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Series No. 481 July2016 金属矿山 METAL MINE 总 第481 期 2016年第 7 期 收稿日期2016- 04- 08 基金项目国家自然科学基金项目 编号 51574282 , 中南大学博士后科学基金项目 编号 134707 , 2015 年中南大学硕士生自主探索创新项目 编号 2015zzts269 。 作者简介刘三军 1979 , 男, 讲师, 博士。 从郴州某冶炼渣中分选锌铅银 刘三军姚文明覃文庆岳琦薛凯贺国帅李文华曹杨 中南大学资源加工与生物工程学院, 湖南 长沙 410083 摘要郴州某冶炼渣中铅、 锌、 银、 铁、 硫含量分别为 7. 23、 5. 02、 143. 28 g/t、 45. 70、 21. 11。为开发利 用该二次资源, 对有代表性试样进行了选矿试验。结果表明 在磨矿细度为 - 0. 074 mm 占 72 条件下, 以硫酸铜为 活化剂、 生石灰为抑制剂、 异丁基黄药为捕收剂, 经 1 粗 1 扫 2 精流程选锌, 选锌尾矿再磨至 -0. 038 mm 占 84 后经 1 次摇床重选选铅银, 可获得锌品位为 40. 02、 回收率为 80. 36 的锌精矿, 以及铅、 银品位分别为 45. 56 和 1 000. 12 g/t, 铅、 银回收率分别为 62. 83和 69. 59的铅银混合精矿。 关键词冶炼渣浮选再磨摇床重选 中图分类号TD923 . 7文献标志码A文章编号1001- 1250 2016 - 07- 182- 04 Comprehensive Recovery Zn and Pb- Ag from a Smelting slag in Chenzhou Liu SanjunYao WenmingQin WenqingYue QiXue KaiHe GuoshuaiLi WenhuaCao Yang School of Minerals Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, China AbstractThere is 7.23 lead, 5. 02 zinc, 143. 28 g/t silver, 45. 70 iron, and 21. 11 sulphur in a smelting slag from Chenzhou. Beneficiation experiments were conducted on the typical sample to develop and utilize the secondary resource. The results indicated that, at the grinding fineness of 72 passing 0. 074 mm, with copper sulfate as the activator, quicklime as inhibitors and isobutyl xanthate as collector via one roughing- one scavenging- two cleaning closed circuit process for enrichment of zinc, and at the regrinding fineness of 84 passing 0. 038 mm via shaking table for enrichment of lead and silver from zinc tailings, zinc concentrate with 40. 02 Zn and recovery of 80. 36 are obtained, and lead- silver mixed concentrate with 45.56 Pb and recovery of 62.83, and with 1 000. 12 g/t Ag and recovery of 69. 59 are obtained. KeywordsSmelting slag, Flotation, Regrinding, Gravity separation by tabling 郴州市有色金属资源极为丰富, 素有“有色金属 之乡” 之称。市域内主要有色金属探明储量达 600 多万 t, 占湖南省有色金属总储量的 2/3, 潜在经济价 值高达 900 多亿元。