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铅银渣中铅矾浮选试验研究 ① 姚 伟1，2， 李茂林1，2，3， 孙肇淑4， 郑 伦4， 王跃林3， 黄斌斌1 （1.武汉科技大学 资源与环境工程学院，湖北 武汉 430081； 2.武汉科技大学 冶金矿产资源高效利用与造块湖北省重点实验室，湖北 武汉 430081； 3.长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 410012； 4.中金岭南股份有限公司 凡口铅锌矿，广东 韶关 512325） 摘 要 针对某冶炼厂铅银渣中铅品位 17.55％的细粒级铅矾进行了浮选回收试验研究。 结果表明，采用液固比为 2 mL／ g 的清水 对铅银渣清洗过滤两次，在浮选给矿浓度 30％，pH 调整剂氧化钙用量 500 g／ t、抑制剂硅酸钠用量 2 000 g／ t、捕收剂水杨羟肟酸用量 1 500 g／ t、起泡剂松醇油用量 75 g／ t，浮选时间 4 min 的条件下，经一粗一扫三精、中矿顺序返回的浮选闭路流程，获得了精矿铅品位 47.18％、铅回收率 76.39％，有效回收了铅银渣中的有价金属铅矾，为该铅银渣的有效利用提供了技术依据。 关键词 铅银渣； 铅矾； 浮选； 清洗； 抑制剂； 捕收剂 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2019.02.012 文章编号 0253－6099（2019）02－0053－04 Flotation Recovery of Anglesite Minerals from Lead-Silver Residue YAO Wei1，2， LI Mao-lin1，2，3， SUN Zhao-shu4， ZHENG Lun4， WANG Yue-lin3， HUANG Bin-bin1 （1.School of Resources and Environmental Engineering， Wuhan University of Science and Technology， Wuhan 430081， Hubei， China； 2.Hubei Key Laboratory for Efficient Utilization and Agglomeration of Metallurgical Mineral Resources， Wuhan University of Science and Technology， Wuhan 430081， Hubei， China； 3.Changsha Research Institute of Mining and Metallurgy Co Ltd， Changsha 410012， Hunan， China； 4.Fankou Lead-Zinc Mine， Zhongjin Lingnan Nonferrous Metal Co Ltd， Shaoguan 512325， Guangdong， China） Abstract A flotation approach was adopted to reclaim fine anglesite grading 17.55％ Pb from the Pb-Ag residue of a smelter. After washed twice in a suspension with a liquid-solid ratio of 2 mL／ g， the residue was floated with the feed concentration of 30％， with the flotation time of 4 min， and the dosage for pH regulator CaO， depressant Na2SiO3， collector salicylhydroxamic acid， and frother terpenic oil at 500， 2 000， 1 500 and 75 g／ t， respectively. Adopting a closed-circuit flowsheet consisting of one roughing， one scavenging and three cleaning operations， with the middlings reloaded in sequence， a concentrate grading with 47.18％ Pb at 76.39％ recovery was reclaimed. This