专利名称：硫化铅锌矿的处理方法与系统的制作方法
技术领域：
本发明属于有色冶金技术领域，更具体地说，是涉及一种硫化铅锌矿的处理方法，
特别地涉及一种利用氧压酸浸法从硫化铅锌矿中提炼锌、铅和硫的方法，同时还涉及一种 硫化铅锌矿的处理系统。
背景技术：
世界上的铅锌矿资源大部分为混合伴生硫化矿，20世纪中期，通常以密闭鼓风炉 作为主要设备，利用火法冶炼技术处理混合铅锌矿来提炼锌和铅，但该法能耗大，而且在生 产过程中会产生大量二氧化硫，随着当今社会对环境、能源要求的日益严格，该方法的使用 受到了极大限制。 目前，通常是将采矿后的硫化铅锌矿进行优先浮选分选，先加入锌抑制剂选出铅 精矿，再进一步选出锌精矿，然后分别从锌精矿和铅精矿中提炼出锌和铅。由于锌精矿和铅 精矿中互含有较高量的铅和锌，因此这种方法的锌、铅回收率低。此外，为了达到将硫化铅 锌矿中的锌矿和铅矿分离的目的，需要使用大量抑制剂，因此产生了大量难以回收利用的 选矿废水，这对于低品位难选混合矿特别突出。
发明内容
针对上述问题，本发明的目的是提供一种工艺简单、回收率高且环保的硫化铅锌 矿的处理方法。 本发明的另一 目的是提供一种硫化铅锌矿的处理系统。 根据本发明的一方面，提供了一种处理硫化铅锌矿的方法，包括如下步骤
(a)对硫化铅锌矿进行选矿以得到硫化铅锌精矿； (b)对得到的硫化铅锌精矿进行细磨并用硫酸溶液对细磨后的硫化铅锌精矿进行 浆化； (c)将浆化后的硫化铅锌精矿加入到第一段加压浸出容器进行第一段氧压酸浸以 得到第一段浸出浆液，对第一段浸出浆液进行第一段固液分离以得到第一段浸出液和第一 段浸出渣； (d)对第一段浸出液进行净化、电解得到金属锌，并且对第一段浸出渣进行选矿以 选出单质硫和一部分硫酸铅； (e)将选出单质硫和一部分硫酸铅的第一段浸出渣加入到第二段加压浸出容器进 行第二段氧压酸浸以得到第二段浸出浆液，对第二段浸出浆液进行第二段固液分离以得到 第二段浸出液和第二段浸出渣； (f)将第二段浸出液返回到第一段加压浸出容器，且对第二段浸出渣进行选矿以 选出单质硫； (g)将所述硫酸铅和选出单质硫的第二段浸出渣一起送火法铅熔炼。 根据本发明的一个实施方式，电解第一段浸出液的电解废液被分为两部分，分别返回到第一段加压浸出容器和第二段加压浸出容器内。 根据本发明的一个实施方式，采用混合浮选法对所述硫化铅锌矿进行选矿，以得 到硫化铅锌精矿。进一步地，还可以对混合浮选之后得到的硫化铅锌精矿进行重选处理，以 得到铅精矿和铅含量降低的硫化铅锌精矿，其中铅精矿与硫酸铅和选出单质硫的第二段浸 出渣一起送火法铅熔炼。 根据本发明的一个实施方式，细磨后的所述硫化铅锌精矿中粒度小于320目的颗 粒比例高于98%。 根据本发明的一个实施方式，第一段氧压酸浸是在硫酸溶液的浓度为60_80g/l、 氧气压力为0. 8-1. 0MPa、温度为145-155t:的条件下进行的。 根据本发明的一个实施方式，第二段氧压酸浸是在硫酸溶液的浓度为90_130g/l、 氧气压力为1. 0-1. 2MPa、温度为150-16(TC的条件下进行的。 根据本发明的一个实施方式，第一段氧压酸浸中硫酸溶液的用量为硫化铅锌精矿 重量的3-6倍，且第二段氧压酸浸中硫酸溶液的用量为选出单质硫和一部分硫酸铅后的第 一段浸出渣重量的3-5倍。 根据本发明的方法，能够对选矿得到的混合硫化铅锌精矿直接进行氧压酸浸法处 理，以提炼锌和铅。与现有技术相比，无需将硫化铅锌精矿分选为锌精矿和铅精矿后再分别 提炼锌和铅，从而消除了分选处理过程中锌和铅的损失问题，显著提高了锌、铅的回收率， 其中铅的回收率高于98%。