一种从锌冶炼过程产生的富铅渣中回收锌铅金属的方法

技术领域

本发明涉及矿产资源综合利用技术领域，特别涉及一种从锌冶炼过程产生的富铅渣中回收锌铅金属的方法。

背景技术

金属锌广泛应用于合金，铸造、电镀、印染业、医药业、橡胶业及电池等行业。金属锌已成为国计民生必不可少的重要金属材料，由于其用途的广泛性和经济性，使金属锌的生产量和消费量不断增加。金属锌材料需求量的日益增大，带来了前所未有的资源和环境问题。一方面，需求的急剧增加导致了富矿和易选矿的迅速减少，锌冶炼行业逐步面临着原料供应短缺的危机；另一方面，金属锌生产和消费量的不断增加，使得含锌废渣、废料的产生量也随之不断增加，不仅浪费了资源，而且还会造成环境污染和生态破坏。处理利用低品位矿、复杂矿及含锌废渣等二次资源已成为锌冶金行业的持续健康发展亟待解决的问题。

由于环保意识的逐渐增强，国家环保政策的日益严格，渣处理已经成了制约湿法炼锌的瓶颈。湿法炼锌有很多不同的工艺，产出的渣也有很多种，这些渣的化学成分和化学性质各不相同。这些含锌废渣中难浸出的锌主要以铁酸锌(ZnFe

发明内容

本发明的发明目的在于：针对上述存在的问题，提供一种从锌冶炼过程产生的富铅渣中回收锌铅金属的方法，以解决现有技术所存在的不足。

本发明采用的技术方案如下：一种从锌冶炼过程产生的富铅渣中回收锌铅金属的方法，包括如下步骤：

A、低温酸浸，将富铅渣加水调浆，然后加入98％浓硫酸进行搅拌酸浸，得到酸浸料浆；

B、磁选，对酸浸料浆进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾渣；

C、氧化堆浸，将磁选尾渣进行压滤后，得到的滤饼配以二氧化锰和98％浓硫酸，搅拌混匀后进行氧化堆浸，得到氧化堆浸料浆；

D、搅拌浸出，将氧化堆浸料浆进行搅拌浸出，完成后加水进行洗涤过滤，得到铅渣滤饼和含锌滤液。

在本发明中，发明人为突破常规酸法浸锌过程中难以破解的铁酸锌、硫化锌浸出问题，经研究发现通过提高酸浓度和添加二氧化锰氧化剂等方式，能够有效破坏铁酸锌和硫化锌的结构，并降低铁杂质的影响，从而使该部分锌进入浸出液中，大大降低了渣中的锌含量，使铅锌有效分离，提高了资源的回收利用效率。本发明的方法的关键创新点在于磁选和氧化堆浸，在进行低温酸浸后进行磁选，磁选的目的是除去料浆中带磁性的铁杂质(铁酸锌不带磁性，无影响)，进而在保证铅锌回收率的同时，减少铁杂质的含量及后续工艺的影响(例如磁性铁杂质对氧化剂的过度消耗)。磁选后进行氧化堆浸，在高浓度的液固比条件下进行氧化氧化堆浸，利于氧化铁酸锌和硫化锌被氧化，由此促使其从料浆中浸出，在提高锌回收率的同时，有助于实现铅锌分离。

进一步，在步骤A中，富铅渣与水的液固质量比为3-4:1(例如可以是3:1、3.5:1、4:1等)，低温酸浸的酸浸温度为65-75℃(例如可以是65℃、70℃、75℃等)，酸浸料浆pH值保持为0.5-1，酸浸时间为3-4h。

