氧化铜精矿酸浸渣综合回收银铅试验研究.pdf

第3 4 卷第l 期 2 0 1 4 年0 2 月 矿冶工程 ⅡN I N GA N DM 哐T A L I J 瓜G I C A LE N G 眦E R I N G V 0 1 ．3 4 №1 F k b m a H2 0 1 4 氧化铜精矿酸浸渣综合回收银铅试验研究① 叶富兴1 ，李秀娟1 ”，邹坚坚1 ，王成行1 ，宋宝旭1 ，2 1 ．广州有色金属研究院，广东广州5 1 0 6 5 1 ；2 ．昆明理工大学国土资源工程学院，云南昆明6 5 0 0 9 3 摘要针对某氧化铜精矿酸浸浸渣粒度细、泥化严重的特点，采用浮选法综合回收其中的银、铅等有价元素。试验结果表明，采用 优先选银再选铅的工艺流程，在碳酸钠、硫化钠和捕收剂G Y A 一1 、G Y A ．2 的药剂制度下，可以得到银品位为33 1 5 ．o o ／t 的银精矿以 及铅品位为3 3 ．5 6 ％的富银铅精矿 A g14 9 5 ．0 0g ／t ，银、铅总回收率分别为7 5 ．1 2 ％和9 0 ．3 7 ％，有效地回收了银、铅资源。 关键词氧化铜矿；酸浸渣；优先浮选；综合回收 中图分类号T D 9 2 3文献标识码Ad o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．0 2 5 3 6 0 9 9 ．2 0 1 4 ．0 1 ．0 0 8 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 4 0 l 一0 0 2 8 0 4 S i l v e ra n dL e a dR e c o v e r yf r o mA c i d i cL e a c l I i n gR e s i d 眦s o fC o p p e rO 对d eC o n c e n t r a t e Y EF u x i n 9 1 ，UX i u ．j u a J l l ’2 ，Z O UJ i a u l - j i a n l ，W A N GC h e n g x i n 9 1 ，S O N GB a o - x u L 2 1 ．‰n 耐o Ⅱ胝∞砌胁f 如“把旷Ⅳo n 毋r r 0 獬胁c Ⅱ厶，‰碍洳H5 1 0 6 5 l ，‰，咖增，仍讹；2 ．凡c “妙旷k 以 肠o M 础E n 百n e e 万昭，量渤厕增№溉砂矿5 c 诧n ∞口以‰矗肋魄∥，‰凡m i 增6 5 0 0 9 3 ，‰凡阮n ，吼i 眦 A k I t I 钮c t n o t a t i o np r o c e s sw a si n t r o d u c e dt or e c o v e rs i l v e ra n dl e a de l e m e n t sf 而ma c i d i cl e a c h i n gr e s i d u e so faf i n e g r a i n e dc o p p e ro x i d ec o n c e m r a t ew i t hs e r i o u sa 晒l l i z a t i o n ．T h er e s u l t ss h o wt h a t ，a d o p t i n gaf l o w s h e e to fd i 缸备r e n t i a l n o t a t i o no fs i l v e 卜l e a da n dar e a g e n ts y s t e mc o n t a i n i n gN a 2 C 0 3 ，N a 2 Sa n dc o l l e c t o r sG Y A 一1a n dG Y A 一2 ，as i l V e r c o n c e n t m t ew i t hA gc o n t e n to f3315 ．