该方法工艺简单，避免了抑制剂的使用，因此不会产生大量难以 处理的选矿废水，对环境更加友好。 此外，本发明的方法在对硫化铅锌精矿在第一段加压浸出容器中氧压酸浸法之 后，并不是直接对得到的第一段浸出渣进行火法熔炼提炼铅，而是在一定条件下对第一段 浸出渣在第二段加压浸出容器中进行了二次氧压酸浸处理，并将第二段浸出液返回第一段 加压浸出容器再利用，由此提高了锌、铅的回收率。另外，在本发明的方法中，将第一段氧压 酸浸处理得到的浸出渣中单质硫和部分硫酸铅选出，不仅可以减少第二段氧压酸浸时硫元 素的干扰，而且减少了后续处理的物料量，从而降低了能耗。 根据本发明的另一方面，还提供了一种硫化铅锌矿的处理系统，该系统包括
第一段选矿装置，所述第一段选矿装置用于将硫化铅锌矿进行选矿以获得硫化铅 锌精矿； 第一段加压浸出容器，所述第一段加压浸出容器用于容纳用硫酸溶液浆化后的硫 化铅锌精矿并进行第一段氧压酸浸； 第一段固液分离装置，所述第一段固液分离装置用于将从所述第一段加压浸出容
器排出的第一段浸出浆液进行固液分离，以得到第一段浸出液和第一段浸出渣； 电解装置，所述电解装置用于电解沉积出第一段浸出液中的锌，并将产生的电解
废液分为两部分，分别返回到第一段加压浸出容器和第二段加压浸出容器内； 第二段选矿装置，所述第二段选矿装置用于对第一段浸出渣进行选矿以选出单质
硫和一部分硫酸铅； 第二段加压浸出容器，所述第二段加压浸出容器用于容纳选出单质硫和一部分硫 酸铅后的第一段浸出渣并进行第二段氧压酸浸以得到第二段浸出浆液； 第二段固液分离装置，所述第二段固液分离装置用于对第二段浸出浆液进行固液分离以得到第二段浸出液和第二段浸出渣； 第三段选矿装置，所述第三段选矿装置用于对第二段浸出渣进行选矿以选出单质 硫； 火法炼铅装置，所述火法炼铅装置用于将所述硫酸铅和选出单质硫的第二段浸出 渣中的铅熔炼出。 根据本发明的一种实施方式，所述第一段选矿装置为混合式浮选机。进一步地，在 所述混合式浮选机之后还设有重选机，用于对经混合式浮选机混合浮选得到的硫化铅锌精 矿进行重选处理，以得到铅精矿和铅含量降低的硫化铅锌精矿；所述铅精矿与硫酸铅和选 出单质硫的第二段浸出渣一起送火法炼铅装置进行火法铅熔炼。 根据本发明的一种实施方式，所述第一段加压浸出容器中的硫酸溶液的浓度为 60-80g/l、氧气压力为0. 8-1. 0MPa、温度为145_155°C。 根据本发明的一种实施方式，所述第二段加压浸出容器中的硫酸溶液的浓度为 90-130g/l、氧气压力为1. 0-1. 2MPa、温度为150-160。C。 本发明的系统能够用于对硫化铅锌矿进行选矿，并将得到的混合硫化铅锌精矿直 接进行两步氧压酸浸处理来提炼锌和铅，能够实现更高的铅、锌回收率。
本发明的上述和/或附加的方面和优点从下面结合附图对实施例的描述中将变 得明显和容易理解，其中 图1为根据本发明实施例的硫化铅锌矿的处理方法流程图。
图2为根据本发明实施例的硫化铅锌矿的处理系统示意图。
图3为根据本发明实施例的硫化铅锌矿处理系统中连续卧式加压釜示意图。
具体实施例方式
下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终 相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附 图描述的实施例是示例性的，仅用于解释本发明，而不能解释为对本发明的限制。
下面参照图1具体说明根据本发明实施例的硫化铅锌矿的处理方法。
