achieved after mixing the washed and unwashed products in the ratio 1: 2 of the indicated product. At the same time, lime and liquid glass were not introduced into the pulp. The consumption of the remaining flotation agents was: xanthate 7 g per 1 ton of zinc product, foaming agent T-66 8 g / t,

CuS04 200 г/т. Содержание твердого продукта в пульпе составили 30%. Флотацию проводили в две стадии - основную и контрольную с двум  перечистками цинкового концентрата. Продолжительность основной и контрольной флотации составила по 15 мин. Подавл юща  часть сульфида цинка извлека- .рась в концентрат основной флотации в течен е первых 10-12 мин. Извлечение цинка в концентрат подсчитывали по отношению к общему количеству переработанного обескремненного цинкового промпродукта, оно составило 95%.CuS04 200 g / t. The solids content in the pulp was 30%. Flotation was carried out in two stages - the main and the control with two cleaning of zinc concentrate. The duration of the main and control flotation was 15 minutes each. The overwhelming part of zinc sulfide is extracted into the concentrate of the main flotation for the first 10-12 minutes. Extraction of zinc in the concentrate was calculated relative to the total amount of recycled demineralized zinc middlings, it was 95%.

В табл. 1 приведены сравнительные характеристики цинковых концентратов, получеиньк известным и предложенным способами.In tab. 1 shows the comparative characteristics of zinc concentrates obtained from known and proposed methods.

Снлнкатно-щелочной раствор, содержащий 22 кг/м диоксида кремни , агитировали в обогреваемом баке при температуре 60-70°С с добавлением обо- женной извести. Расход извести сое- тавл л из расчета получени  осадка с мол рным отношением СаО : SiO 2:1. Остато шое содержание диоксцда кремни  в обратном растворе при этом не превышало 0,5 кг/м. Полученный бельм осадок состо л из смеси гидросипика- тов и гидроксида кальци . При прока- .ливании сырьевой смеси на основе такого осадка получаетс  высокоалитовы цементный клинкер марки 500. A slightly alkaline solution containing 22 kg / m of silica was agitated in a heated tank at a temperature of 60-70 ° C with the addition of rich lime. The lime consumption of compounds was calculated as a precipitate with a CaO: SiO 2: 1 molar ratio. The remaining dioxid content of silicon in the reverse solution did not exceed 0.5 kg / m. The resulting precipitate consisted of a mixture of hydrosyps and calcium hydroxide. By sintering the raw material mixture on the basis of such a sediment, high-elite cement clinker of brand 500 is obtained.

Таким образом, по сравнению с существующей технологией щелочна  автоклавна  обработка хвостов СВРШЦОВО флотации с последующей дофлотадией обескремненного продукта позвол ет снизить содержание кремнезема в товарном цинковом концентрате от 14,5 до 1,5% и .повысить в нем содержание цинка от .35,0 до 53,0%. Флотационный цинковый концентрат не содержащи цинка и кремнезема, соответствует марке КЦ-2.Thus, in comparison with the existing technology, alkaline autoclave treatment of the tails of the SVRTSHTSOVO flotation with the subsequent reflowing of the desaturated product makes it possible to reduce the silica content in commercial zinc concentrate from 14.5 to 1.5% and increase its zinc content from .35.0 to 53.0%. Flotation zinc concentrate does not contain zinc and silica, corresponds to the mark KC-2.

Пример 2. Пульпа (с отношением жидкого к твердому ), содержаща  75 кг сульфидно-цинкового продукта и 210 л щелочного раствора (концентраци  едкого натра 160 кг/м загружалась в автоклав емкостью 0,6 м и выдерживалась в течение 4ч в присутствий 1,5 кг элементарной серы. Извлечение диоксида кремни  в щелочной раствор составило 60%. Концентраци  остальных компонентов в обескремненном продукте возросла в 1,12-1,17 раза.Example 2. Pulp (liquid to solid), containing 75 kg of zinc sulphide product and 210 l of alkaline solution (caustic soda concentration 160 kg / m was loaded into a 0.6 m autoclave and kept for 4 hours in the presence of 1.5 kg of elemental sulfur. Extraction of silicon dioxide in an alkaline solution was 60%. The concentration of the remaining components in the demineralized product increased 1.12-1.17 times.

