白铅矿硫化浮选体系的电化学性质研究.pdf
白铅矿硫化浮选体系的电化学性质研究 ① 陈经华1, 张方齐2 (1.北京环磨矿冶能效技术研究院有限公司,北京 100070; 2.庄胜矿产资源集团有限公司,北京 100052) 摘 要 针对白铅矿的硫化浮选体系,研究了硫化钠用量、乙黄药用量、硫化时间、矿浆酸碱度、叶轮搅拌速度、加药方式等工艺参数 对浮选回收率、矿浆电位和硫离子电极电位的影响。 结果表明,合适的硫化钠用量是实现白铅矿浮选的关键,在矿浆电位为-380~ -10 mV、硫离子电极电位为-640~-320 mV 时,白铅矿回收率可达 90%以上。 采用矿浆电位和硫离子电极电位监测白铅矿的硫化 过程在理论上是可行的。 关键词 白铅矿; 硫化; 浮选; 电化学性质 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2017.04.010 文章编号 0253-6099(2017)04-0038-03 Investigation on Electrochemical Properties of Cerussite in Sulfidation-Flotation System CHEN Jing-hua1, ZHANG Fang-qi2 (1.Beijing Energy Efficiency Research Institute of Mining and Metallurgy, Beijing 100070, China; 2.Junfield Mineral Resources Holdings Limited, Beijing 10052, China) Abstract To optimize sulfidation-flotation system for cerussite, influences of process parameters such as sodium sulfide dosage, ethyl xanthate dosage, sulfidation time, pulp pH value, impeller speed, and dosing method on flotation recovery, pulp potential and sulfide ion electrode potential were investigated. Results show that an appropriate dosage of sodium sulfide is the key for effective flotation of cerussite, and the recovery of cerussite can exceed 90% after pulp potential and sulfide ion electrode potential are regulated respectively as -380~ -10 mV and -640~ -320 mV. This study has testified that it is feasible to monitor the sulfidation process of cerussite using pulp potential and sulfide ion electrode potential as criteria. Key words cerussite; sulfidation process; flotation; electrochemical properties 浮选处理氧化铅锌矿的方法之一是先硫化氧化铅 锌矿物的表面,然后用巯基捕收剂或胺类捕收剂浮选。 硫化钠(或硫氢化钠)是最常用的活化剂。 许多研究 结果表明,硫化钠用量不足时,因硫化不充分造成铅锌 回收率低;而硫化钠过量时,由于硫化钠对铅锌矿物具 有抑制作用,也会降低铅锌的回收率。 硫化过程的主 要困难(特别是由于给矿性质改变时)是确定和保持 溶液中最佳的 S 2- 浓度。 曾有许多研究者提出或应用 了很多测量 S 2- 浓度的方法,这些方法包括使用各种电 极[1]。 Jones 和 Woodcock(1978 年)研究认为,硫化银 离子选择性薄膜电极(ISE)是最适宜的测量浮选矿浆 中的 S 2- 浓度方法[2]。 这是因为 ISE 对 S 2- 浓度的变化 反应敏捷,在很宽的 pH 值范围内能简捷地指示低的 S 2- 浓度,几乎不受干扰,并且在矿浆中是足够耐用的, 所以在硫化过程中 ISE 用于监测硫化钠的添加是适宜 的。 本文拟在白铅矿实验室浮选体系中利用 ISE 敏捷 精确地确定最佳的浮选条件(如硫化物用量、硫化时 间、浮选时间等)。 1 矿样性质及试验方法 1.1 矿样与试剂 试验矿样采自云南会泽铅锌矿,矿石经锤碎、手选、 破碎、瓷球磨磨细,通过筛分得到-0.074+0.038 mm 粒 级产物,经多次摇床分选得高纯度白铅矿矿样[3]。 