如图1所示，首先，将硫化铅锌矿细磨、筛分后采用混合浮选法进行浮选选矿，得 到硫化铅锌精矿。硫化铅锌矿的成分复杂，其中含有的Zn和Pb主要以硫化物的形式存在。 大部分硫化铅锌矿的品位都较低，Zn和Pb总含量在5wt^左右，通过混合浮选可以将其总 含量提高到40wt%以上，从而可以提高氧压酸浸的效率。对硫化铅锌精矿进行混合浮选采 用的是本领域公知的技术，因此这里不再详细描述。 接着，将混合浮选得到的硫化铅锌精矿进行细磨，具体地，将硫化铅锌精矿细磨成 粒度小于320目的颗粒比例高于98%，这样可以使矿粉、酸液和氧气充分接触，提高了硫化 锌和硫化铅的氧化速率和氧化率。用硫酸溶液将细磨后的硫化铅锌精矿浆化后，在第一段 加压酸浸容器中进行第一段氧压酸浸处理。 加压酸浸容器可以是各种耐受高温及强酸腐蚀的加压釜，在本发明中，由于处理 工艺是连续进行的，同时考虑设备的操作便利性和使用性能，优选采用连续卧式加压釜。
在决定氧化反应速度和氧化率的各种因素中，最为关键的是硫酸溶液浓度和用 量、氧气压力和反应温度。在本实施例中采用浓度为60-80g/l硫酸溶液来调制第一段氧 压酸浸的料浆，用量为所述硫化铅锌精矿重量的3-6倍，也即第一段浆料的液固体比为 3-6 : 1 ;第一段氧压酸浸过程中控制氧气压力为0.8-1. 0MPa、温度为145-155°C。当反应 进行40-100分钟后，即可将矿粉中70%以上的硫化锌和硫化铅转化为硫酸锌和硫酸铅， 这时便可以将得到的第一段浸出浆液进行第一段固液分离，得第一段浸出液和第一段浸出 渣。在液固分离操作中，可以采用浓密机对浸出浆液进行浓密洗涤，以将其分离为第一段浸 出液和第一段浸出渣。 在氧压酸浸过程中，硫化铅锌矿粉中的硫化锌和硫化铅与硫酸、氧气之间发生氧 化还原反应，其中的硫化锌转化为水溶性硫酸锌，硫化铅转化为不溶于酸的硫酸铅，硫元素 则以单质的形式析出。该氧化还原过程的反应方程式如下
2ZnS+2H2S04+02 — 2ZnS04+2H20+2S I
2PbS+2H2S04+02 — 2PbS04 I +2H20+2S I 第一段浸出液中主要含有目标元素锌的水溶性盐ZnS04，采用电解法使锌析出，得 到单质锌产品。为了确保获得高纯度的单质锌产品，在电解之前可以采用本领域公知的技 术先将第一段浸出液净化，除去诸如铁、镉、铜、钴、镍。第一段浸出渣的主要成分为PbS04和 单质硫，以及未转化的硫化锌和硫化铅，采用公知的选硫工艺和选硫酸铅工艺将单质硫和 一部分硫酸铅选出。这样不仅可以减少对浸出渣进行第二段氧压酸浸时硫元素的干扰，而 且减少了后续处理的物料量，从而降低了能耗。 然后，将选出单质硫和部分硫酸铅的第一段浸出渣送第二段加压浸出容器中进行 第二段氧压酸浸处理。在本实施例的第二段氧压酸浸过程中，采用浓度为90-130g/1的硫 酸溶液来调制第一段氧压酸浸的料浆，用量为所述硫化铅锌精矿重量的3-5倍，也即第二 段浆料的液固体比为3-5 : 1 ;第二段氧压酸浸过程中控制氧气压力为1.0-1. 2MPa、温度为 150-160°C。 在循环工艺中，电解第一段浸出液得到的电解废液被分为两部分，一部分返回到 第一段加压浸出容器用于浆化硫化铅锌精矿，另一部分返回到第二段加压浸出容器用于浆 化选出单质硫和部分硫酸铅的第一段浸出渣。 在第二段氧压酸浸过程中，当反应进行40-100分钟后，硫化铅锌矿渣中的硫化锌 和硫化铅基本充分转化为硫酸锌和硫酸铅，这时便可以将得到的第二段浸出浆液进行第二 段固液分离，得第二段浸出液和第二段浸出渣。将第二段浸出液返回第一段氧压酸浸出过 程中循环利用，并从第二段浸出渣中选出单质硫，选硫后的第二段矿渣中主要成分为硫酸 铅。这里，仅对第二段氧压酸浸与第一段的区别作出说明，其他未特别指出的应该理解为与 第一段工艺相同。 