Состав продуктов приведен в табл.2The composition of the products is given in table 2.

Флотацию обескремненного продукта также проводгши при рН пульпы 11,0- 11,5. Эта величина была достигнута после смешивани  промытого и непромытого продуктов в отношении 1:2 с водой до содержани  твердого 30%. Расход флотореагентов составил: бутилового квантогената 7 г/т, вспени- вател  Т-66 8 г/т, CuS04 200 г/т. Силикат натри  и оксид кальци  (в отличие от существующего способа флотации ) в пульпу не вводили. Флотацию проводили в две стадии - основную и контрольную с двум  перечистками цин- кового концентрата. Подавл юща  . часть сульфида цинка извлекалась в концентрат основной флотации в течеThe flocculation of the desilicated product was also carried out at a pulp pH of 11.0- 11.5. This value was achieved after mixing the washed and unwashed products in a 1: 2 ratio with water to a solid content of 30%. The consumption of flotation reagents was as follows: butyl quantogenate 7 g / t, frother T-66 8 g / t, CuS04 200 g / t. Sodium silicate and calcium oxide (unlike the existing flotation method) were not introduced into the pulp. Flotation was carried out in two stages - the main and the control with two cleaning of zinc concentrate. Overwhelming. part of zinc sulphide was extracted into the main flotation concentrate in the flow

5 ю 155 yu 15

20 25 20 25

..

50 5550 55

234449 234449

ние 10-12 мин, Изрлечение дипкл н концентрат составило 95%. Флотационный продукт с содержанием цинка 53% и кремнезема 1,5% соответствовал кондиционному цикковому концентрату марки КЦ-2. 10-12 minutes, Isolation dipkl n concentrate was 95%. A flotation product with a zinc content of 53% and a silica of 1.5% corresponded to KTs-2 grade cyclic concentrate.

Силшчатно-щелочной раствор, содержащий 22 кг/м диоксида кремни , агитировали в обогреиаемом баке при температуре 60-70°С с добавлением обожженной г звести. Расход извести составл л из расчета получени  осадка с мол рным отношением CaO:Si02, 2:1. Остаточное содержание диоксида кремни  в обратном растворе при этом не превышало 0,5 кг/м . Получеиньп белмй осадок состо л из смеси- гидроси.гп1ка- тоз и Г1щрокс ща кальци . При прокаливании такого осадка получаетс  высокоалитовы ; цементньп клинкер марки 500. Регенерироваь-ный щстгочный раствор возвращалс  дл  выщелачивани  в голову процесса.The alkaline alkaline solution containing 22 kg / m of silicon dioxide was agitated in a heated tank at a temperature of 60-70 ° C with the addition of burnt g to start. The lime consumption was calculated as a precipitate with a CaO: SiO2 molar ratio of 2: 1. The residual content of silicon dioxide in the reverse solution did not exceed 0.5 kg / m. The semi-white precipitate consisted of a mixture of a hydroxy syrup and a hydroxy calcium. When calcining such a precipitate, high-aluminate is obtained; cement clinker grade 500. The regenerated brush solution was returned to the leach in the process head.

II

Пример 3. Вл 1 ние соотношени  промытого и непромытого остатков от автоклавного выщела 1П1ваи 1  на рН среды флотационной пульпы и на показатели флотации обескременного сульфидно-цинкового продукта.Example 3. The ratio of the washed and unwashed residues from the 1P1 and 1 autoclave leach on the pH of the flotation pulp and on the flotation values of the time-free sulphide-zinc product.