进一步，在步骤B中，磁选的磁场强度为600-800mT，例如可以是600mT、650mT、700mT、800mT等。

进一步，在步骤C中，二氧化锰的加入量按锌锰摩尔量之比为1:1.5-2的比例加入，该比例可以是1:1.5、1:1.7、1:2等。

进一步，在步骤C中，以滤饼干基质量计算，按液固质量比为1:1-1.25的比例加入98％的浓硫酸，例如可以是1:1、1:1.1、1:1.25等。

进一步，在步骤C中，氧化堆浸的时间为16-24h。

进一步，在步骤D中，搅拌浸出的温度为50-60℃，浸出时间为3-3.5h。进一步，洗涤用水量一般与富铅渣质量比为2-3.5:1，具体比例可根据实际情况调整。

进一步，用稀盐酸溶液(浓度可以是0.3-1mol/L)对得到的铅渣滤饼进行洗涤，得到最终铅渣，液固质量比可以为2-3:1，洗涤温度一般为常温，洗涤时间为1-2h，洗涤液可作为稀盐酸溶液循环使用。以质量分数计，最终铅渣中含铅＞35％，含锌＜2％，含铁＜1.2％，可直接对外出售。如果洗涤后的铅渣中铅含量小于35％，可再进行一次稀盐酸溶液洗涤，从而得到高品位铅渣和含锌浸出液。

进一步，以质量百分数计，富铅渣中含铅11-14％，含锌15-18％，含铁4-6％。

进一步，所述富铅渣为含锌浸出渣、铅锌冶炼渣中的一种或多种，铅物相主要为硫酸铅，锌物相主要为铁酸锌和硫化锌。

经实验研究表明，依据本发明的方法，通过上述各步骤之间相互协同配合，可将含Pb为11-14％、Zn为15-18％、Fe为4-6％的富铅渣中的铅锌进行有效分离，其中最终铅渣产品中含Pb>35％、Zn<2.5％、Fe<1.2％，约90％的铅金属进入渣中。同时，92％以上的锌金属进入浸出液中，液相中SO

经多次实验研究表明，本发明所述方法不仅适用于现有多种富铅渣中铅、锌资源的分离和综合回收利用，尤其针对锌冶炼过程中产生的具有含铅较高、含锌矿物中存在大量铁酸锌和硫化锌等难以常规酸浸处理的渣样具有较好的适应性，经过该工艺回收处理后，不仅可以磁选出部分磁性铁矿物，减少后续进入酸浸液中的铁离子含量，而且能够将铁酸锌和硫化锌分解，使锌金属基本进入液相，铅金属保留在固相中，实现铅锌金属的有效分离回收。

综上所述，由于采用了上述技术方案，本发明的有益效果是：

1、本发明可将富铅渣中铅锌进行有效分离，使最终铅渣产品中含Pb>35％、Zn<2.5％、Fe<1.2％，约90％的铅金属进入渣中，92％以上的锌金属进入浸出液中，所得铅渣可直接出售，大幅提升铅金属的计价系数，增加了经济效益，同时，液相中SO

2、本发明在低温酸浸工艺阶段可使渣中水溶性锌盐和氧化锌充分溶解进入液相中，低温低酸浸出成本低、易控制并减少环境污染；

3、本发明在磁选工艺阶段，通过磁选可将渣中磁性铁优先一定程度富集，与常规湿法浸锌相比，可大幅减少后续浸出工艺进入液相中的铁金属含量，从而有利于液相中锌金属的回收；

4、本发明在氧化堆浸-搅拌浸出工艺阶段，通过浓酸和二氧化锰氧化剂的作用，将渣中难溶的铁酸锌和硫化锌在低温条件下进行分解，使锌基本都进入液相，该阶段采用高浓度矿浆进行氧化堆浸反应，温度低，设备体积小，可有效降低设备成本和操作难度，降低能耗成本，且在过滤洗涤时可根据循环液中SO

5、本发明的浸出含锌液循环使用后，当锌浓度达到要求时可通过净化进入电解系统回收锌，实现锌金属的资源化利用；

6、本发明磁选所得的磁选精矿铁含量为26-30％，其中含铅为10-12％、含锌为9-10％，这部分磁精矿产量在5-7％，量小可堆存，后续用回转窑集中处理回收铅、锌金属；

7、含Pb<35％的铅渣通过稀盐酸洗涤，在常温条件下去除渣中难水溶的大量钙氧化物和部分硅氧化物，该工艺作为独立工段简单易操作，从而提高洗涤后铅渣含铅量，洗涤水可在该工艺段循环使用、处理，不参与前述工艺水循环。

