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铅锌伴生银矿综合回收技术

2015-02-28 来源:ca88亚洲城手机版 点击数:0次

摘要: 根据内蒙古某铅锌银矿的矿石性质,提出采用组合抑制剂(碳酸钠+硫酸锌)在低碱条件下抑锌浮铅,以乙硫氮为铅矿物捕收剂,选铅尾矿以硫酸铜作为锌矿物的活化剂,丁基黄药作为锌矿物捕收剂,可以实现铅锌的高效分离,同时将大部分伴生银富集到铅、锌精矿中。试验可获得铅精矿含铅66.17%,银2712.36g/t,锌3.58%,铅、银回收率分别为85.31%和79.42%;锌精矿含锌48.02%,Ag101.79g/t,铅0.82%,锌、银回收率分别为90.90%和8.57%。银在铅、锌精矿中的总回收率达到87.99%。
前言
铅锌矿作为重要的有色金属矿产资源在国民经济中具有重要作用,铅锌金属广泛应用于机械、电气、军事、冶金、化学、轻工业等领域。我国铅锌资源比较丰富,约占世界总量的20%以上,主要分布在云南、内蒙古、甘肃、广西、广东、湖南、江西、陕西、四川和新疆等省区[1-3]。硫化铅锌矿中常伴生有银等贵金属元素,在最大限度提高铅锌回收率的同时,经济有效地回收其伴生的有价元素具有十分重要的意义。本研究针对内蒙古某铅锌伴生银矿,进行了详细的工艺矿物学研究和选矿试验研究,采用优先选别流程,使用组合抑制剂(碳酸钠+硫酸锌)在低碱条件下抑锌浮铅,避免传统的高碱条件下铅锌硫化矿的浮选,实现了铅锌矿物的高效分离,同时使伴生银较大限度地富集到铅、锌精矿中,在一定程度上克服了伴生银回收率低的弊端。
1 矿石物质组成
矿石中金属矿物主要是闪锌矿和方铅矿,次为黄铁矿、毒砂和少量白铁矿、黄铜矿;脉石矿物以透辉石居多,其次是石英、长石、石榴石、阳起石、方解石等。原矿化学多元素分析结果见表1,主要矿物的化学物相结果如表2,主要矿物X射线能谱成分见图1、图2。
 

表1  原矿化学多元素分析结果 /%

组 分
Pb
Zn
Cu
Ag
Fe
SiO 2
Al 2O 3
CaO
含 量
1.20
2.33
0.095
54.73
12.68
43.59
2.26
21.42
组 分
MgO
Ni
MnO
Na 2O
K 2O
As
S
P
含 量
0.82
0.001
2.46
0.73
0.16
0.25
3.14
0.041

注:Ag含量单位为g/t
表2  矿石中主要矿物的化学物相分析结果 /%

铅 相
硫化铅
碳酸铅
氧化铅
铅铁矾
合 计
含 量
1.03
0.05
0.09
0.03
1.20
分布率
85.83
4.17
7.50
2.50
100.00
锌 相
硫化锌
碳酸锌
硫酸锌
锌铁尖晶石
合 计
含 量
2.11
0.09
痕量
0.13
2.33
分布率
90.56
3.86
5.58
100.00

 

矿石中的有用矿物主要为方铅矿、闪锌矿和一定量的伴生银矿物,方铅矿多呈不规则粒状或团块状以浸染状的形式嵌布在脉石中,少数与黄铁矿或闪锌矿交生。闪锌矿的产出形式与方铅矿大致相同,但形态较方铅矿复杂,与脉石之间的接触界线多为不平直的锯齿状或港湾状。由于类质同像置换,矿石中闪锌矿普遍含铁较高而具铁闪锌矿的特征,平均含Zn 54.65%,因此很难通过选矿获得较高品位的锌精矿。矿石中方铅矿是银的主要载体矿物,平均含银2700g/t,因此铅的回收率很大程度上决定了银的回收率。
矿石的氧化程度较低。如果选矿能将方铅矿和闪锌矿全部回收,可获得的理论技术指标:铅精矿产率1.39%、铅回收率85.83%;锌精矿产率4.31%、锌回收率90.56%。
 