Пульпу, приготовленную смепигеани- ем в разных соотношени х (t:1,2; 1:1,6;1:2,0; 1:2,4) промытого и непромытого твердых остатков от автоклавного выщелачивани , подвергали флотации. Расход флотореагентов дл  каждого опыта составил CuS04 200 г/т, бутилового ксантогената 7 г/т и вспе- нивател  Т-66 8 г/т. При этом известь и жидкое стекло в пульпу не вводили. Содержание твердого продукта в пульпе составило 30%. Флотацию проводили в две стадии - основную и контрольную с двум  перечистками цинкового концентрата. Продолжительность основной и контрольной флотам ции составила по 15 мин. Подавл юща  часть сульфида цинка извлекалась в концентрат основной слотации в течение 10-12 мин.The pulp prepared by mixing in different ratios (t: 1.2; 1: 1.6; 1: 2.0; 1: 2.4) the washed and unwashed solid residues from the autoclave leaching were floated. The consumption of flotation reagents for each experiment was CuS04 200 g / t, butyl xanthate 7 g / t and the T-66 puffiner 8 g / t. At the same time, lime and liquid glass were not introduced into the pulp. The solids content in the pulp was 30%. Flotation was carried out in two stages - the main and the control with two cleaning of zinc concentrate. The duration of the main and control flotation was 15 minutes each. The overwhelming part of zinc sulfide was extracted into the main slot concentrate for 10–12 min.

Результаты флотации приведены в табл. 3The results of flotation are given in table. 3

Таким образом, данные, приведенные в табл. 3 показывают, что в предлагаемом способе оптимальное значение отношени  скгешивани  промытого и непромытого остатков от автоклавного выщелачивани  составл ет 1:2 при данной влажности (22%) непромытогоThus, the data given in table. 3 show that in the proposed method the optimum value of the skryshivaniya ratio of the washed and unwashed residues from the autoclave leaching is 1: 2 at a given moisture content (22%) of the unwashed

30thirty

3535

4040

4545

продукта. При изменении влажности непромытого остатка эта величина менитс . Поэтому в формуле изобретени  оптимальньп параметр рН среды lljO-lljS флотационной пульпы под- (Рерживают путем смешивани  перед флотацией промь того и непромытого остатков от автоклавного льпцелачи- вани  в соотношение обеспечивающем эту величину.product. When the moisture content of the unwashed residue changes, this value is menits. Therefore, in the claims of the invention, the pH value of the medium lljO-lljS of the flotation pulp is under- (Regulated by mixing, before the flotation, the washed and unwashed residues from autoclave in a ratio providing this value.

Применение предложенного способа при переработке BMCOKOKpeNSHHCTbrx сулфидно-цинковых продуктов обеспечивает улучшение показател  цинковой флотации при значительном сокращении флотореагентов5 %: ксантогената на 40j извести на 100; жидкого стеклаThe application of the proposed method in the processing of BMCOKpeNSHHCTbrx sulfide-zinc products provides an improvement in the rate of zinc flotation with a significant reduction in flotation agents 5%: xanthate by 40j lime per 100; liquid glass

Предложенный 7Proposed 7

200200

Извест- 35,0-37,0 ныйKnown 35.0-37.0 ny

46,0-48,0 12,0-14,546.0-48.0 12.0-14.5

на 100; улучишние качества цинкового концентрата за счет удалени  основной массы диоксида кремни  в раствор и химического раскрыти  минералов, что способствует резкому повышению эко- ном1г-{еских показателей как производства товарного цинкового продукта, так и последующей металлургической переработки его с одновременным сокращением производственных отходов; повышение комплексности использовани  сырь  за счет выпуска нового вида товарной продукции - белого высо- коалитового цемента (выход этой продукции составл ет 0,4 т на тонну перерабатываемого исходного продукта - ХВОСТОВ свинцовой флотации),.per 100; improving the quality of zinc concentrate due to the removal of the bulk of silica in solution and chemical discovery of minerals, which contributes to a sharp increase in the economic performance of both the production of a commercial zinc product and its subsequent metallurgical processing with a simultaneous reduction of industrial waste; increasing the complexity of the use of raw materials due to the release of a new type of commodity product — white high-grade cement (the yield of this product is 0.4 tons per ton of processed feedstock — TAILS of lead flotation).