approach can effectively recover valuable metals in anglesite， which provides a technical foundation for the utilization of this Pb-Ag residue. Key words lead-silver residue； anglesite； flotation； wash； depressant； collector 硫化锌精矿湿法炼锌浸出过程中产生的锌浸出 渣，是在高温高酸浸出流程中产生的一种危废品，是锌 冶炼过程中产生的主要废渣，每生产 1 t 锌平均产生 0.9 t 锌浸出渣［1］。 通常锌浸出渣是在锌浸出液除杂 过程中产生的含有有价金属的“富集渣” ［2］。 而有些 富集渣中铅、银含量较高，因此常称“铅银渣”。 目前， 对于铅银渣这类废渣，国内仅有少数企业对其进行综 合回收再利用［3－5］，有的用石灰、煤灰渣进行无害化处 理后填埋［6－7］，有的则取代部分萤石或铁矿石生产水 泥，而绝大部分铅银渣则是直接送到堆场堆存［8］。 铅银 渣堆存不仅管理费用高，而且浪费渣中有价金属、占用 大量土地资源；更为严重的则是长期堆存，铅银渣中重 金属离子不断溶出，最终进入土壤和地下水中，造成土 壤、水体等环境污染。 因此，有效回收铅银渣中有价金 属，不仅具有经济效益，而且具有显著环境效益。 本文 针对某冶炼厂铅银渣中铅矾进行了浮选回收试验研究。 1 试验矿样、设备和药剂 1.1 试验矿样 某冶炼厂的锌精矿经两段氧压酸浸，浸出渣中元 ①收稿日期 2018－10－27 作者简介 姚 伟（1990－），男，湖北武汉人，博士研究生，主要研究方向为浮选理论与工艺。 第 39 卷第 2 期 2019 年 04 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №2 April 2019 万方数据 素硫含量较高，浮选回收硫后，浮选尾矿采用压滤机压 滤。 矿样在压滤机下料口皮带上取得。 矿样经晾晒干 后，充分混合均匀，缩分装袋即得到本试验试样。 试样 为均匀浅灰白色粉末，粒度较细，其中－0.074 mm 粒级 含量在 90％以上。 试样 X 荧光光谱半定量分析结果 如表 1 所示，X 射线衍射结果如图1 所示。 由表 1 可知， 试样中铅、锌、银、硫含量较高。 由图 1 可知，试样中目 的矿物主要为铅矾，脉石矿物主要为石英、云母，石膏 以及硬石膏。 表 1 试样 X 荧光光谱半定量分析结果（质量分数） ／ ％ PbZnCuCdAgGaRb 17.551.600.028 60.0260.0270.038 60.014 9 SrZrSnHgThCrFe 0.713 50.033 60.0340.027 80.008 20.0133.658 SiTiAlCaMgMnBa 8.3010.1762.159.1310.1010.046 70.535 NaKPSbAsTSCl 0.2141.240.0310.0390.027 516.330.02 201030405060 2 / θ B Gy Gy Q At Gy Ay B Q At AtAt Ay Gy At Gy At Gy Gy AyAyAyAt At At At At At AtAt Ay AyAy At Gy AyQ Gy Q At At Gy At Gy Ay Gy At Ay Gy Q B 8, A;- ;- ;A B6 图 1 样品 X 射线衍射图谱 1.2 试验设备及药剂 试验所用设备包括 XFD 型单槽浮选机、JB500D 搅拌机、RK／ ZL－Φ26080／ Φ20080 多功能真空过滤 机及 101A－3 电热鼓风干燥箱。 试验所用药剂包括分 析纯氧化钙、硅酸钠、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素钠、水 杨羟肟酸以及工业品级松醇油。 2 试验结果与讨论 2.1 浮选前预处理 由于铅银渣是在高压有氧酸浸条件下产生的，铅 银渣矿浆体系酸性较强，且矿浆中含有多种可溶性离 子。 在浮选过程中，溶解的离子对浮选的影响主要表 现在以下 3 个方面［9－10］① 溶解离子对矿浆 pH 值的 影响，主要表现在盐类矿物矿浆的缓冲性质；② 溶解 离子与矿物表面的作用，溶解离子在矿物表面吸附，发 生化学反应，导致矿物表面性质发生改变，影响浮选效 果；③ 溶解离子与浮选药剂的作用，溶解离子与捕收 剂形成盐沉淀，消耗捕收剂，增大了捕收剂用量，同时 溶解离子与捕收剂离子在矿物表面发生竞争吸附，减 少捕收剂在矿物表面的活性吸附点，从而导致浮选指 标差。 因此，浮选前需对铅银渣进行清洗活化预处理。 