公开/公告号CN102382990A
专利类型发明专利
公开/公告日2012-03-21
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申请/专利权人 昆明冶金研究院;云南澜沧铅矿有限公司;
申请/专利号CN201110310484.6
申请日2011-10-13
分类号C22B13/02(20060101);C22B19/02(20060101);C22B19/00(20060101);C22B1/00(20060101);B03D1/00(20060101);B03B1/00(20060101);
代理机构昆明正原专利代理有限责任公司;
代理人陈左
地址 650031 云南省昆明市五华区圆通北路86号
入库时间 2023-12-18 04:51:31
法律状态公告日
法律状态信息
法律状态
2014-08-06
专利实施许可合同备案的生效 IPC(主分类):C22B13/02 合同备案号:2014530000074 让与人:云南澜沧铅矿有限公司|昆明冶金研究院 受让人:彝良驰宏矿业有限公司 发明名称:浮选-直接还原综合回收氧化铅锌矿中铅、锌及铁的方法 申请公布日:20120321 授权公告日:20140319 许可种类:独占许可 备案日期:20140604 申请日:20111013
专利实施许可合同备案的生效、变更及注销
2014-03-19
授权
授权
2012-06-27
实质审查的生效 IPC(主分类):C22B13/02 申请日:20111013
实质审查的生效
2012-03-21
公开
公开
技术领域
本发明是一种浮选-直接还原综合回收氧化铅锌矿中铅、锌及铁的方法。
背景技术
我国氧化铅锌矿石资源丰富，但针对氧化铅锌矿资源的回收利用还较少，特别是低品位及嵌布关系复杂的氧化铅锌矿。对氧化铅锌矿的选矿方法主要有硫化浮选法、阴离子捕收剂直接浮选法、螯合剂-中性油浮选法、絮凝-浮选、浸出-浮选法及焙烧-浮选等，其中硫化浮选法是主要的，但由于氧化铅锌矿物种类繁多，矿物组成复杂，细泥与可溶性盐含量高等，故矿物十分难选，氧化铅锌矿的浮选精矿品位和回收率还较低，尤其是氧化锌的浮选。氧化铅锌矿选矿技术的滞后及硫化铅锌矿资源的日趋枯竭严重制约了铅锌行业的发展。
发明内容
本发明的目的就是针对上述难题，提出一种浮选-直接还原综合回收氧化铅锌矿中铅、锌及铁的方法，该方法结合了传统浮选氧化铅锌矿方法的优势，运用现已成熟的硫化-黄药浮选方法回收氧化铅；同时采用直接还原-磁选工艺来综合回收选铅尾矿中的铁及锌，并通过控制还原过程中的各工艺参数及助融剂的选择添加，加速还原反应的进行，同时促进还原产物颗粒的相互聚集长大，从而提高磁选分选指标，得到铁品位大于90％的金属铁粉，以此综合利用氧化铅锌矿资源中各有价元素。
本发明提出的这种浮选-直接还原综合回收氧化铅锌矿中铅、锌及铁的方法，其特征在于它有以下步骤：
(1)原矿经过磨细至-0.074mm占60％～90％后，采用硫化-黄药浮选回收氧化铅；
(2)浮铅尾矿经过过滤、干燥后添加8％～10％的助融剂，利用其自身的粘结性能或者添加2％的膨润土后压制成团；
(3)团块经干燥后按重量比煤∶矿＝1∶1～3∶1配以无烟煤，在温度为1050～1100℃条件下还原，还原矿隔绝空气冷却至常温；
(4)还原矿经过破碎、磨至单体解离后进行弱磁选，得到磁选精矿和尾矿，精矿即为金属铁粉；
(5)锌矿物在还原过程中被还原并挥发，在烟气中收集，用常规的浮选、重选方法进行预选富集得到高品位氧化锌精矿或者直接冶炼得到锌金属。
第(2)步所述助融剂是Na2SO4和Na2CO3的混合物，两者重量之比为1∶1，混配后一起使用。
第(3)步还原过程中未耗尽的煤再回收循环利用。
第(3)步的还原时间以60-80min为宜。
本发明结合了传统浮选氧化铅锌矿方法的优势，运用现已成熟的硫化-黄药浮选方法回收氧化铅；同时采用直接还原-磁选工艺来综合回收选铅尾矿中的铁、锌；关键步骤在于还原过程中工艺参数的控制及助融剂的选择添加，添加助融剂能加速还原反应的进行，同时促进还原产物颗粒的相互聚集并长大，从而提高磁选分选指标。
附图说明
图1为本发明的流程图。
具体实施方式
下面用实例具体说明本发明的积极技术效果。
实施例1
以云南某低品位氧化铅锌矿的矿样为例。该矿样矿石化学多元素分析见表1，试验流程见图1。在试验室规模条件下，浮选每次入选原矿为500g，直接还原每次进入还原炉的矿量为500g。
表1矿石化学多元素分析
所得的经济技术指标：
采用常规硫化-浮选对铅进行选矿富集，得到铅精矿铅品位为50.43％，回收率为72.46％。而对选铅后的尾矿进行直接还原-磁选，结果表明：在还原温度为1050℃，还原时间为80min，煤∶矿＝2∶1条件下，不添加助融剂进行还原磨选时得到的铁精矿铁品位88％，回收率为90％；锌挥发率为90％；添加8％助融剂进行还原磨选时得到的铁精矿铁品位为91％，铁回收率在88％，锌的挥发率在90％。结论表明助融剂对磁选分选指标有明显提高。融剂如上所述。
对比试验的情况：对选铅尾矿采用常规硫化-胺法进行处理，富集氧化锌，结果表明在精矿中锌不能得到有效富集，锌精矿锌品位仅为5％～7％，锌回收率仅为2％～6％，常规物理选矿方法难于有效富集氧化锌。
实施例2
矿样为云南某氧化铅锌矿，矿石多元素分析及铅锌物相分析见表2、3、4。试验流程见图1。每次试验所用矿量同例1。
表2矿石多元素分析
表3铅物相分析
表4锌物相分析
所得经济技术指标：
采用常规硫化-浮选对铅进行选矿富集，结果表明能获得铅精矿铅品位为63.65％，铅回收率为45.25％；采用直接还原-磁选法对选铅后的尾矿进行选铁、锌，结果表明：在还原温度为1100℃，还原时间为80min，煤∶矿＝2∶1，助融剂用量为10％的试验条件下进行还原磨选所得的铁精矿铁品位为91.24％，铁回收率为83.45％，锌挥发率91.50％。助融剂如上所述。
对比试验的情况：采用常规硫化-胺法对锌进行选矿，结果表明不能获得合格的锌精矿，在进行药剂制度及选矿流程的各试验研究中，所得的锌精矿锌品位仅为15％～17％，锌回收率为15％～20％，采用常规物理选矿方法很难有效富集氧化锌。
实施例3
在例1的基础上，用同样的矿样，将还原温度改为1075℃，还原时间改为60min，其余条件不变，进行多次试验。所得技术指标与例1大致相当，铁精矿品位90-92％，铁回收率90-92％，锌挥发率均在90-93之间。
机译： 通过直接还原基于氧化物的氧化物或通过还原钙硅来还原矿物来生产铁，锰，锌和这些金属的合金。这种还原可在坩埚炉或Metalúrg中完成
机译： 铅，锌和黄铁矿矿物的选择性集体浮选从多金属铅锌矿中活化黄铁矿的方法
机译： 镉，锌，铅的回收-通过碳和碱金属氢氧化物/碳酸钠的还原从锌和铅冶炼厂的烟道粉尘中回收