最后，将选出单质硫的第二段浸出渣和从第一段浸出渣中选出的硫酸铅合并，采 用公知的火法炼铅工艺将合并后的物料中的铅熔炼出。 进一步地，可以对从高压容器排出的浆液在固液分离之前进行闪蒸处理以降低从 高压容器排出的浆液的操作压力，并将其中部分水分蒸出，从而有利于后续的固液分离操 作。 在本发明的另一个实施例中，与上面描述的实施例不同的是，对混合浮选得到的硫化铅锌精矿进一步采用公知的重选工艺进行处理，将硫化铅锌精矿分选为铅精矿和铅含 量降低的硫化铅锌精矿。经重选处理得到的铅含量降低的硫化铅锌精矿中Zn : Pb的重量 比大于1. 5，且Zn与Pb的总含量大于40wt%。先选出部分铅精矿减少了后续处理的物料 量，从而降低了能耗。最后将分选出的铅精矿与从第一段浸出渣中选出的硫酸铅和选出单 质硫的第二段浸出渣混合后送火法铅熔炼得到铅。 下面参照图2和图3对根据本发明实施例的硫化铅锌矿的处理系统进行详细描 述。 如图2所示，在本发明硫化铅锌矿的处理系统的一个实施例中，该系统包括第一 段选矿装置1、第一段加压浸出容器2、第一段固液分离装置3、电解装置4、第二段选矿装置 5、第二段加压浸出容器6、第二段固液分离装置7、第三段选矿装置8、火法炼铅装置9、第一 段闪蒸槽IO和第二段闪蒸槽11。 具体地，第一段选矿装置1用于将硫化铅锌矿进行选矿以获得硫化铅锌精矿，可 以选用公知的针对铅锌矿的混合式浮选机。在混合式浮选机之后还可以进一步设有重选 机，以将浮选得到的硫化铅锌精矿进一步分选为铅精矿和铅含量降低的硫化铅锌精矿。
第一段加压浸出容器2用于容纳用硫酸溶液浆化后的硫化铅锌精矿并进行第一 段氧压酸浸。在氧压酸浸过程中，第一段加压浸出容器中的硫酸溶液的浓度为60-80g/l、氧 气压力为0. 8-1. 0MPa、温度为145-155°C。加压酸浸容器可以是各种耐受高温及强酸腐蚀 的加压釜，本发明中优选采用连续卧式加压釜，例如聚四氟乙烯内衬不锈钢连续卧式加压 釜。如图3所示，所述连续卧式加压釜内设有2个隔板100和101，将釜内分隔成3个室，各 室的上部是相通的以使料浆可以通过。为了使料浆和氧气充分混合使反应有利地进行，在 每一个室中均设置有一个叶片搅拌器，如图3中的201、202和203所示。在加压釜的底部 设有氧气进口，具体地是在每个室的底部各设置一个氧气进口 204、205和206。将氧气进口 设置在底部的好处在于可以使得氧气从加压釜的底部进入后在料浆中快速地充分分散，在 氧气的冲击流作用下也可以对料浆起到搅拌分散作用，可以提高氧化反应的效率。另外，在 加压釜上还设有加热器200，用于对加压釜中的反应物料进行加热，可以采用蒸汽加热、电 加热或高温烟气加热方式。加压釜底部的氧气进口 204、205和206，分别通过管道与氧气供 给源连接，以通过管道将加压氧气通入加压釜中。 第一段固液分离装置3用于将从第一段加压浸出容器2排出的第一段浸出浆液进 行固液分离，以得到第一段浸出液和第一段浸出渣；固液分离装置具体地可以选择浓密机， 通过浓密洗涤实现对浸出浆液的固液分离。 电解装置4用于电解沉积出第一段浸出液中的锌，并将产生的电解废液分为两部 分，分别返回到第一段加压浸出容器2和第二段加压浸出容器6内。电解沉积锌的装置可 以采用公知技术，因此省略对该装置的详细描述。 第二段选矿装置5用于对第一段浸出渣进行选矿以选出单质硫和一部分硫酸铅。
选出硫和硫酸铅的选矿装置可以通过现有技术得到，因此省略对其详细描述。 第二段加压浸出容器6用于容纳选出单质硫和一部分硫酸铅的第一段浸出渣以