清洗一方面可以减少铅银渣体系中的难免离子含量， 活化矿物表面；另一方面可以调节矿浆 pH 值。 图 2 为 铅银渣清洗预处理流程。 9;915 min A.10 mL/g 8AB 9A 2D96h 2D98h /9A 9;915 min A.10 mL/g 9;1 317,30 9A --3 /9A 图 2 铅银渣清洗预处理流程 2.2 浮选条件试验 2.2.1 浮选试验流程 浮选试验流程如图 3 所示。 --3A0g/t /- .  8/;5        图 4 抑制剂种类对铅浮选指标的影响 由图 4 可知，在 3 种抑制剂条件下，精矿中铅回收 率差异较小，而精矿中铅品位则差异较大。 综合对比 可发现，硅酸钠对于铅银渣中脉石矿物的抑制效果明 显优于六偏磷酸钠和羧甲基纤维素钠。 因此确定抑制 剂为硅酸钠。 在 pH 调整剂氧化钙用量 500 g／ t 条件下，研究了 抑制剂硅酸钠用量对铅浮选指标的影响，结果如图 5 所示。 . 8/;5           图 5 硅酸钠用量对铅浮选指标的影响 由图 5 可知，随着硅酸钠用量增加，精矿铅品位及 回收率均先上升后下降，在硅酸钠用量为 3 000 g／ t 时 精矿铅品位最高，而在硅酸钠用量为 1 000 g／ t 时，精 矿铅回收率最高。 综合考虑，选择抑制剂硅酸钠用量 为 2 000 g／ t。 2.2.3 水杨羟肟酸用量试验 水杨羟肟酸是一种高效的螯合类捕收剂，被广泛应 用于多种金属氧化矿物及稀土矿物的浮选回收。 图 6 为水杨羟肟酸用量对精矿中铅品位及回收率的影响。 由图 6 可知，随着捕收剂水杨羟肟酸用量增加，精矿中 铅品位逐渐下降后趋于平缓，回收率上升后趋于平缓。 综合比较，确定捕收剂水杨羟肟酸用量为 1 500 g／ t。 ;ZS 8/;5           图 6 水杨羟肟酸用量对铅浮选指标的影响 2.3 清洗条件试验 2.3.1 清水稀释清洗一次试验 在液固比分别为 10 mL／ g 和 20 mL／ g 的两段清水 稀释清洗条件下，浮选粗选取得较好的浮选指标，但清 洗预处理耗水量过大。 仅清洗预处理阶段，每吨矿耗 水量 30 t，在工业上难以实现。 因此，有效地减少预处 理阶段用水量是工业应用的关键。 在浮选粗选条件试 验的基础上，采用 1 次清水稀释清洗，精矿铅品位及回 收率随稀释清洗液固比的变化如图 7 所示。 A.mL g-1 23 22 21 20 19 18 50 40 30 20 10 501015202530 88 8/;5             图 7 1 次稀释清洗液固比对铅浮选指标的影响 由图 7 可知，采用 1 次清水稀释清洗，精矿铅品位 及回收率都较低。 在试验液固比范围内，精矿铅品位 低于 25％，回收率低于 50％。 这可能是由于仅稀释清 洗一次，矿浆中难免离子总量未变，在浮选的液固比稀 释条件下，难免离子浓度较高，对浮选影响较大。 因 此，若采用稀释清洗，在液固比高达 30 mL／ g 时，仅清 洗 1 次仍不能得到较好的浮选指标。 2.3.2 过滤清洗次数试验 考虑采用清洗过滤方法，铅银渣原矿经清洗后过 滤，滤液中含有大量难免离子，滤饼中由于水分含量 小，难免离子含量减少，对后续浮选的影响减小。 采用 液固质量比为 1 mL／ g 的清水对铅银渣原矿清洗后过 滤，滤饼再采用液固质量比为 1 mL／ g（相对于第一次 55第 2 期姚 伟等 铅银渣中铅矾浮选试验研究 万方数据 清洗前铅银渣试样质量）的清水清洗后过滤，过滤后 的矿浆经调浆后浮选，浮选条件不变，过滤次数与精矿 中铅品位、回收率的变化情况如图 8 所示。 由图 8 可 知，随着过滤次数增加，精矿铅品位先上升后下降，在 过滤清洗两次时精矿铅品位最高，而回收率随着过滤 次数增加先增加后趋于平缓。 综合考虑，选择过滤清 洗次数为 2 次。 因为，增加过滤次数不仅会加大预处 理的耗水量，同时也会增加作业工序。 .59*; 50 40 30 20 10 0 100 80 60 40 20 0 01234 88  8/;5            图 8 过滤清洗次数对铅浮选指标的影响 2.3.3 过滤清洗用水量试验 在确定采用清水清洗过滤次数为两次的预处理方 式下，对清洗耗水量进行了试验研究。 浮选条件不变， 过滤清洗两次用水量试验结果如图 9 所示。 4,9A.mL g-1 50 45 40 35 30 25 20 100 90 80 70 60 50 1, 11, 22, 23, 3 88 8/;5 88 8/;5 图 9 过滤清洗两次每段液固比对铅浮选指标的影响 由图 9 可知，采用清水清洗两次过滤两次，在两次 清洗液固比均为 1 mL／ g 条件下，精矿铅品位 39.95％， 铅回收率 70.60％；两次清洗液固比均为 3 mL／ g 条件 下，精矿中铅品位 34.26％，铅回收率 81.75％；采用液 固比均为 2 mL／ g 的清水清洗两次、过滤两次时精矿指 标与液固比 3 mL／ g 差别不大，但耗水量小。 