图1 方铅矿的X射线能谱成分图

图1 方铅矿的X射线能谱成分图

图2 闪锌矿的X射线能谱成分图

图2 闪锌矿的X射线能谱成分图

2 流程方案选择
根据工艺矿物学研究结果,原矿中具有回收价值的金属主要为铅和锌,且主要以硫化物态形式存在,而银主要以伴生金属的形式存在于铅锌矿物中,因此,试验中主要考虑针对铅和锌矿物的有效回收。
国内外对铅锌矿的研究都比较多,通常以浮选法为主,一般采用混合浮选流程和优先浮选流程,少数采用等可浮或重-浮联合流程,对本矿石,因硫化矿含量高,故全浮流程不予考虑,而铅锌分离本来就很困难,如混浮在一起,势必进一步增大铅锌分离的难度[4],故部分混合浮选流程与等可浮流程也不宜采用,因此本文着重考虑铅-锌直接优先浮选流程。
3 试验结果及讨论
3.1 铅浮选条件试验
3.1.1 磨矿细度试验
欲使铅锌有用矿物在浮选过程中有效分离富集,必须控制矿石的磨矿条件,以达到矿石的有效单体解离,因此进行了磨矿细度试验。试验流程见图3,试验结果见图4。
 

图4 磨矿细度试验结果

图4 磨矿细度试验结果

由图4 可知,随着磨矿细度的增加,浮选精矿中铅品位逐渐提高,回收率有所降低,当-0.075mm含量超过75%时,虽然回收率逐渐提高,但精矿品位迅速降低,说明磨矿细度较低时,矿物解离度不够,制约了精矿品位的提高,但细度过高后,产生的矿泥对铅的浮选回收影响较大。综合考虑,确定适宜的磨矿细度为-0.075mm含量占75%。
3.1.2锌抑制剂种类试验
铅锌优先浮选的关键往往在于锌的选择性抑制剂的使用,锌的抑制通常采用单一硫酸锌或硫酸锌与其它药剂组合使用[5],由此,对锌的不同抑制剂进行了试验,试验流程同图3和试验结果见表3。
 

表3 抑制剂种类试验结果 /%

抑制剂种类及用量/g·t -1
产品名称
产率
品位
回收率
Pb
Zn
Pb
Zn
ZnSO 4 1000
精矿
2.57
38.28
4.39
84.85
5.12
尾矿
97.43
0.18
2.14
15.15
94.88
给矿
100
1.16
2.20
100
100
Na 2SO 3+ ZnSO 4
300+1000
精矿
2.48
39.19
3.87
83.98
4.10
尾矿
97.52
0.19
2.30
16.02
95.90
给矿
100.00
1.16
2.34
100.00
100.00
CaO+ ZnSO 4
800+1000
精矿
2.75
33.90
5.01
86.46
6.64
尾矿
97.25
0.15
1.99
13.54
93.36
给矿
100.00
1.08
2.07
100.00
100.00
Na 2CO 3+ ZnSO 4
1500+1000
精矿
2.54
40.30
5.51
87.51
6.14
尾矿
97.46
0.15
2.09
12.49
93.86
给矿
100.00
1.17
2.28
100.00
100.00
Na 2CO 3+ZnSO 4
(加磨机)
1500+1000(pH=8)
精矿
2.63
41.21
5.89
87.88
6.74
尾矿
97.37
0.22
2.21
12.12
93.26
给矿
100.00
1.21
2.30
100.00
100.00

表3结果表明,与单独使用硫酸锌相比,硫酸锌和石灰组合使用时,精矿中铅的回收率有所提高,但是铅品位和锌的选择性抑制效果都有所下降;当硫酸锌分别和碳酸钠及亚硫酸钠组合使用时,对铅精矿中铅品位的提高较为有利,特别是硫酸锌与亚硫酸钠组合使用时,对锌的选择性抑制效果较为明显,铅精矿中含锌最低,但铅的回收率也相对较低;硫酸锌和碳酸钠组合使用时,在有效抑制锌的同时,对铅的品位和回收率的提高都较为有利。综合考虑,选择硫酸锌和碳酸钠的组合药剂作为锌的抑制剂。
为避免在磨矿过程中产生的难免离子和重金属离子对锌矿物的活化,将抑制剂(硫酸锌+碳酸钠)加入磨机,结果表明,抑制剂加入磨机后对精矿中铅品位的提高较为有利。
3.1.3 抑制剂用量试验
确定采用组合抑制剂(碳酸钠+硫酸锌),考察其用量对铅粗选的影响,试验采用二因素三水平析因法进行,试验流程同图3,试验取值见表4,试验结果见表5。由表5可见,随着碳酸钠用量的增加,精矿产率逐渐提高,铅品位逐渐降低,随着硫酸锌用量的增加,铅精矿中锌含量逐渐降低,铅品位逐渐提高,当组合抑制剂碳酸钠+硫酸锌的用量为1000 g/t+1000 g/t时,精矿铅品位及其回收率均达到相对较高的水平,因此,适宜的碳酸钠+硫酸锌用量为1000 g/t+1000 g/t。
 