进行第二段氧压酸浸得到第二段浸出浆液；第二段加压浸出容器与第一段相同，因此省略
对其描述。在氧压酸浸过程中，第二段加压浸出容器中的硫酸溶液的浓度为90-130g/l、氧
气压力为1. 0-1. 2MPa、温度为150-160°C。
第二段固液分离装置7用于对第二段浸出浆液进行固液分离以得到第二段浸出 液和第二段浸出渣；固液分离装置具体地可以选择浓密机，通过浓密洗涤实现对浸出浆液 的固液分离。 第三段选矿装置8用于对第二段浸出渣进行选矿以选出单质硫，可以采用各种已 有的选硫机，因此不再详细叙述。 火法炼铅装置9用于将所述硫酸铅和选出单质硫的第二段浸出渣中的铅火法熔 炼出。 在第一段加压浸出容器2和第一段固液分离装置3，以及第二段加压浸出容器6和
第二段固液分离装置7之间还分别设有第一段闪蒸槽10和第二段闪蒸槽11，用于降低高压
釜排出的浆液的操作压力，并将其中部分水分蒸出。 下面通过具体实施例对本发明做出更详细的说明。 实施例1 取硫化铅锌矿(铅含量为2.6wt^，锌含量为4.0wt^)，细磨、筛分后，采用混 合浮选法对硫化铅锌矿进行选矿，得到硫化铅锌精矿(铅含量为15.0wt^，锌含量为 37.5wt% )，将其细磨成粒度小于320目的颗粒为100%的矿粉。向细磨后的矿粉加入3 倍于矿粉重量浓度为78g/l的硫酸溶液，充分搅拌使矿粉浆化，将料浆注入第一段连续 卧式加压釜中。向加压釜中通入氧气，升温至15(TC，将反应过程中的氧气压力为维持在 1. OMPa，加压釜中搅拌器的转速为220转/分钟。45分钟后结束反应，将反应后的浆液排 出，通过闪蒸槽闪蒸处理后进行浓密洗涤，得第一段浸出液和第一段浸出渣。将第一段浸出 液净化除去其中的铁、镉、铜、钴、镍后，采用电解法将浸出液中以ZnS04形式存在的锌析出， 得到单质Zn。将第一段浸出渣中的硫和部分硫酸铅选出。 将选矿后的第一段浸出渣中加入第二段连续卧式加压釜中，加入3倍于浸出渣重 量浓度为120g/l的硫酸溶液制成第二段料浆。向加压釜中通入氧气，并升温至15(TC，将反 应过程中的氧气压力为维持在1. OMPa，加压釜中搅拌器的转速为230转/分钟。40分钟后 结束反应，将反应后的浆液排出，通过闪蒸槽闪蒸处理后进行浓密洗涤，得第二段浸出液和 第二段浸出渣。将第二段浸出渣中的硫选出，选出单质硫后的残渣中的目标元素主要是以 PbS04形式存在的铅，将其与第一段氧压酸浸过程得到的硫酸铅合并，然后采用火法炼铅工 艺从合并后的物料中熔炼出铅，得到单质铅产品。其中，第二段浸出液，以及电解第一段浸 出液产生的电解废液中的一部分返回用于配制第一段料浆，另一部分电解废液返回用于配 制第二段料浆。在本实施例中，锌的浸出率为98.9%，铅的回收率为98.6%，硫元素的转化 率为72. 5%。
实施例2 取硫化铅锌矿(铅含量为5. lwt^，锌含量为8.4wt^)，细磨、筛分后，采用混 合浮选法对硫化铅锌矿进行选矿，得到硫化铅锌精矿(铅含量为18.3wt^，锌含量为 39. 5wt% )，将其细磨成粒度小于320目的颗粒比例为98. 5%的矿粉。向细磨后的矿粉加 入5倍于矿粉重量的浓度为65g/l的硫酸溶液，充分搅拌使矿粉浆化，将料浆注入第一段连 续卧式加压釜中。向加压釜中通入氧气，升温至145t:，将反应过程中的氧气压力为维持在 0. 8MPa，加压釜中搅拌器的转速为230转/分钟。60分钟后结束反应，将反应后的浆液排 出，通过闪蒸槽闪蒸处理后进行浓密洗涤，得第一段浸出液和第一段浸出渣。将第一段浸出液净化除去其中的铁、镉、铜、钴、镍后，采用电解法将浸出液中以ZnS04形式存在的锌析出， 得到单质Zn。