多种有色金属储量居全国前列, 其中钨、 铋、 钼矿的保有金属量居全国第一位, 锡矿居 全国第三位, 锌矿居全国第四位 [1- 2 ]。由于该矿区多 为共伴生有色金属矿床, 各有色金属矿物分离难度非 常大, 即使采用复杂的分选工艺也很难解决精矿中有 色金属元素的互含问题, 导致冶炼渣成分复杂。 虽然这些冶炼渣中含有丰富的有色金属, 但由于 冶炼渣再选技术尚不成熟 [3- 4 ], 导致郴州市内堆存有 大量的冶炼渣。为了提高资源的利用率, 改善矿区的 环境状况, 开展冶炼渣分选技术攻关意义重大 [5- 6 ]。 1试样性质 试样为郴州市某多金属冶炼公司的冶炼渣, 主要 化学多元素分析结果见表 1。 表 1试样主要化学多元素分析结果 Table 1Main chemical composition analysis results of the sample 元素FeCuZnPbMnAgS 含量45. 701. 095. 027. 234. 55143. 2821. 10 注 Ag 的含量单位为 g/t。 由表 1 可知 试样中铅、 锌、 银、 铁、 硫含量都较 高, 本试验将对铅锌银的回收工艺进行研究 [7- 9 ]。 试样中的铁主要为硫化亚铁, 是氧化铁通过固硫 作用形成的, 氧化铁与硫反应较完全, 生成的硫化亚铁 颗粒结晶良好, 主要为他形半自形粒状结构; 少量的 281 ChaoXing 氧化铁存在于硫化亚铁颗粒边缘或裂隙中; 偶见金属 铁以球状、 椭球状或流动状与硫化亚铁或氧化铁并存。 试样中的铅主要以金属铅和氧化铅的形式存在, 二者普遍共存, 铅矿物颗粒大小不均匀, 细粒铅的结 构紧密, 粗粒铅疏松多孔, 其间充填有其他矿物。 试样中的锌主要以硫化物形式存在, 除部分为单 一硫化锌, 其余则是与锌、 锰、 铁形成的含锌硫化物 Zn, Mn, Fe S, 这种硫化物结晶较好、 颗粒粗大, 且 成分较稳定, Zn、 Fe、 Mn、 S 的质量分数分别为 22 ~ 23、 34 ~35、 7 ~8、 35 ~36。 试样中的硫化银主要分布在粗粒金属铅中, 部分 粗粒金属铅中银含量可达 83. 37, 可以考虑与铅一 起回收。 2试验结果与讨论 基于试样中的含锌硫化物结晶较好、 颗粒较粗 大, 而铅银共生关系密切, 金属铅和氧化铅可浮性差, 故采用先粗粒浮选回收锌, 浮锌尾矿再磨后摇床重选 铅银流程进行选矿试验 [10 ]。 2. 1锌浮选试验 2. 1. 1条件试验 锌浮选条件试验采用 2 次粗选流程, 见图 1。 图 1锌浮选条件试验流程 Fig. 1Flowsheet for zinc rough flotation 2. 1. 1. 1磨矿细度试验 在活化剂硫酸铜用量为 100 g/t, 抑制剂生石灰 用量为 1 000 g/t, 捕收剂异丁基黄药粗选 1 用量为 150 g/t、 粗选 2 用量为粗选 1 之半 下同 条件下进 行磨矿细度试验, 结果见表 2。 表 2磨矿细度试验锌粗精矿指标 Table 2Zinc rough concentrate index at different grinding fineness 磨矿细度 -0. 074 mm 品位 ZnPbSAg 回收率 ZnPbSAg 5635. 101. 1450. 60 51. 5973. 181. 6325. 183. 60 6736. 391. 2151. 50 53. 3882. 041. 9426. 983. 74 7240. 112. 1153. 90 54. 4883. 583. 0629. 614. 23 8535. 582. 1459. 30 55. 2283. 023. 4331. 175. 00 注 Ag 的品位单位为 g/t。 由表 2 可知, 随着磨矿细度的提高, 锌粗精矿锌 品位和锌回收率均先上升后下降, 铅、 银、 硫指标均小 幅上升。综合考虑, 确定磨矿细度为 - 0. 074 mm 占 72。 2. 1. 1. 2异丁基黄药用量试验 在磨矿细度为 -0. 074 mm 占 72, 硫酸铜用量 为 100 g/t, 生石灰用量为 1 000 g/t 条件下进行异丁 基黄药用量试验, 结果见表 3。 表 3异丁基黄药用量试验锌粗精矿指标 Table 3Zinc rough concentrate index on dosage of isobutyl xanthate 粗选 1 异丁 基黄药用量 / g/t 品位/ ZnPbSAg 回收率/ ZnPbSAg 12036. 331. 1856. 50 45. 0282. 782. 6326. 