难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺.pdf

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1、(19)中华人民共和国国家知识产权局 (12)发明专利申请 (10)申请公布号 (43)申请公布日 (21)申请号 202010047389.0 (22)申请日 2020.01.16 (71)申请人 尤灵革 地址 472500 河南省三门峡市灵宝市车站 路三街坊152号 (72)发明人 尤灵革 (74)专利代理机构 郑州联科专利事务所(普通 合伙) 41104 代理人 张丽 (51)Int.Cl. C22B 3/08(2006.01) C22B 3/44(2006.01) C22B 3/06(2006.01) C22B 13/00(2006.01) C22B 15/00(2006.01) C2。

2、2B 19/20(2006.01) C25C 1/12(2006.01) C25C 1/18(2006.01) B03B 1/00(2006.01) B03B 7/00(2006.01) B03B 9/00(2006.01) (54)发明名称 一种难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺 (57)摘要 本申请公开一种难分离铜铅锌混合精矿综 合回收工艺， 属于金属回收利用技术领域， 包括 如下步骤：（1） 将混合精矿细磨至-200目占95%以 上；（2） 细磨后混合精矿加水和硫酸进行调浆， 使 调浆后的矿浆浓度为30wt%， pH=13；（3） 固液分 离得到硫酸铜溶液和浸铜渣， 硫酸铜溶液经过萃 取、。

3、 电积产出国标1#电积铜；（4） 浸铜渣再次调浆 对其中硫化铅进行氨法转化， 固液分离得到转化 液和转化渣；（5） 转化渣进行氟硅酸溶液浸出， 固 液分离得到浸铅液和浸铅渣， 浸铅液经过净化、 电积铅， 产出国标1#电积铅；（6） 浸铅渣经过超细 磨至-400目95%以上， 采用一段粗选两段扫选两 段精选得到铜精矿， 尾矿即为锌精矿。 权利要求书1页 说明书4页 附图1页 CN 111118286 A 2020.05.08 CN 111118286 A 1.一种浮选难分离铜铅锌混合精矿综合分离回收工艺， 其特征在于， 包括如下步骤： （1） 将混合精矿细磨至-200目占95%以上； （2） 细。

4、磨后混合精矿加水和硫酸进行调浆， 使调浆后的矿浆浓度为2030wt%， pH=13； （3） 固液分离得到硫酸铜溶液和浸铜渣， 硫酸铜溶液经过萃取、 电积产出国标1#电积 铜； （4） 浸铜渣再次调浆后对其中硫化铅进行氨法转化， 固液分离得到转化液和转化渣； （5） 转化渣进行氟硅酸溶液浸出， 固液分离得到浸铅液和浸铅渣， 浸铅液经过净化、 电 积铅， 产出国标1#电积铅； （6） 浸铅渣经过超细磨至-400目95%以上， 采用浮选柱进行铜锌分离浮选， 采用一段粗 选两段扫选两段精选得到铜精矿， 尾矿即为锌精矿。 2.根据权利要求1所述难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺， 其特征在于， 所述步骤。

5、 （2） 中硫酸浓度为2535g/L。 3.根据权利要求1所述难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺， 其特征在于， 所述步骤 （4） 中氨法转化具体条件为： 在温度5060下， 反应时间510小时， 转化剂为碳酸铵和碳酸 氢氨中的一种或两种任意比例的混合物， 催化剂为碳酸钠和十二烷基硫酸钠中的一种或两 种任意比例的混合物， 以混合精矿计， 转化剂添加量为150250kg/t， 催化剂添加量为450 550g/t， 固液分离后的转化液返回至氨法转化工序。 4.根据权利要求1所述难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺， 其特征在于， 所述步骤 （5） 具体过程如下： 转化渣常温下转入浓度10wt%15wt%。

