从铜铅混浮尾矿中回收锌的研究.pdf

收稿日期‐‐：２０１４０２１４作者简介：王国生‐（１９５７），男，福建人，教授级高工，本科．第８卷第３期材料研究与应用Ｖｏ１畅８，Ｎｏ畅３２０１４年９月ＭＡＴＥＲＩＡＬＳＲＥＳＥＡＲＣＨＡＮＤＡＰＰＬＩＣＡＴＩＯＮＳｅｐｔ．２０１４文章编号‐‐‐：１６７３９９８１（２０１４）０３０１８６０５从铜铅混浮尾矿中回收锌的研究王国生１，徐晓萍１，高玉德１，黄海威１，２１．广东省工业技术研究院（广州有色金属研究院），广州广东５１０６５０；２．中南大学资源加工与生物学院，湖南长沙４１００８３摘要：内蒙某复杂多金属硫化矿含铜、铅、锌、银等有价金属，铜铅混浮的尾矿仍含锌硫．针对铜铅混浮尾矿的矿石性质，采用“锌硫混浮－锌硫分离”的原则流程从铜铅混浮尾矿中回收锌．锌硫混浮时，用硫酸铜作锌矿物的活化剂，用丁黄药作捕收剂，其精选为空白精选；锌硫分离时，添加石灰和适量水玻璃抑制硫化铁矿和石英等硅酸盐脉石．在给矿锌品位为１．５５％时，获得锌精矿品位４６．３０％、回收率９０．９２％的试验指标，硫得到综合回收．关键词：锌硫分离；尾矿处理；铜铅混浮；多金属硫化矿浮选中图分类号：ＴＤ９５２，ＴＤ９２３文献标识码：Ａ内蒙某复杂多金属硫化矿含铜、铅、锌、银等有价金属，在浮选铜铅后的尾矿中仍含锌硫，其中锌矿物主要是闪锌矿，此外还含有较多黄铁矿、磁黄铁矿等硫化矿物．由于浮选铜铅后的尾矿含有较多的锌矿物抑制剂，且闪锌矿易被铜离子活化，使得锌矿物与其他硫化矿物之间的分选难度加大‐［１２］．本研究目的是在保证锌精矿品位大于４５％、锌回收率９０％的前提下，综合回收硫．１矿样性质试验矿样为原矿经铜铅混浮后的尾矿，主要元素含量分析见表１，金属硫化矿主要为黄铁矿、白铁矿、闪锌矿、磁黄铁矿等，金属氧化矿为少量褐铁矿、金红石、菱锌矿等，脉石矿物主要为石英和电气石，及少量绢云母、黑云母等．矿样粒度较细，－０．０７４ｍｍ粒级占８６％以上，锌硫矿物与脉石矿物解离程度较高，但部分极细粒闪锌矿仍与黄铁矿紧密连生，给锌硫分离带来困难．表１矿样主要元素分析结果Ｔａｂｌｅ１Ｍａｉｎｅｌｅｍｅｎｔｓａｎａｌｙｓｉｓｏｆｓａｍｐｌｅ元素ＣｕＰｂＺｎＡｇＳＳｉＯ２含量ｗ／％０．１０．０５１．５５９．５ｇ／ｔ２．７２６５．２５２试验流程的确定本矿石中的锌矿物可浮性较好，且易被铜离子活化［３］，铜铅混浮时虽使用较多锌抑制剂，但仍有大量锌随铜铅进入精矿．铜铅混浮尾矿中的硫化铁矿和硫化锌矿可浮性均较好，若采用优先浮选工艺，则需继续添加抑制剂，这将不利于后续浮选，因此采用先锌硫混浮，再锌硫分离的原则流程．３试验结果与讨论３．１锌硫混浮硫酸铜用量的影响锌硫混浮时用硫酸铜［４］作锌的活化剂，按图１所示的流程进行硫酸铜用量试验，试验结果如图２所示．图１锌硫混浮硫酸铜用量试验流程Ｆｉｇ．１Ｔｅｓｔｐｒｏｃｅｓｓｃｈａｒｔｏｆｃｏｐｐｅｒｓｕｌｆａｔｅｄｏｓａｇｅｉｎｂｕｌｋｆｌｏｔａｔｉｏｎｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅ图２锌硫混浮硫酸铜用量试验结果Ｆｉｇ．２Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌｒｅｓｕｌｔｓｏｆｃｏｐｐｅｒｓｕｌｆａｔｅｄｏｓａｇｅｉｎｂｕｌｋｆｌｏｔａｔｉｏｎｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅ由图２可知，随着硫酸铜用量的增加，锌的作业回收率先增后减．当硫酸铜用量为１２０克／吨・给矿时，锌硫混合粗精矿的锌回收率和品位最高．３．