将第一段浸出渣中的硫和部分硫酸铅选出。 将选矿后的第一段浸出渣中加入第二段连续卧式加压釜中，加入5倍于浸出渣重 量的浓度为130g/l的硫酸溶液制成第二段料浆。向加压釜中通入氧气，并升温至16(TC，将 反应过程中的氧气压力为维持在1. 2MPa，加压釜中搅拌器的转速为230转/分钟。50分钟 后结束反应，将反应后的浆液排出，通过闪蒸槽闪蒸处理后进行浓密洗涤，得第二段浸出液 和第二段浸出渣。将第二段浸出渣中的硫选出，选出单质硫后的残渣中的目标元素主要是 以PbS04形式存在的铅，将其与第一段氧压酸浸过程得到的硫酸铅合并，然后采用火法炼铅 工艺从合并后的物料中熔炼出铅，得到单质铅产品。其中，第二段浸出液，以及电解第一段 浸出液产生的电解废液中的一部分返回用于配制第一段料浆，另一部分电解废液返回用于 配制第二段料浆。在本实施例中，锌的浸出率为98.4%，铅的回收率为98.0%，硫元素的转 化率为75.8%。
实施例3 取硫化铅锌矿(铅含量为7.9wt^，锌含量为15.6wt% )，细磨、筛分后，采用 混合浮选法对硫化铅锌矿进行选矿，得到硫化铅锌精矿(铅含量为19. 5wt^，锌含量为 39.6wt% )，再通过重选工艺将硫化铅锌精矿分选为铅含量低的硫化铅锌精矿(Zn : Pb的 重量比大于1.5，且Zn与Pb元素的总含量大于40wt^ )和铅精矿(铅含量为10. 2wt%， 锌含量为42. 5wt% )。将其细磨成粒度为小于320目的颗粒比例为98. 7%的矿粉。将细 磨后的矿粉加入到第一段调浆槽中，向其中加入6倍于矿粉重量的浓度为70g/l的硫酸溶 液，充分搅拌使矿粉浆化，将料浆注入第一段连续卧式加压釜中。向加压釜中通入氧气，升 温至145t:，将反应过程中的氧气压力为维持在0. 8MPa，加压釜中搅拌器的转速为240转/ 分钟。60分钟后结束反应，将反应后的浆液排出，通过闪蒸槽闪蒸处理后进行浓密洗涤，得 第一段浸出液和第一段浸出渣。将第一段浸出液净化除去其中的铁、镉、铜、钴、镍后，采用 电解法将第一段浸出液中以ZnS04形式存在的锌析出，得到单质Zn。将第一段浸出渣中的 硫和部分硫酸铅选出。 将选矿后的第一段浸出渣加入第二段连续卧式加压釜中，加入4倍于浸出渣重量 的浓度为90g/l的硫酸溶液制成第二段料浆。向加压釜中通入氧气，并升温至16(TC，将反 应过程中的氧气压力为维持在1.2MPa，加压釜中搅拌器的转速为250转/分钟。60分钟 后结束反应，将反应后的浆液排出，通过闪蒸槽闪蒸处理后进行浓密洗涤，得第二段浸出液 和第二段浸出渣。将第二段浸出渣中的硫选出，选出单质硫后的残渣中的目标元素主要是
以PbS04形式存在的铅，将其与第一段氧压酸浸过程得到的硫酸铅合并，并将重选得到的
铅精矿与合并物混合，然后采用火法炼铅工艺从合并后的物料中熔炼出铅，得到单质铅产 品。其中，第二段浸出液，以及电解第一段浸出液产生的电解废液中的一部分返回用于配制 第一段料浆，另一部分电解废液返回用于配制第二段料浆。在本实施例中，锌的浸出率为 99. 5%，铅的回收率为98. 2%，硫元素的转化率为78. 3% 。 本发明的方法是对选矿得到的硫化铅锌精矿直接进行氧压酸浸处理，无需将其分 选为锌精矿和铅精矿后再分别提炼锌和铅，从而消除了分选处理过程中锌和铅的损失问 题，显著提高了锌、铅的回收率，其中锌的回收率达98%以上，同时还避免了抑制剂的使用， 因此不会产生大量难以处理的选矿废水。另外，本方法对硫化铅锌矿粉的氧化充分，基本不会产生S(^，对环境更加友好。