使 用去离子水多次清洗矿样,自然晾干,然后保存在磨口 瓶中。 经化学分析,白铅矿纯度在 99%以上,符合单 矿物浮选试验要求。 试验用水全部为去离子水。 所用药剂乙黄药、硫 ①收稿日期 2017-02-11 基金项目 国家自然科学基金(51004015) 作者简介 陈经华(1978-),男,山东单县人,博士,教授级高级工程师,主要研究方向为有色金属矿选矿工艺及技术。 第 37 卷第 4 期 2017 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.37 №4 August 2017 万方数据 化钠为分析纯试剂,氢氧化钠、盐酸、松油醇为化学纯 试剂。 1.2 浮选试验 单矿物浮选试验使用改装的 XFGC-Ⅱ型挂槽式浮 选机,每次称取矿样 3 g,去离子水 50 mL。 试验流程 将电极插入矿浆中,开启 IviumSoft 软件及 IviumStat 仪 器实时记录硫化电位;调整叶轮转速、硫化钠用量以及 硫化时间,在硫化过程中测量矿浆 pH 值,加入捕收剂 搅拌 2 min,然后加入起泡剂搅拌 1 min,关闭各仪器, 取出电极,刮泡 3 min;将泡沫产品烘干后称重,计算回 收率。 1.3 电位测定 利用 IviumSoft 软件,通过电脑控制 IviumStat 电化 学工作站实时获取所需电位[4]。 使用的工作电极有 测量矿浆电位的 213-01 型铂电极,测量硫离子电极电 位的 pAg/ S-1 型硫离子选择性薄膜电极,参比电极使 用 232 型饱和甘汞电极。 采用 PHSJ-3F 型 pH 计测量 矿浆 pH 值,测量电极为 E-201-9 型 pH 复合电极。 矿 浆电位记为 EPt,硫离子电极电位记为 ES(相对于标准 氢电极电位)。 2 试验结果及讨论 2.1 硫化钠用量试验 在叶轮转速1 500 r/ min、乙黄药用量 210 -4 mol/ L、 硫化时间 2 min 条件下,研究了硫化钠用量对浮选回 收率、EPt和 ES的影响,结果见图 1。 由图 1 可以看出, 当硫化钠用量小于 100 mg/ L 时,白铅矿回收率随硫化 钠用量增加而急剧增大;硫化钠用量为 100~200 mg/ L 时,白铅矿可浮性较好,回收率可达 90%以上;硫化钠 用量大于 200 mg/ L 时,白铅矿可浮性逐渐降低,当硫 化钠用量为400 mg/ L 时,回收率已降至85%以下。 综 上所述,适量的硫化钠对白铅矿具有活化作用,回收率 可达 90%以上;但硫化钠过量时,白铅矿可浮性逐渐 降低。 EPt及 ES随硫化钠用量增加而变得更负,在 EPt 为-380~-10 mV、ES为-640~ -320 mV 时,白铅矿可 浮性较好。 硫化钠用量/mg L-1 100 80 60 40 20 0 300 100 -100 -300 -500 -700 0100200300400 回收率/ E / mV ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ 回收率 EPt ES 图 1 硫化钠用量对白铅矿回收率及 EPt和 ES的影响 2.2 乙黄药用量试验 在叶轮转速 1 500 r/ min、硫化钠用量 100 mg/ L、 硫化时间 2 min 条件下,研究了乙黄药用量对浮选回收 率、EPt和 ES的影响,结果见图 2。 由图 2 可以看出,白 铅矿回收率随乙黄药用量增加而增大;当乙黄药用量少 于 0.510 -4 mol/ L 时,回收率增幅较大,当其用量超过 0.510 -4 mol/ L 时,回收率增幅较小。 乙黄药对 EPt、ES 影响较小,EPt基本为-18 mV,ES基本为-370 mV。 乙黄药用量/10-4 mol L-1 100 80 60 40 20 0 100 0 -100 -200 -300 -400 -500 0.01.02.03.04.0 回收率/ E / mV ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ 回收率 EPt ES 图 2 乙黄药用量对白铅矿回收率及 EPt和 ES的影响 2.3 硫化时间试验 在叶轮转速 1 500 r/ min、硫化钠用量 100 mg/ L、 乙黄药用量 210 -4 mol/ L 条件下,研究了硫化时间对 浮选回收率、EPt和 ES的影响,结果见图 3。 由图 3 可 以看出,白铅矿硫化时间不宜过长,当硫化时间超过 10 min 时,白铅矿回收率急剧降低,在硫化时间达到 15 min 时回收率基本为零。 这表明,硫化钠能够迅速 活化白铅矿,但是长时间搅拌会降低活化作用。 随着 硫化时间增加,EPt和 ES向更正的方向变化,在 EPt为 -15~10 mV、ES为-370~ -325 mV 时,白铅矿具有较 好的可浮性。 