附图说明

图1为本发明的一种从锌冶炼过程产生的富铅渣中回收锌铅金属的方法的流程示意图；

图2为本发明的方法中稀盐酸洗涤工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图，对本发明作详细的说明。

为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。

实施例1

如图1和图2所示，依据本发明提供的一种从锌冶炼过程产生的富铅渣中回收锌铅金属的方法，对本公司宏达股份锌冶炼过程中产生的含(质量分数)Pb 12.1％、Zn 17.5％、Fe 5％的富铅渣，进行如下步骤的回收处理：

S1、低温酸浸：将富铅渣按液固比(质量比)4:1加水调浆，然后在70℃的温度条件下加入98％浓硫酸进行搅拌浸出，保持pH＝0.5-1，浸出时间4h，得到酸浸料浆；

S2、磁选：将酸浸料浆在800mT磁场强度下进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾渣(矿浆浓度20％，给料速度30-50g/s)；

S3、氧化堆浸：将磁选尾渣进行压滤后，滤液作为含锌液A经处理后可循环使用或达到要求后进入锌电解系统，滤饼配以二氧化锰氧化剂进行混匀，配入量按锌锰摩尔量之比1:1.5进行配入，混匀后再按液固质量比1:1(固体量以滤饼干基计算)加入98％浓硫酸，搅拌混匀后氧化堆浸，静置24h，得到氧化堆浸料浆；

S4、搅拌浸出：将氧化堆浸料浆在60℃的温度条件下进行搅拌浸出，时间3.5h，完成后加入水进行洗涤过滤，得到铅渣滤饼和含锌滤液B；

S5、稀盐酸洗涤：将铅渣滤饼加入含盐酸0.5mol/L盐酸溶液中洗涤，液固质量比2:1，常温搅拌2h后进行过滤，得到合格的铅渣滤饼和循环使用的稀盐酸洗液。

经检测，洗涤后所得铅渣滤饼的铅品位为36.8％，锌品位为2.4％，铁品位0.8％。相对于整个工艺而言，进入固相的铅金属回收率为89.7％，进入液相的锌金属回收率为92.3％。

实施例2

如图1和图2所示，依据本发明提供的一种从锌冶炼过程产生的富铅渣中回收锌铅金属的方法，对本公司宏达股份锌冶炼过程中产生的含(质量分数)Pb 12.1％、Zn 17.5％、Fe 5％的富铅渣，进行如下步骤的回收处理：

S1、低温酸浸：将富铅渣按液固比(质量比)4:1加水调浆，然后在75℃的温度条件下加入98％浓硫酸进行搅拌浸出，保持pH＝0.5-1，浸出时间4h，得到酸浸料浆；

S2、磁选：将酸浸料浆在800mT磁场强度下进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾渣(矿浆浓度20％，给料速度30-50g/s)；

S3、氧化堆浸：将磁选尾渣进行压滤后，滤液作为含锌液A经处理后可循环使用或达到要求后进入锌电解系统，滤饼配以二氧化锰氧化剂进行混匀，配入量按锌锰摩尔量之比1:1.75进行配入，混匀后再按液固质量比1:1.25(固体量以滤饼干基计算)加入98％浓硫酸，搅拌混匀后氧化堆浸，静置24h，得到氧化堆浸料浆；

S4、搅拌浸出：将氧化堆浸料浆在60℃的温度条件下进行搅拌浸出，时间3.5h，完成后加入水进行洗涤过滤，得到铅渣滤饼和含锌滤液B；

S5、稀盐酸洗涤：将铅渣滤饼加入含盐酸0.5mol/L盐酸溶液中洗涤，液固质量比2:1，常温搅拌2h后进行过滤，得到合格的铅渣滤饼和循环使用的稀盐酸洗液。

经检测，洗涤后所得铅渣滤饼的铅品位为35.8％，锌品位为2.0％，铁品位0.9％。相对于整个工艺而言，进入固相的铅金属回收率为89.1％，进入液相的锌金属回收率为92.8％。