此外，本发明的方法采用两段工艺对硫化铅锌精矿进行氧压 酸浸处理，与一段氧压酸浸法相比，可以在同样的原料消耗量情况下，对氧化铅锌矿粉进行 更充分的氧化，由此提高了锌和铅的回收率。并将第二段浸出液和电解第一段浸出液产生 的电解废液返回循环工艺中再利用，且整个处理工艺是连续进行的，由此提高了锌、铅的回 收率。 尽管已经示出和描述了本发明的实施例，对于本领域的普通技术人员而言，可以 理解在不脱离本发明的原理和精神的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换 和变型，本发明的范围由所附权利要求及其等同物限定。
权利要求
一种硫化铅锌矿的处理方法，包括如下步骤(a)对硫化铅锌矿进行选矿以得到硫化铅锌精矿；(b)对得到的硫化铅锌精矿进行细磨并用硫酸溶液对细磨后的硫化铅锌精矿进行浆化；(c)将浆化后的硫化铅锌精矿加入到第一段加压浸出容器进行第一段氧压酸浸以得到第一段浸出浆液，对第一段浸出浆液进行第一段固液分离以得到第一段浸出液和第一段浸出渣；(d)对第一段浸出液进行净化、电解得到金属锌，并且对第一段浸出渣进行选矿以选出单质硫和一部分硫酸铅；(e)将选出单质硫和一部分硫酸铅的第一段浸出渣加入到第二段加压浸出容器进行第二段氧压酸浸以得到第二段浸出浆液，对第二段浸出浆液进行第二段固液分离以得到第二段浸出液和第二段浸出渣；(f)将第二段浸出液返回到第一段加压浸出容器，且对第二段浸出渣进行选矿以选出单质硫；(g)将所述硫酸铅和选出单质硫的第二段浸出渣一起送火法铅熔炼。
2. 根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的处理方法，其中，电解第一段浸出液的电解废 液被分为两部分，分别返回到第一段加压浸出容器和第二段加压浸出容器内。
3. 根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的处理方法，其中，采用混合浮选法对所述硫化 铅锌矿进行选矿。
4. 根据权利要求3所述的硫化铅锌矿的处理方法，进一步包括对混合浮选之后得到的 所述硫化铅锌精矿进行重选处理，以得到铅精矿和铅含量降低的硫化铅锌精矿。
5. 根据权利要求4所述的硫化铅锌矿的处理方法，其中，所述铅精矿与硫酸铅和选出 单质硫的第二段浸出渣一起送火法铅熔炼。
6. 根据权利要求4所述的硫化铅锌矿的处理方法，其中，所述铅含量降低的硫化铅锌 精矿中Zn : Pb的重量比大于1.5，且Zn与Pb的总含量大于40wt^。
7. 根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的处理方法，其中，细磨后的所述硫化铅锌精矿 中粒度小于320目的颗粒比例高于98%。
8. 根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的处理方法，其中，第一段氧压酸浸是在硫酸溶 液的浓度为60-80g/l、氧气压力为0. 8-1. OMPa、温度为145_155°C的条件下进行的。
9. 根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的处理方法，其中，第二段氧压酸浸是在硫酸溶 液的浓度为90-130g/l、氧气压力为1. 0-1. 2MPa、温度为150-160°C的条件下进行的。
10. 根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的处理方法，其中，第一段氧压酸浸中硫酸溶液 的用量为硫化铅锌精矿重量的3-6倍，且第二段氧压酸浸中硫酸溶液的用量为选出单质硫 和一部分硫酸铅后的第一段浸出渣重量的3-5倍。
