混合浮选法回收氰渣中铅锌银的生产实践.pdf

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混合浮选法回收氰渣中铅锌银的生产实践 3 张耀军 1 ,崔中云 2 ,崔学奇 3 1. 山东天承生物金业有限公司, 山东 莱州市 261441; 2.北京云冶矿业有限责任公司, 北京 密云县 101501; 3.山东科技大学 化工学院,山东 青岛市 266510 摘 要介绍了混合浮选工艺回收氰渣中铅锌银的生产实 践。生产中采用一粗两扫两精的混合浮选流程,选用ATTA 药剂作活化剂,丁基黄药与乙硫氮混合使用作捕收剂,获得 了铅、 锌和银回收率分别为69. 25; 86. 54和67. 15 ,品 位分别为17. 55 , 27. 13和877. 26 g/t的混合精矿。 关键词混合浮选;铅;锌;氰渣;综合利用 中图分类号 TD863, TD923 文献标识码A 文章编号 1005 - 27632009 01 - 0022 - 03 Production Practice of Recovering Lead, Zinc and Silver from Cyan idation Residue by Bulk Flotation Process Zhang Yaojun1, Cui Zhongyun2, Cui Xueqi 3 1. Shandong TianchengBiotechnology Industry Co. Ltd,Laizhou, Shandong 261441, China; 2. Beijing YunyeMining Cooperation Ltd,Miyun,Beijing 101501, China; 3. College of Chemical and Environmental Engineering, ShandongUniversity of Science and Technology,Qingdao, Shandong 266510, China Abstract The production practice of recovering lead, zinc and silver from cyanidation residue by bulk flotation process is intro2 duced in the paper . By using the bulk flotation process of “ one roughing -two scavenging -two cleaning“ , and using ATTA as active agent,the combination of sodium butyl xanthogenate and ethyl thiocarbamate as collector, a bulk concentrate contai2 ning 17. 55 lead, 27. 13 zinc and 77. 26 g/t silver can be produced, and the recovery rate of lead,zinc and silver is 69. 25 , 86. 54 and 67. 15 respectively. Key W ords Bulk flotation, Lead, Zinc, Cyanidation residue, Comprehensive utilization 山东某黄金冶炼公司的生产原料来自全国各地 收购的金精矿,成分和性质比较复杂,回收金银后的 二次资源氰渣中还含有铅、 锌、 银等有价金属。经过 多年的联合技术攻关,公司目前已建成了规模150 t/d的铅锌浮选厂,采用混合浮选工艺回收其中的 铅、 锌,同时银也富集在铅锌混合精矿中。氰渣中 铅、 锌、 银等金属的回收,提高了公司资源综合利用 的整体水平,同时也为企业带来了可观的经济效益。 1 铅锌浮选生产实践 1. 1 氰渣性质 铅锌浮选厂的原料是提金后的氰化尾渣,主要 金属矿物为黄铁矿、 方铅矿、 闪锌矿等。非金属矿物 为石英、 长石、 绢云母等。由于氰化厂磨矿细度细,再 加上铅锌矿物在氰化浸出过程中受到长时间的充气 搅拌,因此氰渣中的有用矿物出现了严重的过磨泥化 和矿物表面氧化现象,氰渣细度达到了- 400目占 90以上,大量的泥质矿物的存在,使铅锌硫化矿与 脉石矿物固有的浮选差异缩小,从而不利于铅锌矿物 的浮选分离;其次,由于铅锌矿物在金银氰化浸出过 程中受到氰化钠的强烈抑制,导致其可浮性下降,需 要大量的、 有效的活化剂才能恢复其可浮性。 1. 