903. 13 15040. 112. 1153. 90 54. 4883. 583. 0629. 614. 23 18040. 132. 2153. 50 55. 5783. 713. 2030. 274. 35 20040. 112. 4252. 30 57. 6783. 883. 4630. 604. 86 注 Ag 的品位单位为 g/t。 由表 3 可知, 随着异丁基黄药用量的增加, 锌粗 精矿锌品位先上升后维持在高位、 锌回收率小幅上 升, 铅、 银品位和回收率均上升, 硫品位下降、 硫回收 率上升。综合考虑, 确定粗选 1 异丁基黄药的用量为 150 g/t。 2. 1. 1. 3硫酸铜用量试验 在磨矿细度为 -0. 074 mm 占 72, 生石灰用量 为 1 000 g/t, 粗选 1 异丁基黄药用量为 150 g/t 条件 下进行硫酸铜用量试验, 结果见表 4。 表 4硫酸铜用量试验锌粗精矿指标 Table 4Zinc rough concentrate index on dosage of copper sulfate 硫酸铜用量 / g/t 品位 ZnPbSAg 回收率 ZnPbSAg 6042. 221. 7559. 30 48. 1276. 362. 7827. 703. 00 8041. 111. 7854. 20 49. 9681. 612. 9328. 803. 47 10040. 112. 1153. 90 54. 4883. 583. 0629. 614. 23 12035. 192. 7748. 20 55. 6784. 123. 9536. 704. 47 注 Ag 的品位单位为 g/t。 由表 4 可知, 随着硫酸铜用量的增大, 锌粗精矿 锌品位下降、 锌回收率上升, 铅、 银品位和回收率均上 升, 硫品位下降、 硫回收率上升。综合考虑, 确定硫酸 铜的用量为 80 g/t。 2. 1. 1. 4生石灰用量试验 在磨矿细度为 -0. 074 mm 占 72, 硫酸铜用量 为 80 g/t, 粗选 1 异丁基黄药用量为 150 g/t 条件下 进行生石灰用量试验, 结果见表 5。 381 刘三军等 从郴州某冶炼渣中分选锌铅银2016 年第 7 期 ChaoXing 表 5生石灰用量试验锌粗精矿指标 Table 5Zinc rough concentrate index on dosage of quicklime 生石灰用量 / g/t 品位 ZnPbSAg 回收率 ZnPbSAg 60034. 441. 9858. 70 57. 9686. 593. 5536. 304. 50 80037. 771. 8658. 20 50. 2384. 243. 1832. 203. 69 1 00041. 111. 7854. 20 49. 9681. 612. 9328. 803. 47 1 20043. 311. 7251. 20 49. 6775. 372. 6420. 903. 37 注 Ag 的品位单位为 g/t。 由表 5 可知, 随着生石灰用量的增大, 锌粗精矿 锌品位显著上升、 锌回收率显著下降, 铅、 硫、 银的品 位和回收率均有所下降。综合考虑, 确定生石灰用量 为 1 000 g/t。 2. 1. 2选锌闭路试验 在条件试验和开路试验基础上进行了闭路浮锌 试验, 流程见图 2, 结果见表 6。 图 2锌浮选闭路试验流程 Fig. 2Flowsheet of zinc closed- circuit flotation test 表 6锌浮选闭路试验结果 Table 6Results of zinc closed- circuit flotation test 产品产率 品位 ZnPbSAg 回收率 ZnPbSAg 锌精矿10. 2340. 071. 9856. 3048. 7880. 802. 8925. 943. 32 锌尾矿89. 771. 0877. 5818. 30161. 819. 2097. 1174. 0696. 68 试样100. 005. 077. 0122. 20150. 21100. 00100. 00100. 00100. 00 注 Ag 的品位单位为 g/t。 由表 6 可知, 采用图 2 所示的流程选锌, 可获得 锌品位为 40. 07、 回收率为 80. 80的锌精矿, 尾矿 中铅、 银的回收率高达 97. 11和 96. 68, 表明仅有 极少量的铅、 银损失在锌精矿中。 2. 2铅银摇床重选试验 根据铅、 银矿物的嵌布特征及物理特性, 决定先 对闭路选锌尾矿进行再磨, 然后用摇床重选铅银。