0 0g ／ta n da1 e a dc o n c e n t r a t e sw i t hP bg r a d eo f3 3 ．5 6 ％a n dw i t hA gc o n t e n to f 14 9 5 ．0 0g ／ta r eo b t a i n e d ，a n dt h er e c o V e r yo fs i l v e ra n dl e a di s7 5 ．1 2 ％a n d9 0 ．3 7 ％，r e s p e c t i V e l y ．W i n lm i sa p p r o a c h ， s i l v e ra n dl e a dr e s o u r c e sc a nb ed f e c t i V e l ya n dc o m p r e h e n s i V e l yr e c l a i m e d ． K e yw o r d s a c i d i cl e a c h i n gr e s i d u e s ；s e r i o u sa r 舀l l i z a t i o n ；d i f f b r e n t i a ln o t 砒i o n ；c o m p r e h e n s i V er e c o V e r y 随着矿产资源的日益枯竭，综合回收尾矿和浸渣 等二次资源已迫在眉睫，而二次资源的利用也是可持 续发展的一项重要举措。某些酸浸废渣呈强酸性，既 造成浸渣中的有用金属得不到有效回收，又对环境造 成了严重污染⋯。回收浸渣常用浮选方法，通过调整 浮选工艺流程，加入适当的调整剂以及新研发的混合 高效捕收剂忙J ，可以回收浸渣中银、铅、锌等有价元 素。根据现有的研究工作，对浸渣的综合回收已经成 为资源综合利用的一个重要研究方向。 本试样是取自铜精矿酸浸后的浸渣，该矿山主要 有价元素为铜，伴生银、铅。原矿中的铜经浮选一浸出 工艺得到有效回收。而伴生银、铅等有价金属元素残 留在浸渣中。为了使矿山经济效益最大化，对铜精矿 酸浸渣进行银、铅回收研究意义重大。 1 浸渣化学组成 试样经混匀、缩分后进行化学多元素分析、试样筛 水析试验及物相分析，结果分别见表1 3 。 表1 试样元素化学分析结果 1 单位为g ／t 。 由表1 可知，浸渣中主要元素为银和铅，其中银品 位达到5 9 7 ．3 0g ／t ，铅品位为8 ．3 6 ％，银铅品位较高， 铜、锌、铁品位较低。 表2 试样筛水析试验结果 1 单位为∥t 。 ①收稿日期2 0 1 3 一l O 一3 1 基金项目国家科技支撑计划课题 2 0 1 2 B A B l O B 0 7 ；广东省教育部产学研结合项目 2 0 1 2 8 0 9 1 0 0 0 l “ 作者简介叶富兴 1 9 6 3 一 ，男，云南人，高级工程师，主要从事有色金属矿资源综合利用研究。 万方数据 第l 期 叶富兴等氧化铜精矿酸浸渣综合回收银铅试验研究 表2 结果表明，矿石一0 ．0 1m m 产率高达4 1 ．0 9 ％， 泥化严重。银主要集中在一0 ．0 1m m 粒级，嵌部粒度微 细；铅主要集中在一0 ．0 7 4 0 ．0 2I I l I n 粒级，品位达到 1 6 ．3 0 ％，铅占有率高达5 6 ．9 3 ％，铅在一0 ．0 4 3 O ．0 2m m 粒级占有率明显高于其它粒级，是浮选适宜粒级。 表3 试样银、铅物相分析结果 1 单位为g ／t 。 由表3 可见，矿石中7 7 ．4 5 ％的银以氯角银矿的形 式存在，2 2 ．