表4 各因素各水平的取值

因素
水平
低水平(1)
中水平(2)
高水平(3)
A:Na 2CO 3用量/ g/t
500
1000
1500
B:ZnSO 4用量/ g/t
500
1000
1500

表5 组合抑制剂试验结果/%

 

碳酸钠+硫酸锌
用量/g/t
产品名称
产率
品位
回收率
Pb
Zn
Pb
Zn
500+500
精矿
2.37
42.45
7.25
80.49
7.37
尾矿
97.63
0.25
2.21
19.51
92.63
给矿
100.00
1.25
2.33
100.00
100.00
500+1000
精矿
2.26
42.68
6.41
81.13
6.27
尾矿
97.74
0.23
2.22
18.87
93.73
给矿
100.00
1.19
2.31
100.00
100.00
500+1500
精矿
2.22
43.75
6.02
80.27
5.69
尾矿
97.78
0.24
2.27
19.73
94.31
给矿
100.00
1.21
2.35
100.00
100.00
1000+500
精矿
2.42
41.80
6.31
81.86
6.82
尾矿
97.58
0.23
2.14
18.14
93.18
给矿
100.00
1.24
2.24
100.00
100.00
1000+1000
精矿
2.58
42.08
5.86
87.46
6.48
尾矿
97.42
0.16
2.24
12.54
93.52
给矿
100.00
1.24
2.33
100.00
100.00
1000+1500
精矿
2.35
43.12
5.16
79.95
5.27
尾矿
97.65
0.26
2.23
20.05
94.73
给矿
100.00
1.27
2.30
100.00
100.00
1500+500
精矿
2.78
36.95
8.25
83.51
9.56
尾矿
97.22
0.21
2.23
16.49
90.44
给矿
100.00
1.23
2.40
100.00
100.00
1500+1000
精矿
2.69
37.95
8.02
83.00
9.18
尾矿
97.31
0.21
2.19
17.00
90.82
给矿
100.00
1.23
2.35
100.00
100.00
1500+1500
精矿
2.45
38.45
8.25
79.16
8.94
尾矿
97.55
0.25
2.11
20.84
91.06
给矿
100.00
1.19
2.26
100.00
100.00

 

3.1.4 捕收剂种类及用量试验
探索性试验考察了异丁基黄药、苯胺黑药、丁铵黑药、乙硫氮、(乙硫氮+丁铵黑药)、(乙硫氮+异丁基黄药)等捕收剂对铅浮选的影响,结果表明单独使用乙硫氮、黄药和黑药时,乙硫氮、异丁黄药和苯胺黑药都能保证较好的精矿品质,丁胺黑药由于具有一定的起泡能力,浮选过程中泡沫夹带较大,使得精矿品位较低;异丁黄药对铅的捕收无选择性,精矿含锌较高;苯胺黑药单独作捕收剂时,精矿铅回收率较低。乙硫氮与丁铵黑药、异丁黄药、苯胺黑药组合使用时,均能产生正协同效应[6],有效弥补各自单独使用时的不足,但是普遍对铅的选择性捕收作用不强。综合考虑,确定乙硫氮为铅浮选捕收剂。同时在此试验基础上考察了乙硫氮的用量对铅粗选的影响,试验结果见图5。
 