硫化时间/min 100 80 60 40 20 0 100 0 -100 -200 -300 -400 08162432 回收率/ E / mV ■■■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ 回收率 EPt ES 图 3 硫化时间对白铅矿回收率及 EPt和 ES的影响 2.4 矿浆 pH 值试验 采用氢氧化钠溶液和盐酸溶液调整矿浆 pH 值, 在叶轮转速 1 500 r/ min、硫化钠用量 100 mg/ L、硫化 时间 1 min、乙黄药用量 210 -4 mol/ L 条件下,研究了 93第 4 期陈经华等 白铅矿硫化浮选体系的电化学性质研究 万方数据 矿浆 pH 值对浮选回收率、EPt和 ES的影响,结果见图4。 由图 4 可以看出,当 pH<7 时,白铅矿回收率逐渐增大; 当 pH=7.09~9.60 时,白铅矿可浮性较好;当 pH>9.6 以后,白铅矿回收率急剧降低。 EPt随矿浆 pH 值增大 逐渐降低,而 ES则随矿浆 pH 值增大呈先降后增的趋 势。 在 EPt为-80~ -30 mV、ES为-460~ -380 mV 时, 白铅矿可浮性较好。 矿浆pH值 100 80 60 40 20 0 200 100 0 -100 -200 -300 -400 -500 567891011 回收率/ E / mV ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ 回收率 EPt ES 图 4 矿浆 pH 值对白铅矿回收率及 EPt和 ES的影响 2.5 叶轮转速试验 在硫化钠用量200 mg/ L、乙黄药用量 210 -4 mol/ L、 硫化时间 1 min 条件下,研究了叶轮转速对浮选回收 率、EPt和 ES的影响,结果见图 5。 由图 5 可以看出,随 着叶轮转速增大,白铅矿回收率逐渐增大,在叶轮转速 大于 1 500 r/ min 后,白铅矿回收率达到 90%以上。 这 主要是因为自吸气挂槽式浮选机在叶轮转速较小时充 气量不足,且搅拌不够充分,使得部分白铅矿不能上 浮。 EPt与 ES都随叶轮转速增加而增大,在 EPt为-200~ -160 mV、ES为-500~-450 mV 时,白铅矿可浮性较好。 叶轮转速/r min-1 100 80 60 40 20 0 -100 -200 -300 -400 -500 -600 10001250150017502000 回收率/ E / mV ■ ■ ■ ■ ■ ■ 回收率 EPt ES 图 5 叶轮转速对白铅矿回收率及 EPt和 ES的影响 2.6 加药方式试验 捕收剂和硫化钠的添加方式常对白铅矿的可浮性 产生影响。 研究了 4 种加药方式,即先硫后捕(先加 硫化钠后加乙黄药)、先捕后硫(先加乙黄药后加硫化 钠)、硫捕同时(硫化钠与乙黄药同时加入)、硫捕混合 (乙黄药与硫化钠预先混合后加入)。 其它试验条件 为叶轮转速 1 500 r/ min、硫化钠用量 100 mg/ L、硫化 时间 1 min、捕收剂用量 210 -4 mol/ L。 试验结果见图 6。 由图 6 可以看出,不同加药方式时白铅矿可浮性顺 序为先硫后捕>硫捕混合>硫捕同时>先捕后硫,白铅 矿回收率均大于 80%。 此时,EPt及 ES分别在-135~ -24 mV 和-510~-400 mV 范围内变化。 加药方式 100 90 80 70 60 50 0 -100 -200 -300 -400 -500 -600 先硫后捕先捕后硫硫捕同时硫捕混合 回收率/ E / mV ■ ■ ■ ■ ■ 回收率 EPt ES 图 6 加药方式对白铅矿回收率及 EPt和 ES的影响 3 结 论 1) 在一定的硫化钠用量范围内,白铅矿回收率随 硫化钠用量增加而增大,但过量的硫化钠会抑制白铅 矿上浮。 2) 硫化时间对白铅矿浮选回收率影响较大。 3) 当矿浆 pH 值为 7.09~9.60 时,白铅矿可浮性 较好,回收率高达 90%以上。 4) 白铅矿可浮性随叶轮转速增大而增大,在转速 1 500 r/ min 时,浮选回收率可达 90%以上,并趋于稳定。 5) 白铅矿浮选最好的加药方式是先加硫化钠后 加捕收剂。 6) 通过研究不同试验条件下 EPt和 ES的变化规 律可知,硫化钠对 EPt和 ES影响较大,在 EPt为-380~ -10 mV、ES为-640~-320 mV 时,白铅矿可浮性较好。 采用 EPt和 ES电位监测白铅矿的硫化过程在理论上是 可行的。 参考文献 [1] R伍兹. 电化学电位控制浮选[J]. 国外金属矿选矿, 2004(4) 4-10. 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