6、氟硅酸溶液浸出3090分钟， 氟硅酸 溶液和转化渣的质量比为4:1， 浸出结束后固液分离得到浸铅液和浸铅渣， 浸铅液经铅粉搅 拌净化后贵液送湿法电积产出1#电积铅电积贫液返回浸出。 5.根据权利要求1或4所述难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺， 其特征在于， 电积产 出1#电积铅的具体过程如下： 高纯石墨为阳极， 铅始极片为阴极， 电积液组成： 氟硅酸110 130g/L， Pb 60g/L， 控制槽电压1.5-1.6V， 电流密度150A/m2。 6.根据权利要求1所述难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺， 其特征在于， 所述步骤 （6） 一段粗选时硫酸锌、 亚硫酸钠、 CMC和25号钠黑药的加入。

7、量分别为： 硫酸锌2000g/t 4000g/t、 亚硫酸钠200g/t400 g/t、 CMC 50g/t100 g/t和25号钠黑药50g/t100 g/t。 7.根据权利要求1所述难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺， 其特征在于， 所述步骤 （6） 两段扫选中的每一段扫选均需加入CMC和25号钠黑药， 且每段扫选CMC和25号钠黑药的 加入量分别为： CMC 20g/t30 g/t， 25号钠黑药20g/t50 g/t。 8.根据权利要求1所述难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺， 其特征在于， 所述步骤 （6） 一段粗选的时间为4.5min5min， 一段扫选时间为4min4.5min， 二。

8、段扫选时间为3.5min 4min， 一段精选时间4min4.5min， 二段精选时间4min4.5min。 权利要求书 1/1 页 2 CN 111118286 A 2 一种难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺 技术领域 0001 本发明属于金属回收利用领域， 具体涉及一种难分离铜铅锌混合精矿综合回收工 艺。 背景技术 0002 难分离铜铅锌混合精矿属于西藏、 青海、 新疆等地区所产金银铜铅锌混合矿经过 浮选， 由于矿物自身性质， 各元素相互共生， 通过超细磨等多种手段均不能有效分离而产成 的混合多金属精矿。 各个有价元素综合回收难度较大。 而目前市场下游加工企业对该铜铅 锌混合精矿均不好有效利。

9、用， 比如铜冶炼企业原料中含有超过3%的铅锌即为有害元素。 铅 冶炼企业原料中含有超过3%的铜锌即为有害元素。 目前针对该难分离铜铅锌混合精矿， 欠 缺的是一种有效分离， 成本合理， 环境污染较小的工艺方法。 0003 西部地区每年都要产出大量的难分离铜铅锌混合精矿， 由于不能有效分离， 影响 企业的经济效益。 随着经济发展对有色金属需求的增长， 促使企业进一步挖掘开拓各种有 价金属潜力， 为综合回收金属提供了驱动力。 另一方面， 通过对难分离铜铅锌混合精矿的综 合分离回收， 使西部地区大量的类似混合元素矿产中的有价金属分离并综合回收， 将产生 良好的经济效益和环境效益。 发明内容 0004 。

10、本发明的目的在于提供一种难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺。 0005 基于上述目的， 本发明采取如下技术方案： 一种难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺， 包括如下步骤： （1） 将混合精矿 （金、 银、 铜、 铅、 锌的品位分别为35g/t、 300500g/t、 312wt%、 15 20wt%、 515wt%） 细磨至-200目占95%以上； （2） 细磨后混合精矿加水和硫酸进行调浆， 使调浆后的矿浆浓度为2030wt%， pH=13； （3） 固液分离得到硫酸铜溶液和浸铜渣， 硫酸铜溶液经过萃取、 电积产出国标1#电积 铜； （4） 浸铜渣再次调浆 （调浆浓度为1020wt%） 对其中硫化。