2 铅锌浮选生产工艺变革 浮选厂原来的进料是未经压滤的氰化厂三段洗 涤的浓密机底流,生产实践表明,浮选矿浆中的氰化 物浓度约为5‰,高浓度的氰根对铅的浮选影响较 小,但对锌的浮选是不利的,增加浮选药剂用量和浮 选成本;再者,三段洗涤的浓密机底流中还存在已溶 金,不经压滤脱水,不利于提高氰化厂金的总回收 率;另外浮选厂和氰化厂均为回水闭路循环,氰渣未 经压滤造成氰化厂和浮选厂进出水不能达到平衡, 浮选厂多余的回水返回氰化厂又影响了氰化厂的正 常生产。 为了避免浮选厂和氰化厂的相互不利影响,同 时为了尽可能消除氰根对铅锌浮选的有害影响,氰 渣先压滤再进入浮选。压滤机的滤饼水分为20 左右,滤饼利用浮选厂的回水二次调浆后用泥浆泵 打至浮选厂 Φ12 m浓密机,经过缓存和浓密,以 ISSN 1005 - 2763 CN 43 - 1215/TD 矿业研究与开发 第29卷 第1期 M I N I NG R 选铅后再选锌时,只能得到铅锌混合精矿,而且铅锌 混合品位只有40左右。另外,优先选铅时采用某 硫酸盐和硫酸锌联合抑制锌,由于浮选厂的回水是 闭路循环,造成了浮选水系中累积了大量的硫酸盐, 冬季出现硫酸盐结晶,造成管路堵塞,生产几乎瘫 痪。综上所述,优先浮选工艺在生产中存在较多问 题,而采用铅锌混合浮选工艺适应性比较强,使用药 剂种类少,适合综合回收氰渣中的铅锌。详细的铅 锌混合浮选生产工艺流程见图1。二次调浆后的氰 渣经过一次粗选、 两次扫选、 两次精选的混合浮选和 浓密压滤,生产出铅锌混合精矿和硫精矿铅锌浮 选尾矿。 图1 铅锌混合浮选工艺流程 2 生产工艺中的几个关键技术 1高效铅锌矿物活化剂的使用是实现成功浮 选的技术核心。一方面,氰渣中的铅锌矿物严重泥 化,且其表面又受到了泥化脉石矿物的污染,因此与 脉石矿物固有的可浮选性差异缩小;另一方面,浮选 目的矿物,尤其是锌矿物受到氰化物的强烈抑制,可 浮性下降。闪锌矿传统的活化剂是硫酸铜,但由于 闪锌矿表面受到严重污染,铜离子在氰化物体系中, 在闪锌矿表面生成易浮硫化铜薄膜的几率很小,生 产实践表明,即使硫酸铜的用量达到2000 g/t,活化 效果亦不明显,同时使用硫酸铜也会带来浮选厂回 水中硫酸盐的累积,造成冬季生产事故。经过多次 探索,混合浮选中开创性地使用廉价易得的活化剂 ATTA,取得了令人满意的活化效果。作者认为AT2 TA活化剂的活化机理是溶解了闪锌矿表面的亲水 性氰化物薄膜,恢复了闪锌矿的天然可浮性。 2联合捕收剂的使用是实现较高回收率的技 术保证。原工艺设计中,采用乙基黄药作为捕收剂, 经过试验探索,改用了捕收能力更强的丁基黄药,有 力地提高了铅锌回收率,但又出现了精矿中铅品位 易波动的情况,因此又将具有较高选择性的乙硫氮 应用到了实际生产中。实践表明,采用丁基黄药与 乙硫氮混合用药,捕收剂的捕收能力和选择性都有 了较大提高,确保了铅锌均达到较高的回收率,同时 铅锌混合精矿的品位达到了45以上。 3消泡剂的使用实现了浮选厂生产流程的稳 定。浮选厂循环水中,来自氰渣的残留浮选药剂等 有机物不断累积,生产中基本不用起泡剂,还经常导 致浮选严重冒槽。经过探索,在浮选流程中适当添 加一些消泡剂,可以达到稳定生产流程的目的,且消 泡剂的添加对浮选指标影响不大。 3 结 论 浮选厂投产以来,经过数次技术改进,最终采用 了混合浮选工艺,取得了较为理想的技术指标,混合 浮选近两年累积技术指标统计见表1。 表1 混合浮选近两年累积技术指标 元素名称 入浮氰渣品位 浮选尾矿品位 铅锌混精品位回收率 Ag290. 28 g/t122. 59 g/t877. 26 g/t67. 15 Pb5. 502. 1617. 5569. 25 Zn5. 860. 9727. 1386. 54 由表1可见,氰渣中的银也得到了综合回收,这 主要是由于银与铅矿物紧密共生,它与铅矿物同步 富集。另外,锌的回收率要高于铅的回收率,这主要 是由于氰渣中方铅矿比闪锌矿的泥化程度更为严 重,影响了铅回收率的提高。 目前混合浮选工艺还存在的问题。 1浮选厂生产用水长时间循环使用后,氰化 物浓度和液体金品位也出现累积偏高现象。为了稳 定生产流程并回收液体中的金,曾在精选浮选机内 32 张耀军,等 混合浮选法回收氰渣中铅锌银的生产实践 添加活性炭脱药和吸附液体中的游离金氰络离子, 提高铅锌混合精矿中金的品位,达到销售计价的目 的,但由于活性炭的价格较高,增加了生产成本活 性碳成本占浮选药剂成本的一半 , 出于经济效益 的考虑,现在已停用。 2氰渣铅锌浮选体系要比铅锌原矿石的浮选 复杂,循环水中的杂质离子浓度比较高,致使浮选药 剂用量是常规用量的2~3倍。杂质离子的累积在 冬天气温下降后,出现盐类结晶现象,易堵塞矿浆管 路,影响生产,因此需要定期更换或者补充新的生产 用水。 参考文献 [1 ]贺 政,等.氰化尾渣中铅锌浮选影响因素及解决方案浅析 [J ].矿冶,2003, 9 25~28. 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