２锌硫混浮丁黄药用量的影响锌硫混浮时用硫酸铜作锌矿物的活化剂，丁黄药作捕收剂，按图１所示的流程采用一次粗选三次扫选，粗、扫选精矿合并为锌硫粗精矿．在粗选硫酸铜用量为１２０ｇ／ｔ的条件下，进行丁黄药用量试验，扫选丁黄药用量在粗选基础上逐级减半，试验结果如图３所示．图３锌硫混浮丁黄药用量试验结果Ｆｉｇ．３Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌｒｅｓｕｌｔｓｏｆｓｏｄｉｕｍｂｕｔｙｌｘａｎｔｈａｔｅｄｏｓａｇｅｉｎｂｕｌｋｆｌｏｔａｔｉｏｎｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅ从图３可看出，随着丁黄药用量的增加，锌硫粗精矿锌品位先增后降，锌回收率虽增加但提高幅度不大，而锌在尾矿中的损失率基本呈下降趋势，尾矿锌品位变化不大．故锌硫混浮粗选阶段丁黄药适宜用量为８０克／吨・给矿．３．３锌硫粗精矿空白精选试验为了提高锌硫混合粗精矿品位，同时降低粗精矿矿量，对锌硫粗精矿进行空白精选试验．试验流程为两次空白精选，精选尾矿合并为锌硫中矿．试验结果列于表２．表２锌硫空白精选试验结果Ｔａｂｌｅ２Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌｒｅｓｕｌｔｓｏｆｃｏｌｌｅｃｔｏｒｌｅｓｓｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｎｇｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅ产品名称作业产率／％品位Ｚｎ／％作业回收率Ｚｎ／％锌硫精矿４０．１７２１．１３８４．２１锌硫中矿５９．８３２．６６１５．７９锌硫粗精矿１００．００１０．０８１００．００由表２可知，空白精选有助于提高锌硫精矿锌品位，同时获得的锌硫精矿产率仅为锌硫粗精矿的一半左右，可降低后续锌硫分离浮选作业的负荷．３．４锌硫分离石灰用量的影响锌硫分离有抑硫浮锌和抑锌浮硫两种方案，最常用的是浮锌抑硫法．锌硫分离常用的抑制剂方案［５］有：石灰或石灰＋少量氰化物法、加温法．加温法浮选成本较高，且流程复杂，而氰化物对环境污染较大，故本次试验采用石灰抑制黄铁矿．锌硫分离过程中不添加捕收剂．按图４所示的流程进行石灰用７８１第８卷第３期王国生，等：从铜铅混浮尾矿中回收锌的研究量试验，试验结果如图５所示．图４锌硫分离石灰用量试验流程图Ｆｉｇ．４Ｆｌｏｗｃｈａｒｔｏｆｌｉｍｅｄｏｓａｇｅｉｎｓｅｐａｒａｔｉｏｎｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅ图５锌硫分离粗选石灰用量试验结果Ｆｉｇ．５Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌｒｅｓｕｌｔｓｏｆｌｉｍｅｄｏｓａｇｅｉｎｓｅｐａｒａｔｉｏｎｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅ由图５可知，随着石灰用量增加，锌精矿品位增加，回收率降低，而硫精矿的锌品位和回收率呈增加趋势．考虑合格锌精矿品位要大于４５％，且保证锌回收率，锌硫分离粗选、精选、扫选适宜的石灰用量分别为１５００，５００，７５０克／吨・给矿．３．５开路试验结果根据条件试验结果，选择适宜的药剂用量，适当增加精选次数，在扫选作业添加少量捕收剂和起泡剂进行开路试验，试验流程如图６所示，试验结果列于表３．表３锌硫浮选开路试验结果Ｔａｂｌｅ３Ｏｐｅｎ‐ｃｉｒｃｕｉｔｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌｒｅｓｕｌｔｓｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅｆｌｏｔａｔｉｏｎ产品名称作业产率／％品位Ｚｎ／％回收率Ｚｎ／％锌精矿１．