11、铅进行氨法转化， 固液分离得 到转化液和转化渣； （5） 转化渣进行氟硅酸溶液浸出， 固液分离得到浸铅液和浸铅渣， 浸铅液经过净化、 电 积铅， 产出国标1#电积铅； （6） 浸出渣经过超细磨至-400目95%以上， 采用浮选柱进行铜锌分离浮选， 采用 “抑锌浮 铜， 一粗两扫两精” 得到铜精矿， 尾矿即为锌精矿。 0006 进一步地， 所述步骤 （2） 中硫酸浓度为2535g/L。 0007 进一步地， 所述步骤 （4） 中氨法转化具体条件为： 在温度5060下， 反应时间510 小时， 转化剂为碳酸铵和碳酸氢氨中的一种或两种任意比例的混合物， 催化剂为碳酸钠和 十二烷基硫酸钠中的一种或两种。

12、任意比例的混合物， 以混合精矿计， 转化剂添加量为150 说明书 1/4 页 3 CN 111118286 A 3 250kg/t， 催化剂添加量为450550g/t， 固液分离后的转化液返回至氨法转化工序。 0008 进一步地， 所述步骤 （5） 具体过程如下： 转化渣常温下转入浓度1015wt%氟硅酸溶 液浸出3090分钟， 氟硅酸溶液和转化渣的质量比为4:1， 浸出结束后固液分离得到浸铅液 和浸铅渣， 浸铅液经铅粉搅拌净化后贵液送湿法电积产出1#电积铅电积贫液返回浸出， 加 入铅粉的量以使中贵液各杂质离子含量标准达到： 铜0.002 g/L， 锑0.8 g/L， 锡1.0 g/L， 银0。

13、.01 g/L， 铋0.002 g/L， 铁3 g/L， 氟3 g/L。 0009 进一步地， 电积产出1#电积铅的具体过程如下： 高纯石墨(含碳量99.99%） 为阳 极， 铅始极片为阴极， 电积液组成： 氟硅酸110130g/L， Pb 60g/L， ZnCuBiSbAs均不超 有害元素含量标准 （有害元素含量标准： 铜0.002 g/L， 锑0.8 g/L， 铋0.002 g/L， 砷 5 g/L， 锌3 g/L） ， 控制槽电压1.5-1.6V， 电流密度150A/m2。 0010 进一步地， 所述步骤 （6） 一段粗选时硫酸锌、 亚硫酸钠、 CMC和25号钠黑药的加入量 分别为： 硫。

14、酸锌2000g/t4000g/t、 亚硫酸钠200g/t400 g/t、 CMC 50g/t100 g/t和25号钠 黑药50g/t100 g/t。 0011 进一步地， 所述步骤 （6） 两段扫选中的每一段扫选均需加入CMC和25号钠黑药， 且 每段扫选CMC和25号钠黑药的加入量分别为： CMC 20g/t30 g/t， 25号钠黑药20g/t50 g/ t。 进一步地， 所述步骤 （6） 一段粗选的时间为4.5min5min， 一段扫选时间为4min 4.5min， 二段扫选时间为3.5min4min， 一段精选时间4min4.5min， 二段精选时间4min 4.5min。 0012 。

15、本发明的关键技术是选择合适的原则综合工艺流程， 逐步剥离提取铜铅锌， 使铜、 铅、 锌更加高效的分离富集， 使各元素的终端产品的质量更高。 该工艺使得难分离铜铅锌混 合精矿中各有价元素全部得到综合回收利用， 并提高了经济效益。 附图说明 0013 图1是本发明的工艺流程图。 具体实施方式 0014 以下结合具体实施例对本发明的技术方案做进一步详细说明。 0015 实施例1 河北石家庄某企业利用氰化尾矿再浮选生产的金银铜铅锌混合精粉 （金、 银、 铜、 铅、 锌 的品位分别为5g/t、 300g/t、 3wt%、 20wt%、 15wt%的难分离铜铅锌混合精矿） 因为其性质属于 难分离全硫化金银。