由 于再磨细度决定着铅银矿物与硫铁矿物的解离程度, 因此, 确定合适的再磨细度非常重要。试验采用 1 次 粗选流程, 所用设备为 6 - S 型摇床, 其冲程为 16 mm, 冲次为 320 次/min, 探索试验确定的床面横向倾 角为 4, 给矿量为 60 kg/h, 给矿浓度为 25, 冲洗水 量为 180 L/h, 试验结果见表 7。 表 7再磨细度试验铅银混合精矿指标 Table 7Pb- Ag bulk rough concentrate at different regrinding fineness 再磨细度 -0. 038 mm 品位 PbAgS 回收率 PbAgS 7236. 78 730. 251. 6053. 8354. 470. 90 8445. 56 1000. 12 2. 0062. 9169. 570. 90 9045. 89 998. 111. 5063. 6069. 620. 70 9545. 28 990. 211. 5063. 0668. 780. 70 注 Ag 的品位单位为 g/t。 由表 7 可知 再磨细度从 -0. 038 mm 占 72 提 高至 84, 铅银混合精矿铅、 银品位和铅、 银回收率 显著上升; 继续提高再磨细度, 铅银混合精矿铅、 银品 位和铅、 银回收率变化不大。综合考虑, 确定再磨细 度为 -0. 038 mm 占 84。 2. 3全流程试验 试验全流程见图 3, 试验结果见表 8。 图 3全流程试验 Fig. 3Flowsheet of whole process 由表 8 可看出 按图 3 所示的全流程进行试验, 可获得锌品位为 40. 02、 回收率为 80. 36 的锌精 矿, 以及铅、 银品位分别为 45. 56 和 1 000. 12 g/t, 铅、 银回收率分别为 62. 83 和 69. 59 的铅银混合 精矿。含硫铁尾矿中铅、 锌、 银仍有回收利用价值, 后 续将进一步研究从硫酸渣中回收这些元素的可能性。 481 总第 481 期金属矿山2016 年第 7 期 ChaoXing 表 8全流程试验结果 Table 8Results of the whole process 产品产率 品位 ZnPbAgS 回收率 ZnPbAgS 锌精矿10. 0840. 021. 9845. 7456. 9080. 362. 763. 2227. 18 铅银混合精矿9. 971. 1045. 561000. 122. 002. 1862. 8369. 590. 95 含硫铁尾矿79. 951. 103. 1148. 7318. 9717. 4634. 4127. 1971. 87 试样100. 005. 027. 23143. 2821. 10100. 00100. 00100. 00100. 00 注 Ag 的品位单位为 g/t。 3结语 1 郴州某冶炼渣中铅、 锌、 银、 铁、 硫含量都较 高, 其中的铁主要以硫化亚铁的形式存在, 硫化亚铁 主要为他形半自形粒状结构, 结晶良好; 铅主要以 金属铅和氧化铅的形式存在, 二者普遍共存, 铅矿物 颗粒大小不均匀, 细粒铅的结构紧密, 粗粒铅疏松多 孔, 有其他矿物充填其中; 锌主要以硫化物形式存在, 除部分为单一硫化锌, 其余则是与锌、 锰、 铁形成的含 锌硫化物 Zn, Mn, Fe S, 这种硫化物结晶较好、 颗粒 粗大, 且成分较稳定, Zn、 Fe、 Mn、 S 的质量分数分别 为 22 ~23、 34 ~35、 7 ~ 8、 35 ~ 36; 银主要分布在粗粒铅中。 2 试样在磨矿细度为 -0. 074 mm 占 72 的情 况下, 以硫酸铜为锌矿物的活化剂、 生石灰为抑制剂、 异丁基黄药为捕收剂, 经 1 粗 1 扫 2 精浮选流程选 锌, 选锌尾矿再磨至 -0. 038 mm 占 84 后经 1 次摇 床重选铅银, 可获得锌品位为 40. 02、 回收率为 80. 36的锌精矿, 以及铅、 银品位分别为 45. 56 和 1 000. 12 g/t,铅、银 回 收 率 分 别 为 62. 83 和 69. 59的铅银混合精矿。 3 含硫铁尾矿中铅、 锌、 银仍有回收利用价值, 后续将进一步研究从硫酸渣中回收这些元素的可能 性。 参考文献 [ 1]黄静波. 郴州市有色金属产业发展研究[J] . 资源开发与市场, 2005 3 215- 218. 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