０７４７．８６５０．７２锌硫中１２．１０２．９９６．２１锌硫中２１．９５３．５０６．７５锌硫中３０．７８５．３６４．１３锌硫中４１．０４０．２７０．２７锌硫中５１．７８１４．１０２４．８０锌硫中６０．１５４．８４０．７３硫化矿０．６６２．１４１．４１尾矿９０．４７０．０６４．９８给矿１００．００１．０１１００．００图６锌硫浮选开路试验流程Ｆｉｇ．６Ｏｐｅｎ‐ｃｉｒｃｕｉｔｔｅｓｔｐｒｏｃｅｓｓｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅｆｌｏｔａｔｉｏｎ８８１材料研究与应用２０１４由表３可知，对于Ｚｎ品位１．０１％的给矿，经过开路试验可获得Ｚｎ品位４７．８６％、Ｚｎ回收率５０．７２％的锌精矿．３．６闭路试验结果在锌硫浮选开路试验的基础上进行闭路试验，闭路试验时考虑中矿返回的影响，对开路试验的工艺条件进行适当调整，在锌硫分离粗选作业添加少量水玻璃，以强化对石英等硅酸盐脉石的抑制作用．硫化矿浮选的闭路试验工艺流程如图７所示，试验结果列于表４．图７锌硫浮选闭路试验流程Ｆｉｇ．７Ｃｌｏｓｅｄ‐ｃｉｒｃｕｉｔｔｅｓｔｐｒｏｃｅｓｓｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅｆｌｏｔａｔｉｏｎ表４锌硫浮选闭路试验结果Ｔａｂｌｅ４Ｃｌｏｓｅｄ‐ｃｉｒｃｕｉｔｔｅｓｔｒｅｓｕｌｔｓｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅｆｌｏｔａｔｉｏｎ产品名称产率／％品位／％回收率／％ＺｎＳＺｎＳ锌精矿３．０３４６．３３１．１４９０．９２３４．６９硫化矿１．３２４．８１４９．０８４．１３２３．８２尾矿９５．６５０．０８１．１８４．９５４１．５０给矿１００．００１．５５２．７２１００．００１００．００由表４可知，通过闭路试验获得的锌精矿Ｚｎ品位４６．３０％、Ｚｎ回收率９０．９２％，符合锌精矿品位大于４５％的要求，锌回收率也较高．９８１第８卷第３期王国生，等：从铜铅混浮尾矿中回收锌的研究４结论针对铜铅混浮尾矿的矿石性质，采用“锌硫混浮－锌硫分离”的原则流程从铜铅混浮尾矿中回收锌．锌硫混浮时，用硫酸铜作锌矿物的活化剂，用丁黄药作捕收剂，其精选为空白精选；锌硫分离时，添加石灰和适量水玻璃抑制硫化铁矿和石英等硅酸盐脉石．在给矿锌品位为１．５５％时，获得锌精矿品位４６．３０％、回收率９０．９２％的指标，硫得到综合回收．参考文献：［１］Ｔ・Ｎ・赫麦雷娃，李长根，崔洪山．在被铜活化的闪锌矿黄药诱导浮选中亚硫酸氢钠的抑制作用［Ｊ］．国外金属矿选矿‐，２００７（１）：２９３６．［２］王云，张丽军．复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究［Ｊ］．有色金属（选矿部分‐），２００７（６）：１６．［３］陈代雄，杨建文，李晓东．高硫复杂难选铜铅锌选矿工艺流程试验研究［Ｊ］．有色金属（选矿部分‐），２０１１（１）：１５．［４］黄思捷，朱阳戈，张保丰．某铜锌硫化矿浮选分离试验研究［Ｊ］．金属矿山‐，２０１２（１）：８４８７．［５］胡为柏．浮选［Ｍ］．北京：冶金工业出版社，１９８３．Ｒｅｓｅａｒｃｈｏｎｒｅｃｏｖｅｒｙｚｉｎｃｓｕｌｆｉｄｅｍｉｎｅｒａｌｓｆｒｏｍａｔａｉｌｉｎｇｏｆｃｏｐｐｅｒ‐ｌｅａｄｂｕｌｋｆｌｏｔａｔｉｏｎＷＡＮＧＧｕｏｓｈｅｎｇ１，ＸＵＸｉａｏｐｉｎｇ１，ＧＡＯＹｕｄｅ１，ＨｕａｎｇＨａｉｗｅｉ１，２１．