本發(fā)明屬于濕法冶金技術(shù)領(lǐng)域，具體是一種氧化鋅礦中鋅的選冶聯(lián)合回收方法。

背景技術(shù)：

隨著國民經(jīng)濟(jì)的發(fā)展，我國對鋅等有色金屬的需求量進(jìn)一步增加，據(jù)預(yù)測，到2020年鋅資源需求量約為500萬噸。但由于對硫化鋅礦石的不斷開采、利用，其礦產(chǎn)資源日益“貧、細(xì)、雜”化，因此，對其他含鋅礦石的回收利用越來越重要。而我國氧化鋅礦的儲量非常豐富，其中最大的就是位于云南的蘭坪氧化鋅礦，其鋅金屬量約400萬噸。

目前，對氧化鋅礦的回收主要采用硫化—胺浮選法，但胺對礦泥和云母等比較敏感，尤其是礦泥，由于其表面帶負(fù)電，可與帶正電的胺離子發(fā)生靜電吸附作用，消耗大量胺，而且礦泥吸附在礦石表面會改變礦石表面的性質(zhì)，使得捕收劑作用時失去選擇性，嚴(yán)重地影響了精礦的質(zhì)量。鑒于此，常用的解決的辦法是直接浸出或脫泥浮選。但采用直接浸出的方法處理，將會消耗大量的浸出試劑，增加生產(chǎn)成本；而脫泥浮選，指脫除細(xì)泥后繼續(xù)采用硫化—胺法浮選，但是常規(guī)的脫泥過程即使采用處理量大、生產(chǎn)緩沖能力強(qiáng)、運(yùn)行平穩(wěn)可靠的耙式濃縮機(jī)進(jìn)行作業(yè)（黃淮北.脫泥浮選流程.煤炭加工與綜合利用.2003（5）：14-17.），仍存在生產(chǎn)成本較高、且無法對細(xì)泥完全脫除并進(jìn)行回收利用的問題；然而，通常情況下，細(xì)泥中鋅金屬含量可高達(dá)鋅總金屬量的10%-20%，當(dāng)細(xì)泥中鋅金屬量更大時，損失更加嚴(yán)重。

技術(shù)實(shí)現(xiàn)要素：

本發(fā)明的目的是提供一種鋅回收率高、生產(chǎn)成本低、環(huán)境友好的氧化鋅礦中鋅的選冶聯(lián)合回收方法。

本發(fā)明一種氧化鋅礦中鋅的選冶聯(lián)合回收方法，針對目前處理氧化鋅礦工藝技術(shù)存在的不足，結(jié)合該礦本身具有高泥高氧化率的特點(diǎn)，采用磨礦后反浮選的工藝獲得礦泥，反浮選的尾礦進(jìn)行氧化鋅浮選獲得鋅精礦，然后將含鋅量較高的礦泥與鋅精礦一起進(jìn)行濕法浸出得到金屬鋅。具體包括以下步驟：

（1）磨礦：將含泥量為20-50%，氧化率＞80%的氧化鋅原礦配制成磨礦濃度為50-60%的礦漿后進(jìn)行磨礦，磨礦細(xì)度為小于0.074mm的含量為85-95%，得到質(zhì)量百分濃度為30-40%的礦漿；

（2）礦泥反浮選：在步驟（1）得到的質(zhì)量百分濃度為30-40%的礦漿中分別添加10-50g/t礦漿的煤油和5-20g/t礦漿的二號油，經(jīng)過反浮選得到礦泥和質(zhì)量百分濃度為30-35%的尾礦礦漿；

（3）氧化鋅浮選：在步驟（2）尾礦礦漿中依次加入硫化鈉，丙基水楊醛肟和烷基丙基醚胺，其用量分別為3-6kg/t，200-400g/t和100-200g/t，經(jīng)兩次粗選、兩次精選、一次掃選后獲得浮選精礦和浮選尾礦；

（4）金屬鋅浸出：將步驟（2）中礦泥與步驟（3）中浮選精礦合并后進(jìn)行酸法浸出或堿法浸出，得到浸出液和浸出渣，鋅進(jìn)入浸出液中；其中酸法浸出：浸出劑為硫酸和亞硫酸，用量分別為2-4kg/t和0.5-2kg/t，浸出時間3-5h；堿法浸出：浸出劑為氫氧化鈉和濃氨水，用量分別為1-3kg/t和1-2kg/t，浸出時間4-6h。

本發(fā)明與現(xiàn)有氧化鋅礦中鋅的回收方法相比，具有以下優(yōu)點(diǎn)：

1、采用浮選、浸出聯(lián)合回收工藝，比原礦直接浸出，減少了大量的脈石礦物，節(jié)約了成本；

2、反浮選脫泥，減少了礦泥對后續(xù)浮選造成的不良影響，增加后續(xù)浮選作業(yè)藥劑的選擇性，有利于提高鋅精礦品位和回收率，同時減少了浮選的藥劑用量；

3、礦泥中含有一定量的鋅，與浮選精礦一起進(jìn)入浸出作業(yè)，提高了鋅的綜合回收率，增加了礦產(chǎn)資源的回收利用度；

4、將鋅精礦和礦泥一同浸出，可以攤銷單獨(dú)處理礦泥時的成本，同時鋅精礦經(jīng)浸出作業(yè)直接得到金屬鋅，使產(chǎn)品得到升級，增加了其經(jīng)濟(jì)價值，該工藝對高含泥量及高氧化率的含鋅礦石的回收利用價值尤其突出。