16、铜铅锌混合精粉， 所以不需要氧化铜部分的酸浸-萃取-电积， 后面全 部工艺全部吻合。 原料经过细磨后达到-200目大于95%， 调浆浓度15wt%， 加入转化剂和活化 剂， 进入铅元素的氨法转化过程。 具体条件为： 在温度52下， 反应时间510小时， 转化剂为 碳酸氢氨， 催化剂为十二烷基硫酸钠， 以混合精矿计， 转化剂添加量为200kg/t， 催化剂添加 量为500g/t， 固液分离后的转化液返回至氨法转化工序。 铅转化率大于95%。 常温下将转化 渣加入质量浓度为12wt%氟硅酸溶液， 使转化渣和氟硅酸溶液的质量比为4:1， 反应时间60 分钟， 原料中硫化铅95%以上已经转化为碳酸铅形。

17、态， 转化好经压滤洗涤后浸铅渣送下一工 序； 浸铅液经铅粉净化后贵液 （贵液中， 铜0.002 g/L， 锑0.8 g/L， 锡1.0 g/L， 银 说明书 2/4 页 4 CN 111118286 A 4 0.01 g/L， 铋0.002 g/L， 铁3 g/L， 氟3 g/L） 送湿法电积产出1#电积铅， 电积铅具体 条件： 阳极为高纯石墨 （纯度99.9%以上的石墨） ， 阴极为铅始极片， 电积液要求， 总氟硅酸 120g/L， Pb 60g/L(具体为85g/L)， ZnCuBiSbAs均不超有害元素含量标准 （有害元素 含量标准： 铜0.002 g/L， 锑0.8 g/L， 铋0.0。

18、02 g/L） ， 控制槽电压1.5-1.6V， 电流密度 150A/m2， 电积贫液返回浸出， 循环利用； 浸铅渣中含铅2%左右， 铅回收率93%， 浸铅渣进入超 细磨工序， 磨矿至-400目95%以上 （铜、 锌元素单体解离） 进入浮选柱进行铜锌分离浮选， 具 体采用 “抑锌浮铜， 一粗两扫两精” 得到铜精矿， 尾矿即为锌精矿。 0016 一段粗选时硫酸锌、 亚硫酸钠、 CMC和25号钠黑药的加入量分别为： 硫酸锌2000g/ t、 亚硫酸钠200g/t、 CMC 50g/t和25号钠黑药50g/t。 两段扫选中的每一段扫选均需加入CMC 和25号钠黑药， 且每段扫选CMC和25号钠黑药的。

19、加入量分别为： CMC 20g/t， 25号钠黑药20g/ t。 一段粗选的时间为4.5min， 一段扫选时间为4min， 二段扫选时间为3.5min。 一段精选时间 4min， 二段精选时间4min。 最终得到含金银铜精矿 （品质： 金10克/吨， 银 800克/吨， 铜 5.5wt%， 铅+锌3%） 和锌精矿 （品质： 锌51wt%， 铅+铜2%） ， 最终通过金属平衡计算， 各元素 回收率： 金银99%， 铜95%， 铅93%， 锌87%， 各元素均能有效分离且实现产品质量的高度提升。 取得了显著的经济效益。 0017 实施例2 西藏某国有大型企业现正在生产的难分离铜铅锌混合精矿， 金、。

20、 银、 铜、 铅、 锌的品位分 别为3g/t、 500g/t、 12wt%、 15wt%、 5wt%的难分离铜铅锌混合精矿， 如图1所示， 现在矿浆浓度 70wt%细磨至-200目95%以上， 然后加水和30g/L硫酸在100转/分钟搅拌30分钟进行氧化铜 的浸出， 使精矿的浓度为25wt%， 矿浆pH=2， 固液分离得到硫酸铜溶液和浸铜渣， 硫酸铜溶液 经过萃取富集净化后， 进入铜的湿法电积工艺， 具体条件： 电积液含硫酸150 g/L， 铜离子50 g/L， 槽电压2 V， 电流密度240 A/m2， 生产出国标1#电积铜； 萃取余液返回氧化铜的浸出工 序， 循环利用， 没有废液排放。 0。