ＧｕａｎｇｄｏｎｇＧｅｎｅｒａｌＲｅｓｅａｒｃｈＩｎｓｔｉｔｕｔｅｆｏｒＩｎｄｕｓｔｒｉａｌＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ（ＧｕａｎｇｚｈｏｕＲｅｓｅａｒｃｈＩｎｓｔｉｔｕｔｅｏｆＮｏｎ‐ｆｅｒｒｏｕｓＭｅｔａｌｓ），Ｇｕａｎｇｚｈｏｕ５１０６５０，Ｃｈｉｎａ；２．ＳｃｈｏｏｌｏｆＲｅｓｏｕｒｃｅｓＰｒｏｃｅｓｓｉｎｇａｎｄＢｉｏ‐ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，ＣｅｎｔｒａｌＳｏｕｔｈＵｎｉｖｅｒ‐ｓｉｔｙ，Ｃｈａｎｇｓｈａ４１００８３，ＣｈｉｎａＡｂｓｔｒａｃｔ：ＡｔａｉｌｉｎｇｗａｓｏｂｔａｉｎｅｄｆｒｏｍａＮｅｉｍｅｎｇｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅ，ｗｈｉｃｈｗａｓｃｏｍｐｏｓｅｄｏｆｃｏｐｐｅｒ，ｌｅａｄ，ｚｉｎｃ，ｓｉｌｖｅｒａｎｄｏｔｈｅｒｖａｌｕａｂｌｅｍｅｔａｌｂｙｃｏｐｐｅｒ‐ｌｅａｄｂｕｌｋｆｌｏｔａｔｉｏｎ．Ｉｔｒｅｍａｉｎｓｔｏｂｅｖａｌｕａｂｌｅｆｏｒｔｈｅｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｕｒ．Ａｃｃｏｒｄｉｎｇｔｏｔｈｅｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓｏｆｔａｉｌｉｎｇ，ａｐｒｏｃｅｓｓｏｆｚｉｎｃ‐ｓｕｌｆｕｒｂｕｌｋｆｌｏｔａｔｉｏｎａｎｄｓｅｐａ‐ｒａｔｉｏｎｗｅｒｅｕｓｅｄｔｏｒｅｃｏｖｅｒｙｔｈｅｚｉｎｃ．Ｉｎｔｈｅｚｉｎｃ‐ｓｕｌｆｕｒｂｕｌｋｆｌｏｔａｔｉｏｎ，ｃｏｐｐｅｒｓｕｌｆａｔｅｗａｓａｄｄｅｄａｓａｎａｃｔｉ‐ｖａｔｏｒｏｆｚｉｎｃ，ｗｈｉｌｅｔｈｅｓｏｄｉｕｍｂｕｔｙｌｘａｎｔｈａｔｅｗａｓｕｔｉｌｉｚｅｄａｓａｃｏｌｌｅｃｔｏｒｏｆｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅａｎｄｚｉｎｃ，ａｎｄｔｈｅｌｉｍｅａｎｄｓｏｄｉｕｍｓｉｌｉｃａｔｅａｓｔｈｅｄｅｐｒｅｓｓｏｒｓｏｆｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅ．Ｗｈｅｎｔｈｅｆｅｅｄｉｎｇｃｏｎｔａｉｎｅｄ１．５５％ｏｆｚｉｎｃ，ａＺｎｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｉｔｈｇｒａｄｅ４６．３０％ａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅ９０．９２％ｗａｓｏｂｔａｉｎｅｄ，ｉｎａｄｄｉｔｉｏｎ，ｔｈｅｓｕｌｆｕｒｗａｓｃｏｍ‐ｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｌｙｒｅｃｏｖｅｒｅｄａｓｗｅｌｌ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｓｅｐａｒａｔｉｏｎｏｆｚｉｎｃａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅ；ｔａｉｌｉｎｇｄｉｓｐｏｓａｌ；ｂｕｌｋｆｌｏｔａｔｉｏｎｏｆｃｏｐｐｅｒａｎｄｌｅａｄ；ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃｓｕｌｆｉｄｅｏｒｅｆｌｏｔａｔｉｏｎ０９１材料研究与应用２０１４