因此，选 择液固比均为 2 mL／ g 的清水对铅银渣原矿进行清洗 两次、过滤两次预处理。 2.4 闭路试验 采用液固比均为 2 mL／ g 的清水对铅银渣进行两 次过滤清洗预处理，在粗选条件试验的基础上进行了 浮选闭路试验，试验流程如图 10 所示，结果如表 2 所示。由图 10 及表 2 可知，经液固比均为 2 mL／ g 的清 水两次过滤清洗预处理后，浮选给矿品位略有上升，为 17.82％。 经一粗一扫三精、中矿顺序返回的浮选闭路 流程，获得了精矿铅品位 47.18％、铅回收率 76.39％， 尾矿铅品位 5.68％、铅损失率 22.22％。 * 3 . 5 4 min 4 min4 min 4 min 8ABB3 A0g/t 2 1 2 2 5A C /- .A.2 mL/g 750 500 .6 500 .39*23 ,, 9* 9, 9* ;, 9* 图 7 焙烧产品再磨磁选试验流程 2.4 试验结果 采用“预富集-磁化焙烧-磁选工艺”对某赤铁矿尾 矿进行的选别试验主要包括 3 部分内容尾矿的预富集 工艺试验、预富集精矿磁化焙烧试验、焙烧产品再磨-磁 选试验，在一段磨矿细度－0.074 mm 粒级含量 90％，二 段磨矿细度－0.025 mm 粒级含量 90％条件下，获得了精 矿品位 65.82％、产率 9.63％、金属回收率 55.21％、尾矿 品位 5.69％。 3 结 论 1） 某赤铁矿尾矿试样中流失的铁矿物主要是赤 褐铁矿，其次是磁铁矿、硅酸铁和少量的菱铁矿、硅酸 铁，赤铁矿和磁铁矿粒度较细小，大部分赤铁矿和全部 磁铁矿均分布在－0.075 mm 粒级中。 2） 试样经“预富集-磁化焙烧-磁选工艺”选别， 在一段磨矿细度－0.074 mm 粒级含量 90％，二段磨 矿细度－0.025 mm 粒级含量 90％条件下，获得了精矿 品位 65.82％、产率 9.63％、金属回收率 55.21％、尾矿 品位 5.69％。 3） “预富集-磁化焙烧-磁选工艺”流程，实现了对 赤铁矿尾矿中铁矿物的有效回收，使最终尾矿的铁品 位降到 6％以下，是赤铁矿尾矿回收技术的重大突破。 参考文献 ［1］ 韩跃新，孙永升，李艳军，等. 我国铁矿选矿技术最新进展［J］. 金 属矿山， 2015（2）1－11. ［2］ 解 琳. 国外某褐铁矿预洗矿-磁化焙烧-弱磁选工艺研究［J］. 矿 冶工程， 2018，38（2）51－54. ［3］ 韩跃新，高 鹏，李艳军，等. 我国铁矿资源“劣质能用、优质优 用”发展战略研究［J］. 金属矿山， 2016（12）2－6. ［4］ 秦彩霞，秦丽娜. 国外某高铝赤褐铁矿选矿试验研究［J］. 矿冶工 程， 2017，37（6）57－59. ［5］ 袁 帅，韩跃新，高 鹏，等. 难选铁矿石悬浮磁化焙烧技术研究 现状及进展［J］. 金属矿山， 2016（12）9－12. ［6］ 王建英，张新龙，张铁柱. 固阳褐铁矿磁化焙烧-磁选扩大实验研 究［J］. 矿冶工程， 2017，37（4）82－85. 引用本文 杨晓峰，刘双安，宋均利. 某尾矿预富集-磁化焙烧-磁选工艺 试验研究［J］. 矿冶工程， 2019，39（2）57－60. �������������������������������������������������������������������������������������������������� （上接第 56 页） 3） 对某冶炼厂的铅银渣中有价金属铅的回收，不 但具有明显的经济效益，而且减少了铅银渣的堆存量， 减轻了环境压力，具有显著的环境效益。 参考文献 ［1］ 侯晓波. 铅锌冶炼渣处理的系统分析及研究［J］. 云南冶金， 2011，40（3）42－46. ［2］ 梁彦杰. 铅锌冶炼渣硫化处理新方法研究［D］. 长沙中南大学冶 金科学与工程学院， 2012. ［3］ 李 华. 浸出浮选联合法从锌渣中回收银［J］. 国外金属矿选矿， 1996（8）22－24. ［4］ 铅锌冶金学编委会. 铅锌冶金学［M］. 北京科学出版社， 2003. ［5］ 梁经冬. 浮选理论与选冶实践［M］. 北京冶金工业出版社， 1995. ［6］ 吴少林，钟玉凤，黄 芃，等. 锌渣的固化处理及浸出毒性试验研 究［J］. 南昌航空大学学报（自然科学版）， 2007，21（2）67－71. ［7］ Erdem M， zverdi A. 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