实施例3

如图1和图2所示，依据本发明提供的一种从锌冶炼过程产生的富铅渣中回收锌铅金属的方法，对本公司宏达股份锌冶炼过程中产生的含(质量分数)Pb 13.7％、Zn 15.8％、Fe 5.8％的富铅渣，进行如下步骤的回收处理：

S1、低温酸浸：将富铅渣按液固比(质量比)4:1加水调浆，然后在70℃的温度条件下加入98％浓硫酸进行搅拌浸出，保持pH＝0.5-1，浸出时间4h，得到酸浸料浆；

S2、磁选：将酸浸料浆在800mT磁场强度下进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾渣(矿浆浓度20％，给料速度30-50g/s)；

S3、氧化堆浸：将磁选尾渣进行压滤后，滤液作为含锌液A经处理后可循环使用或达到要求后进入锌电解系统，滤饼配以二氧化锰氧化剂进行混匀，配入量按锌锰摩尔量之比1:1.2进行配入，混匀后再按液固质量比1:1(固体量以滤饼干基计算)加入98％浓硫酸，搅拌混匀后氧化堆浸，静置24h，得到氧化堆浸料浆；

S4、搅拌浸出：将氧化堆浸料浆在60℃的温度条件下进行搅拌浸出，时间3.5h，完成后加入水进行洗涤过滤，得到铅渣滤饼和含锌滤液B。

经检测，所得铅渣滤饼的铅品位为36.2％，锌品位为1.7％，铁品位0.9％。相对于整个工艺而言，进入固相的铅金属回收率为90.7％，进入液相的锌金属回收率为93.3％。

对比例1

对比例1与实施例1相同，其不同之处在于，对比例1未进行磁选操作，而是直接压滤后进行氧化堆浸，后续步骤与实施例1相同。

试验结果：洗涤后所得铅渣滤饼的铅品位为32.4％，锌品位为3.4％，铁品位1.4％。相对于整个工艺而言，进入固相的铅金属回收率为89.2％，进入液相的锌金属回收率为93.5％，进入液相铁金属量达90％。由此可见，不经磁选时会降低浸渣中铅品位，不利于铅的回收，锌金属品位也不能降低至目标值2％内；且不经磁选工艺，磁性铁矿物会进入浸出工艺时会消耗部分酸和氧化剂，导致大量铁元素进入液相，与增加磁选工艺相比进入液相的铁元素含量增加了40％左右。

对比例2

对比例2与实施例1相同，其不同之处在于，对比例2磁选时的磁选强度为1000mT，后续步骤与实施例1相同。

试验结果：洗涤后所得铅渣滤饼的铅品位为34.8％，锌品位为2.8％，铁品位0.9％。相对于整个工艺而言，进入固相的铅金属回收率为89.1％，进入液相的锌金属回收率为91.84％。由此可见，提高磁选强度超过一定幅度后，对整个工艺金属回收效果提升不明显，不能有效降低最终浸渣中铁品位，还会导致部分锌元素会磁选时进入磁精矿中从而减小进入液相的金属量。

对比例3

对比例3与实施例1相同，其不同之处在于，氧化堆浸时，液固质量比为2:1(酸用量相同，增加用水量)，其余同实施例1。

试验结果：洗涤后所得铅渣滤饼的铅品位为34.8％，锌品位为5.3％，铁品位0.7％。相对于整个工艺而言，进入固相的铅金属回收率为88.8％，进入液相的锌金属回收率为87.7％。由此可见，增加液固比，降低反应的硫酸浓度，对锌的浸出影响比较大，浸出渣中锌品位过高，不利于锌浸出进入液相。

对比例4

对比例4与实施例1相同，其不同之处在于，在配入二氧化锰氧化剂时，锌锰摩尔量之比为1:1。

试验结果：洗涤后所得铅渣滤饼的铅品位为34.1％，锌品位为3.2％，铁品位1.2％。相对于整个工艺而言，进入固相的铅金属回收率为87.9％，进入液相的锌金属回收率为91.1％。由此可见，当加入二氧化锰量减少时，不能有效降低浸出渣中锌品位，对铅品位提高幅度有限。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。