5 5 ％的银以硫化银形式存在，氯角银矿 A g c l 产自于含银硫化物矿床氧化带，为含银矿物氧 化后与含氯的地表水作用生成，以独立银矿物存在。 2 选矿试验 2 ．1 工艺流程的确定 2 ．1 ．1 重选工艺流程根据相关资料，主要目的矿物 氧化铅矿密度一般为6 ．4 ～7 ．Og ／c m 3 ，氯角银矿密度一 般为5 ．5g ／c m 3 ，而脉石矿物石英密度为2 ．6g ／c m 3 ，根 据重选可选性准则公式，其可选性E 值为2 ．8 ，为重选 易选矿石，因此可以考虑用成本低、污染小的重选方法 获得银铅的混合粗精矿再进行分离。采用摇床进行了 重选试验，试验流程如图1 所示，结果见表4 。 浸出渣 摇床 重选 中矿l中矿2尾矿 图1 重选试验流程 表4 重选试验结果 产品貅产彰％1 等1 等 精矿 7 ．3 35 0 ．9 329 3 6 ．8 84 6 ．6 43 6 ．2 3 中矿1 1 ．6 31 2 ．1 47 0 9 ．9 82 ．2 71 ．9 5 中矿2 1 2 ．4 03 ．6 12 3 5 ．4 95 ．5 94 ．9 1 尾矿 7 8 ．6 45 ．1 24 2 9 ．9 04 5 ．4 95 6 ．9 0 给矿 1 0 0 ．0 08 ．4 l5 9 4 ．1 21 0 0 ．o o1 0 0 ．o o 1 单位为g ／t 。 由表4 可知，摇床重选获得了铅品位5 0 ．9 3 ％、银 品位29 3 6 ．8 8g ／t 的精矿，但尾矿中铅、银占有率高达 4 5 ．4 9 ％和5 6 ．9 0 ％，这主要是由于酸浸渣粒度以微细 粒 一0 ．0 1m m 粒级占4 1 ．0 9 ％ 为主，重选难以实现这 部分微细粒铅银矿物的富集回收，因此不宜采用重选 方案。 2 ．1 ．2 混合浮选与优先浮选对比试验物相分析结 果表明，酸浸渣中铅主要以氧化铅形式存在，银主要以 氯角银矿形式存在。对于氧化铅矿物，由于矿物的表 面或解理面具有较大的表面张力，可与水分子产生强 烈的作用，导致水化性比硫化矿物强，可浮性较硫化矿 物差。研究表明，在弱酸性或中性环境下，氯角银矿具 有很好的可浮性，而在弱碱性环境下，硫化银矿具有很 好的可浮性，因此如何尽可能创造适宜的矿浆浮选环 境，最大限度综合利用这部分银矿物将是本文的研究 重点∞。4 』，因此分别进行了混合浮选和优先浮选的对 比试验，试验流程如图2 ～3 所示，试验结果见表5 。 2 m i n N a z S 2 m i n G Y A 一12 ∞ l m i n 2 。油2 0 银铅混 合浮选 位鲈 图2 银铅混合浮选试验流程 浸出渣 铅粗精矿 铅尾矿 图3 银优先浮选- 铅浮选试验流程 硫化钠作为常用的氧化铅活化剂，当硫化钠与铅 矿物作用后，在氧化铅表面生成疏水性较强的硫化物 薄膜，易与黄药类捕收剂作用，所以氧化铅得到活化而 上浮。硫化作用在氧化铅矿表面的化学反应为 P b C 0 3 ] P b C 0 3 N a 2 S 一P b C 0 3 ] P b S N a 2C 0 3 硫化钠的作用与用量有密切关系。用量过小，不足以 万方数据 矿冶工程 第3 4 卷 表5混合浮选与优先浮选对比试验结果 银粗精矿 2 0 ．8 0 1 8 ．1 514 3 5 ．6 64 3 ．5 05 0 ．2 6 优先浮选 铅粗精矿 2 3 0 01 8 8 56 2 7 8 24 9 9 52 4 3 0 尾矿 5 6 ．2 01 ．0 12 6 8 ．9 46 ．5 52 5 ．4 4 给芷 Q Q 螋鳗丝 圣 Q Q Q Q Q Q Q Q 1 单位为g ／t 。 