Таблица 1Table 1

11,0-11,5 9511.0-11.5 95

8,0-10,5 ПЦ-28.0-10.5 PC-2

Продолжение табл.3Continuation of table 3

Claims (2)

1. СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ВЫСОКОКРЕМНИСТЫХ СУЛЬФИДНЫХ ЦИНКОВЫХ МАТЕРИАЛОВ, включающий флотационное' обогащение при pH 11,0-11,5, отличающийся тем, что, с целью улучшения качества флотационного цинкового концентрата и повышения комплексности использования сырья, сульфидно—цинковый продукт перед флотацией подвергают автоклавному выщелачиванию в растворе едкого натра в присутствии сульфидизатора, из пульпы после выщелачивания отделяют обескремненный цинковый продукт, из которого получают цинковый концентрат, а образовавшийся силикатно-щелочной раствор S обрабатывают известью для регенерации.1. METHOD FOR PROCESSING HIGH SILICON SULFIDE ZINC MATERIALS, including flotation concentration at pH 11.0-11.5, characterized in that, in order to improve the quality of flotation zinc concentrate and increase the complexity of use of raw materials, the zinc sulfide product is autoclaved before flotation. in a solution of caustic soda in the presence of a sulfidizing agent, a leached zinc product is separated from the pulp after leaching, from which zinc concentrate is obtained, and the silicate-alkali formed oh S solution was treated with lime to regenerate. КаОН +Н₂0 Хвосты свинцовой флотацииKaOH + H ₂ 0 Tails of lead flotation У Щелопй СоЬоютитслмси щадрики __S~!>auwnciiMnu( 1 рост lop _ | поиьопЬлекие I ^щслсинсго рдстеораб'--------*] пульпы |In Shchelopot Soyutitslmsi shadriki __S ~!> AuwnciiMnu (1 st. ПуНьпа f _Л Автоклавное 1 I выщелачивание |Punpa f _L Autoclave 1 I leaching | I IbiuitaauuscHue ОНескгянйгнюя пульпа ]— ФильтрацияjСцрикъяшХ** - -*I IbiuitaauuscHue OH Neskgyanigny pulp] - FiltrationjSkrikyashX ** - - * Рой щемунсй растворRoy Scepter У-.....*.......J гХКРдстифилаци!) ’ьдепгвоо bio Ьй ^паренныйU -..... * ....... J GHKRdstifilatsi!) ’ Растет biabrt ¹ , isiaapu/mufjBiabrt ¹ , isiaapu / mufj is growing Силиттный осадок ч · f fioGu3iotitmSO 1 I иенонто I ι~~ίSolid precipitate h · f fioGu3iotitmSO 1 I ienonto I ι ~~ ί СаескрернеюшиSayeskrrneushi Цинковый продуктZinc product TSk - .TSk -. 1 ХПрокывка |1 X Wash | I V—.I V—. | Промытый цин* _______jrpjb/y продукт| Washed Qing * _______ jrpjb / y product I gat рзлегоцця I 1I gat rzloegstsa I 1 1 [Уёнтррл^аЛ К · Д флотация г цемент1 [Wentrrl ^ aL K · D flotation g cement ЦинковыйZinc Отвальные хвостуTail tail 2. Способ по п. ^отличающийся тем, что, pH флотационной, пульпы поддерживают путем смешивания перед флотацией промытого и непромытого остатков от автоклавного выщелачивания .2. The method according to p. ^ Characterized in that the pH of the flotation pulps is maintained by mixing the washed and non-washed residues from autoclave leaching before flotation. ff