11. 根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的处理方法，其中，第一段氧压酸浸的反应时间 为40-100分钟，第二段氧压酸浸的反应时间为40-100分钟。
12. —种硫化铅锌矿的处理系统，该系统包括第一段选矿装置，所述第一段选矿装置用于将硫化铅锌矿进行选矿以获得硫化铅锌精矿；第一段加压浸出容器，所述第一段加压浸出容器用于容纳用硫酸溶液浆化后的硫化铅 锌精矿并进行第一段氧压酸浸；第一段固液分离装置，所述第一段固液分离装置用于将从所述第一段加压浸出容器排 出的第一段浸出浆液进行固液分离，以得到第一段浸出液和第一段浸出渣；电解装置，所述电解装置用于电解沉积出第一段浸出液中的锌，并将产生的电解废液 分为两部分，分别返回到第一段加压浸出容器和第二段加压浸出容器内；第二段选矿装置，所述第二段选矿装置用于对第一段浸出渣进行选矿以选出单质硫和 一部分硫酸铅；第二段加压浸出容器，所述第二段加压浸出容器用于容纳选出单质硫和一部分硫酸铅 后的第一段浸出渣并进行第二段氧压酸浸以得到第二段浸出浆液；第二段固液分离装置，所述第二段固液分离装置用于对第二段浸出浆液进行固液分离 以得到第二段浸出液和第二段浸出渣；第三段选矿装置，所述第三段选矿装置用于对第二段浸出渣进行选矿以选出单质硫；火法炼铅装置，所述火法炼铅装置用于将所述硫酸铅和选出单质硫的第二段浸出渣中 的铅熔炼出。
13. 根据权利要求12所述的硫化铅锌矿的处理系统，其中，所述第一段选矿装置为混 合式浮选机。
14. 根据权利要求13所述的硫化铅锌矿的处理系统，其中，在所述混合式浮选机之后 进一步还设有重选机，所述重选机用于对经所述混合式浮选机混合浮选得到的硫化铅锌精 矿进行重选处理，以得到铅精矿和铅含量降低的硫化铅锌精矿。
15. 根据权利要求12所述的硫化铅锌矿的处理系统，其中，所述第一段加压浸出容器 中硫酸溶液的浓度为60-80g/l、氧气压力为0. 8-1. OMPa、温度为145_155°C，所述第二段加 压浸出容器中硫酸溶液的浓度为90-130g/l、氧气压力为1. 0-1. 2MPa、温度为150-160°C。
16. 根据权利要求12所述的硫化铅锌矿的处理系统，其中，所述第一段加压浸出容器 和第二段加压浸出容器均为多室连续卧式加压釜。
17. 根据权利要求12所述的硫化铅锌矿的处理系统，所述系统进一步包括分隔件，所 述分隔件用于将所述第一段加压浸出容器和第二段加压浸出容器分割成多个室，其中每个 室中各容纳有至少一个搅拌器。
全文摘要
本发明公开了一种硫化铅锌矿的处理方法和系统。该方法包括对硫化铅锌矿进行选矿以得到硫化铅锌精矿；对硫化铅锌精矿细磨并用硫酸溶液浆化；将浆化后的硫化铅锌精进行第一段氧压酸浸，对第一段浸出浆液固液分离后将第一段浸出液净化、电解，得到金属锌，并从第一段浸出渣中选出单质硫和一部分硫酸铅；将选矿后的第一段浸出渣进行第二段氧压酸浸，对第二段浸出浆液固液分离；将第二段浸出液返回到第一段加压浸出容器内，从第二段浸出渣中选出硫；将硫酸铅和选出硫的第二段浸出渣一起送火法铅熔炼。本方法显著提高了锌、铅的回收率，不会产生大量难以处理的选矿废水。本发明还公开了一种硫化铅锌矿的处理系统。
文档编号C01B17/06GK101709373SQ200910223379
公开日2010年5月19日 申请日期2009年11月18日 优先权日2009年11月18日
发明者张红耀, 彭建蓉, 李小英, 杨大锦, 王吉坤, 阎江峰 申请人:云南冶金集团股份有限公司技术中心