具體實(shí)施方式

下面結(jié)合具體實(shí)施例對本發(fā)明氧化鋅礦中鋅的選冶聯(lián)合回收方法作進(jìn)一步說明。

實(shí)施例1

（1）磨礦：云南某氧化鋅礦，原礦中鋅品位5.32%，氧化率93%，含泥量20%；礦石多呈米黃色、灰色，少數(shù)紅褐色、鉛灰色，脈石礦物主要以石英為主；磨礦濃度50%，磨礦細(xì)度小于0.074mm的含量為90%，得到礦漿質(zhì)量百分濃度為35%；

（2）礦泥反浮選：在步驟（1）礦漿中加入10g/t煤油和20g/t二號油，經(jīng)過反浮選得礦泥和質(zhì)量百分濃度為33%的尾礦礦漿；

（3）鋅精礦浮選：在步驟（2）尾礦礦漿中依次加入4kg/t硫化鈉，300g/t丙基水楊醛肟和150g/t烷基丙基醚胺，經(jīng)兩次粗選、兩次精選、一次掃選后獲得浮選精礦、浮選尾礦；其中，浮選作業(yè)回收率為85.60%；

（4）金屬鋅浸出：將步驟（2）中礦泥與步驟（3）中浮選精礦合并后進(jìn)行酸法浸出，浸出劑為硫酸和亞硫酸，用量分別為2kg/t和2kg/t，浸出時間3h；金屬鋅的浸出率為94.80%。

實(shí)施例2

（1）磨礦：廣西某氧化鋅礦，原礦中鋅品位4.62%，氧化率84%，含泥量30%，脈石礦物主要為碳酸鹽類；磨礦濃度55%，磨礦細(xì)度小于0.074mm的含量為95%，得到礦漿質(zhì)量百分濃度為37%；

（2）礦泥反浮選：在步驟（1）礦漿中加入30g/t煤油和15g/t二號油，經(jīng)過反浮選得礦泥和質(zhì)量百分濃度為34%的尾礦礦漿；

（3）鋅精礦浮選：在步驟（2）尾礦礦漿中依次加入3kg/t硫化鈉，200g/t丙基水楊醛肟和200g/t烷基丙基醚胺，經(jīng)兩次粗選、兩次精選、一次掃選后獲得浮選精礦、浮選尾礦；其中，浮選作業(yè)回收率為87%；

（4）金屬鋅浸出：將步驟（2）中礦泥與步驟（3）中浮選精礦合并后進(jìn)行堿法浸出，浸出劑為氫氧化鈉和濃氨水，用量分別為3kg/t和1kg/t，浸出時間4h；金屬鋅的浸出率為96%。

實(shí)施例3

（1）磨礦：貴州某氧化鋅礦，原礦中鋅品位6.12%，氧化率90%，含泥量40%，脈石礦物主要為硅酸鹽類；磨礦濃度55%，磨礦細(xì)度小于0.074mm的含量為90%，得到礦漿質(zhì)量百分濃度為30%；

（2）礦泥反浮選：在步驟（1）礦漿中加入50g/t煤油和5g/t二號油，經(jīng)過反浮選得礦泥和質(zhì)量百分濃度為30%的尾礦礦漿；

（3）鋅精礦浮選：在步驟（2）尾礦礦漿中依次加入6kg/t硫化鈉，400g/t丙基水楊醛肟和100g/t烷基丙基醚胺，經(jīng)粗選、精選、掃選后獲得浮選精礦、浮選尾礦；其中，浮選作業(yè)回收率為88.36%；

（4）金屬鋅浸出：將步驟（2）中礦泥與步驟（3）中浮選精礦合并后進(jìn)行酸法浸出，浸出劑為硫酸和亞硫酸，用量分別為4kg/t和0.5kg/t，浸出時間5h；金屬鋅的浸出率為97%。

實(shí)施例4

（1）磨礦：云南某氧化鋅礦，原礦中鋅品位5.62%，氧化率88%，含泥量50%；礦石多呈米黃色、灰色，少數(shù)紅褐色、鉛灰色，脈石礦物主要以石英為主；磨礦濃度60%，磨礦細(xì)度小于0.074mm的含量為85%，得到礦漿質(zhì)量百分濃度為40%；

（2）礦泥反浮選：在步驟（1）礦漿中加入20g/t煤油和18g/t二號油，經(jīng)過反浮選得礦泥和質(zhì)量百分濃度為35%的尾礦礦漿；

（3）鋅精礦浮選：在步驟（2）尾礦礦漿中依次加入5kg/t硫化鈉，280g/t丙基水楊醛肟和180g/t烷基丙基醚胺，經(jīng)兩次粗選、兩次精選、一次掃選后獲得浮選精礦、浮選尾礦；其中，浮選作業(yè)回收率為87.86%；

（4）金屬鋅浸出：將步驟（2）中礦泥與步驟（3）中浮選精礦合并后進(jìn)行酸法浸出，浸出劑為硫酸和亞硫酸，用量分別為3kg/t和1kg/t，浸出時間4h，其他步驟及其條件同實(shí)施例1；金屬鋅的浸出率為97.5%。

實(shí)施例5

步驟（4）金屬鋅浸出過程中，采用堿法浸出，浸出劑為氫氧化鈉和濃氨水，用量分別為2kg/t和2kg/t，浸出時間5h，其他步驟及其條件同實(shí)施例2；金屬鋅的浸出率為96.8%。

實(shí)施例6

步驟（4）金屬鋅浸出過程中，采用堿法浸出，浸出劑為氫氧化鈉和濃氨水，用量分別為1kg/t和0.5kg/t，浸出時間6h，其他步驟及其條件同實(shí)施例2；金屬鋅的浸出率為95.0%。