图5 捕收剂用量试验结果

图5 捕收剂用量试验结果

由图5可见,随着捕收剂乙硫氮用量的增加,精矿铅品位逐渐降低,回收率逐渐升高,综合品位和回收率的关系,适宜的捕收剂用量为60 g/t。
3.1.5 铅精选试验
为了强化铅精选时锌矿物和黄铁矿的抑制,适当提高矿浆pH值并控制在10左右,并加入适量的ZnSO4可以提高铅精矿产品的质量。试验结果表明,经过三次精选后,可使铅精矿产品中铅品位达到69.82%、回收率为61.55%。
3.2  锌浮选循环条件试验及结果
3.2.1  硫酸铜用量试验
闪锌矿的自然可浮性较差,尤其是在选铅过程中受到了硫酸锌的抑制,活性进一步降低,加入活化剂硫酸铜后,在闪锌矿表面形成疏水膜,闪锌矿的可浮性大为增强[7],而活化剂硫酸铜的用量直接影响了闪锌矿的活化程度,决定了其活性离子在闪锌矿表面的吸附量和表面活性膜的牢固程度,所以在选锌作业时必须先将锌活化,试验采用硫酸铜作活化剂,考察硫酸铜用量对锌粗选的影响,试验结果见图6。
 

图6 硫酸铜用量试验结果

图6 硫酸铜用量试验结果

由图6可见,随着硫酸铜用量的增加,锌精矿锌品位和回收率都逐渐提高,当用量超过200g/t时,锌精矿品位和回收率基本不变。适宜的硫酸铜用量为200g/t。
3.2.2 捕收剂用量试验
锌经硫酸铜活化后通常采用异丁基黄药作为捕收剂,试验主要考察异丁基黄药用量对锌浮选行为的影响,试验结果见图7。
 

图7 异丁基黄药用量试验结果

图7 异丁基黄药用量试验结果

由图7可见,随着异丁基黄药用量的增加,锌精矿锌回收率随之升高,但用量过高后,锌精矿锌品位下降较多,综合考虑,确定异丁基黄药用量为40g/t。
3.2.1  锌精矿精选试验
为进一步提高锌精矿品位,对锌粗精矿进行精选试验,由锌粗精矿化学分析结果可知,锌粗精矿含砷高达2.54%,因此,在锌精选作业采用石灰调浆,确保矿浆pH值大于11并配合Ca(ClO)2强化对毒砂的抑制,结果表明,锌粗精矿经过三次精选可获得锌品位52.28%、锌回收率81.13%的锌精矿,精矿含砷0.74%。
3.3  全流程浮选闭路试验
在上述条件试验及开路流程试验的基础上,进行了铅-锌优先浮选的全流程闭路试验。试验流程和药剂制度见图8,试验结果见表6。
 

图9 闭路试验流程

图9 闭路试验流程

表6 全流程闭路试验结果/%

产品名称
产 率
品 位
回收率
Pb
Zn
Ag
Pb
Zn
Ag
铅精矿
1.56
66.17
3.58
2712.36
85.31
2.36
79.42
锌精矿
4.48
0.82
48.02
101.79
3.04
90.90
8.57
尾 矿
93.96
0.15
0.17
6.81
11.65
6.74
12.01
给 矿
100.00
1.21
2.37
53.25
100.00
100.00
100.00

注:Ag含量单位为g/t
闭路试验结果表明,在磨矿细度-0.075mm75%的条件下,可获得铅精矿含铅66.17%,银2712.36g/t,锌3.58%,铅、银回收率分别为85.31%和79.42%;锌精矿含锌48.02%,银101.79g/t,铅0.82%,锌、银回收率分别为90.90%和8.57%;银在铅、锌精矿中的总回收率达到87.99%。
4 结论
1)针对内蒙古某铅锌伴生银矿的矿石性质,以乙硫氮为铅矿物捕收剂,(碳酸钠+硫酸锌)组合药剂为锌的抑制剂,在低碱条件下采用抑锌浮铅优先浮选工艺流程来实现铅锌分离。选锌时以硫酸铜为活化剂,异丁基黄药为捕收剂有利于锌矿物的浮选。
2)矿石中闪锌矿普遍含铁较高而具铁闪锌矿的特征,平均含Zn 54.65%,因此很难通过选矿获得较高品位的锌精矿。
3)采用组合抑制剂(碳酸钠+硫酸锌)在低碱条件下抑锌浮铅,避免传统的高碱条件下铅锌硫化矿的浮选,使伴生银较大限度地富集到铅、锌精矿中,试验结果表明,在磨矿细度-0.075mm75%的条件下,可获得铅精矿含铅66.17%,银2712.36g/t,锌3.58%,铅、银回收率分别为85.31%和79.42%;锌精矿含锌48.02%,Ag101.79g/t,铅0.82%,锌、银回收率分别为90.90%和8.57%。银在铅、锌精矿中的总回收率达到87.99%。


 

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