使矿物得到充分硫化；用量大会解吸矿物表面的黄药， 起到抑制作用；银矿物浮选对矿浆p H 值变化很敏感， p H 值太高不利于银矿物的浮选，从而使银的回收率降 低‘5 1 。 试验结果表明，采用混合浮选时，随着硫化钠用量 增加，矿浆p H 值逐渐由弱酸性变为弱碱性，导致氯角 银矿可浮性降低，混合精矿中银回收率由8 7 ．8 9 ％降至 5 7 ．2 6 ％，而采用优先浮选时，铅回收率与混合浮选相 差不大，但银总回收率却提高至7 4 ．5 6 ％，因此出于对 伴生银矿物综合回收的考虑，最终确定采用优先选银 再选铅工艺流程。 2 ．2 优先选银工艺条件试验 在浮选体系中，微米粒级的矿粒由于质量小、表面 能高、表面电荷和比表面积大等原因，浮选效果很差。 因此，微细矿粒的有效分散是获得良好分选的必要条 件。由于浸渣泥化严重，所以调整剂和捕收剂对银浮 选很重要。为此，采用一次粗选，分别进行了调整剂和 捕收剂种类及用量试验。 2 ．2 ．1 调整剂碳酸钠用量试验浮选中常用分散剂 有碳酸钠、六偏磷酸钠、水玻璃等。碳酸钠是很好的矿 泥分散剂，可防止细泥的凝聚作用，它在矿浆中水解成 碱性，水解产生的C O ，2 一和H C O ，一两种酸根离子具有 缓冲作用，可使矿浆保持稳定的p H 值，并且可以起到 清洗贵金属矿物表面的作用。矿石中银主要以氯角银 矿和硫化银矿的形式存在，由于两种银矿物的适宜矿 浆p H 值存在一定的差异性，但均是在弱酸性和弱碱 性之间，故矿浆p H 值应保持并稳定在p H 6 ～9 区间 内M 一’7J 。因此确定采用碳酸钠为银优先浮选调整剂， 碳酸钠用量对银选别指标的影响如图4 所示。 N c 0 3 用量／ g 。竹 图4 银优先浮选碳酸钠用量试验结果 由图4 可知，随着碳酸钠用量增加，p H 值升高，银 粗精矿品位和回收率不断上升。当碳酸钠用量达到 10 0 0g ／t 时，银回收率开始下降，表明在该用量下矿浆 p H 值已经达到最佳，再继续增加用量会使选别指标下 降。因此确定碳酸钠的最佳用量为10 0 0g ／t ，此时矿 浆p H 值为7 ．5 。 2 ．2 ．2 捕收剂种类试验在确定了碳酸钠用量的基 础上，对比了捕收剂丁基黄药、丁铵黑药、丁基黄原酸 丙腈脂以及G Y A ．1 对回收银的影响，药剂用量均为 2 0 0g ／t ，试验结果见图5 。其中G Y A 一1 是以丁铵黑药 为主、同时加入少量黄药类捕收剂，通过“协同作用” 强化对银矿物捕收的混合捕收剂。 e 3 翅 喀 掌 捕收剂种类 图5 银优先浮选捕收剂种类试验结果 图5 结果表明，采用混合捕收剂G Y A ．1 浮选时， 银粗精矿的品位及回收率均较高，因此选用G Y A 一1 作 为银优先浮选的捕收剂，其适宜的用量为2 0 0g ／t 。 2 ．3 铅浮选试验 在氧化铅矿浮选中，由于矿石性质同硫化矿的差 异，浮选难度主要集中在硫化过程以及对其它伴生脉 石矿物的抑制。适当的硫化对于浮选得到合格精矿具 有十分重要的意义伸J 。 2 ．3 ．1 活化剂用量试验在氧化铅的浮选阶段首先采 用一次粗选进行了活化剂硫化钠用量试验，结果见图6 。 零＼哥擎回叫 斟敛娜鸲稻舛也轴勰硒 万方数据 第1 期叶富兴等氧化铜精矿酸浸渣综合回收银铅试验研究 N ～s 用量／ g 竹 图6 铅浮选活化剂用量试验结果 由图6 可知，随着N a S 用量增加，对氧化铅矿的 硫化效果较好，铅粗精矿回收率逐渐上升，当N a S 用 量大于8 0 0g ／t 时，产生抑制作用，铅作业品位和回收 率增加不明显，因此为了较好的回收铅矿物，确定 N a 2 S 最佳用量为8 0 0g ／t 。 2 ．3 ．2 抑制剂用量试验水玻璃是浮选非硫化矿时 常用的抑制剂，同时也可作为矿泥分散剂，减弱矿泥对 浮选过程的有害影响。根据化学组成分析结果，浸渣 中还存在含硅脉石，影响了铅矿物的上浮。