21、018 浸铜渣调浆至浓度为15wt%后进入铅转化系统， 转化采用氨法转化， 氨法转化具体 条件为： 在温度52下， 添加转化剂碳酸氢铵和催化剂十二烷基硫酸钠， 以混合精矿质量 计， 转化剂添加量为200kg/t和催化剂添加量为500g/t， 300转/分钟搅拌反应时间8小时， 转 化结束后固液分离得到转化液和转化渣， 转化液返回至氨法转化工序。 0019 常温下将转化渣加入质量浓度为12wt%氟硅酸溶液， 使转化渣和氟硅酸溶液的质 量比为4:1， 反应时间60分钟， 原料中硫化铅95%以上已经转化为碳酸铅形态， 转化好经压滤 洗涤后浸铅渣送下一工序； 浸铅液经铅粉净化后贵液 （贵液中， 铜0.。

22、002 g/L， 锑0.8 g/ L， 锡1.0 g/L， 银0.01 g/L， 铋0.002 g/L， 铁3g/L， 氟3 g/L） 送湿法电积产出1# 电积铅， 电积铅具体条件： 阳极为高纯石墨， 阴极为铅始极片， 电积液要求， 总氟硅酸120g/ L， Pb 60g/L(具体为85g/L)， ZnCuBiSbAs均不超有害元素含量标准 （有害元素含量标 准： 铜0.002 g/L， 锑0.8 g/L， 铋0.002 g/L） ， 控制槽电压1.5-1.6V， 电流密度150A/ m2， 电积贫液返回浸出， 循环利用； 浸铅渣中含铅1.5%左右， 铅回收率91%， 浸铅渣进入超细 磨工序，。

23、 磨矿至-400目95%以上 （铜、 锌元素单体解离） 进入浮选柱进行铜锌分离浮选， 具体 采用 “抑锌浮铜， 一粗两扫两精” 得到铜精矿， 尾矿即为锌精矿。 0020 一段粗选时硫酸锌、 亚硫酸钠、 CMC和25号钠黑药的加入量分别为： 硫酸锌2000g/ t、 亚硫酸钠200g/t、 CMC 50g/t和25号钠黑药50g/t。 两段扫选中的每一段扫选均需加入CMC 说明书 3/4 页 5 CN 111118286 A 5 和25号钠黑药， 且每段扫选CMC和25号钠黑药的加入量分别为： CMC 20g/t， 25号钠黑药20g/ t。 一段粗选的时间为4.5min， 一段扫选时间为4mi。

24、n， 二段扫选时间为3.5min。 一段精选时间 4min， 二段精选时间4min。 最终得到含金银铜精矿 （品质： 金6克/吨， 银 800克/吨， 铜 12.5wt%， 铅+锌3%） 和锌精矿 （品质： 锌40wt%， 铅+铜2%） ， 最终通过金属平衡计算， 各元 素回收率： 金银99%， 铜98%， 铅91%， 锌83%， 各元素均能有效分离且实现产品质量的高度提 升， 同时， 产品1#电积铜、 1#电积铅符合下游企业要求的铜精矿和锌精矿。 0021 以上所述， 仅是本发明的较佳实施示例而已， 并非对本发明作任何形式上的限制。 任何熟悉本领域的技术人员， 在不脱离本发明技术方案范围情况下， 都可利用上述揭示的 方法和技术内容对本发明技术方案做出许多可能的变动和修饰， 或修改为等同变化的等效 实施示例。 因此， 凡是未脱离本发明技术方案的内容， 依据本发明的技术实质对以上实施示 例所做的任何简单修改、 等同变化及修饰， 均仍属于本发明技术方案保护的范围内。 说明书 4/4 页 6 CN 111118286 A 6 图1 说明书附图 1/1 页 7 CN 111118286 A 7 。