为了进一 步提高铅粗精矿品位，进行了抑制剂水玻璃用量试验， 结果见图7 。 №s i O l 3 用景／Q ‘p 图7 铅浮选抑制剂用量试验结果 由图7 可知，随着N a S i O ，用量增加，铅品位提高 明显，当N a S i O ，用量增加到60 0 0g ／t 时，铅作业回收 率骤降，分选效果变差，因此确定最终N a s i O ，最佳用 量为60 0 0g ／t 。 2 ．3 ．3 捕收剂用量试验在确定了活化剂N a S 用量 为8 0 0g ／t ，抑制剂水玻璃用量为60 0 0g ／t 的条件下， 进行了铅浮选捕收剂G Y A ．2 用量试验，结果见图8 。 G Y A ．2 为广州有色金属研究院自主研发的药剂，其主 要成分包括对铅捕收效果较好的黄药类捕收剂以及少 量对硫化矿选择性较好的乙硫氨酯类捕收剂。由图8 可知，随着G Y A 一2 用量增加，铅作业回收率逐步提高， 当G Y A 一2 用量大于2 0 0g ／t 时，铅作业回收率趋于稳 定，而品位下降明显，因此确定G Y A ．2 用量为2 0 0 ∥t 。 G Y A _ 2 用量／ g 竹 图8 铅浮选捕收剂用量试验结果 2 ．4 闭路试验 在确定了试验条件及药剂制度的基础上，进行了 银、铅浮选全闭路试验，试验流程见图9 ，结果见表6 。 鱼鳖药剂单位叭 2 m 岫幸N 曩．C o ． 1 咖 2m h } G Y A ．11 5 0 1 m 如} 2 4 油3 0 2 m i I I } G Y A ．1舯 1 m j l I } 2 。油 1 0 铡扫选 咖 6 0 帅 2 ∞ 1 0 1 m i I I } N a S3 ∞ 2m j l l } N 屯S i o t8 ∞ 2 m i l I l G Y A _ 26 0 l m i I I 謇Z A1 0 铅精矿尾矿 图9 银铅浮选全闭路试验流程 表6 银铅浮选全闭路试验结果 产品貅产率／％1 产气厂1 等 银精矿 9 ．9 53 3 ．5 633 1 5 ．0 03 9 ．9 65 5 ．2 2 铅精矿 7 ．9 55 3 ．0 014 9 5 ．o o5 0 ．4 21 9 ．9 0 尾矿 8 2 ．1 00 ．9 81 8 1 ．0 09 ．6 32 4 ．8 8 给矿 1 0 0 ．o o8 ．3 65 9 7 ．3 01 0 0 ．0 01 0 0 ．0 0 1 单位为g ／t 。 由表6 可见，闭路流程可获得银品位为33 1 5 ．0 0 g ／t 、铅品位为3 3 ．5 6 ％的银精矿以及铅品位为5 3 ．0 0 ％、 银品位为14 9 5 ．0 0g ／t 的富银铅精矿，银总作业回收率 为7 5 ．1 2 ％，铅总作业回收率为9 0 ．3 8 ％。 下转第3 6 页 峨七 S S A～气M A N N G 乙●t●●T●x●木．m ．m ．m ．m m m m m l 2 2 l 萋 姗 q邺 啾 ．黑 撇 万方数据 矿冶工程 第3 4 卷 从表3 可以看出，采用摇床重选工艺回收铜锌浮 选尾矿中的钨矿物，取得了良好的选矿指标，获得钨精 矿含w 0 35 4 ．5 1 ％，对应w O ，作业回收率为6 5 ．1 1 ％， 使矿样中的有用矿物得到了综合回收。 4 结论 1 江西某含含铜多金属矿含铜0 ．3 5 ％，含锌 1 ．6 8 ％，含钨O ．1 7 ％，具有很好的开发利用价值。矿石 中有用金属矿物以黄铜矿为主，次为闪锌矿和黑钨矿， 黄铜矿与闪锌矿、黑钨矿包裹连生，共生关系密切，但 黄铜矿、闪锌矿、黑钨矿的单体解离度总体良好，有利 于选矿分离。 2 采用“铜锌优先浮选一浮选尾矿重选收钨”工艺 流程处理该矿石，铜锌浮选闭路试验结果表明，在原矿 含铜0 ．3 5 ％、含锌1 ．6 9 ％的情况下，可获得含铜 2 3 ．1 8 ％、含锌1 ．1 2 ％，铜回收率8 7 ．8 9 ％的铜精矿和含 上接第3 1 页 3 结语 某氧化铜矿精矿酸浸浸渣中银、铅品位为5 9 7 ．3 0 g ／t 和8 ．3 6 ％，粒度细，泥化严重，较为难选。根据浸渣 的化学组成及物相分析，进行了流程结构对比试验和 条件试验，确定采用优先选银再选铅的工艺流程，并采 用了碳酸钠、硫化钠以及自主研发的捕收剂G Y A - l 和 G Y A 一2 药剂，获得了银品位为33 1 5 ．0 0g ／t 的银精矿以 及铅品位为5 3 ．0 0 ％、银品位为14 9 5 ．0 0g ／t 的富银铅 精矿，银、铅总回收率分别为7 5 ．1 2 ％和9 0 ．3 7 ％。 参考文献 f1 1张丽军。严志明，罗仙平，等．从锌湿法冶炼酸浸渣中综合回收铅 锌5 6 ．5 7 ％，锌回收率6 7 ．1 5 ％的锌精矿；采用摇床重选 回收铜锌浮选尾矿中的钨矿物，在原矿含钨0 ．1 7 ％的 情况下，可获得含钨5 4 ．5 1 ％，作业回收率6 5 ．1 1 ％的钨 精矿。 参考文献 [ 1 ] 李荣改，宋翔宇，张雨田，等．复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试 验研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 2 2 4 2 4 5 ． [ 2 ]刘安荣，唐云，陈福林．西藏某铜铅锌硫化矿浮选工艺试验研究 [ J ] ．矿冶工程，2 0 0 9 2 2 2 2 6 ． [ 3 ]邱廷省，邱仙辉，尹艳芬，等．铜锌硫化矿浮选分离过程及动力学 分析[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 3 2 4 4 4 7 ． [ 4 ] 苏建芳，黄红军，孙伟．某复杂铜锌硫化矿高效浮选分离新工艺 研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 2 3 4 卜4 3 ． [ 5 ]周晓文，陈江安，杨备，等．离心机用于钨细泥精选的工业应用 [ J ] ．有色金属科学与工程，2 0 1 1 3 6 2 6 6 ． [ 6 ] 温德新，伍红强，夏青．某低品位难选自钨矿常温浮选试验研究 [ J ] ．有色金属科学与工程，2 0 l l 3 5 卜5 4 ． 锌银[ J ] ．四川有色金属，2 0 0 8 9 1 3 一1 6 ． 沈志富．铜矿浸出渣回收银选矿试验研究[ J ] ．科技论坛，2 0 0 3 ，3 3 3 9 0 9 2 ． 叶富兴，宋宝旭，胡真，等．硫化铅锌矿中共伴生银的强化综合 回收技术研究现状和发展概况[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 1 3 S 1 1 5 一1 8 ． 周国华．提高锌浸出渣中银浮选回收率的工艺与理论研究[ D ] ． 长沙中南大学资源加工与生物工程学院，2 0 0 2 ． 张景绘，孙立军．某难选氧化铅锌矿选矿工艺研究[ J ] ．矿业工 程，2 0 0 8 4 3 8 3 9 ． 朱玉霜，朱建光．浮选药剂的化学原理 修订版 [ M ] ．长沙中南 工业大学出版社，1 9 9 6 ． 王成行，叶富兴，童雄，等．云南某富银硫化铅锌矿中伴生银的 综合回收研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 3 4 6 7 6 9 ． 1 J 1 J 1 J 1 j 1 J 1 J 心 口 M b № “ 万方数据