某鋅浸出渣回收銀試驗研究

胡正華，韓 偉

（大冶有色設計研究院有限公司，湖北 黃石 435005）

某鋅浸出渣回收銀試驗研究

胡正華，韓 偉

（大冶有色設計研究院有限公司，湖北 黃石 435005）

某鋅精礦浸出尾渣含銀375.2g/t，在礦漿pH值為4條件下，以RS-1為捕收劑，通過“二粗二掃二精”浮選流程，獲得精礦品位2530.5g/t，銀回收率79.20%的選礦指標，較好地實現了礦產資源綜合回收利用。

鋅浸出渣；銀礦物；捕收劑；浮選；回收率

1 引言

大部分鋅冶煉廠都采用濕法浸出—電解工藝生產鋅，其浸出殘渣通常含銀100～600g/t［1］。相關資料表明，銀在浸出渣中的形態比較復雜，有自然金屬、硫化物、硫酸鹽、氯化物、氧化物、硅酸鹽及銀鐵釩等，大部分為硫化銀及自然銀［2］。由于鋅浸出渣含銀量較低，一般都堆放，為實現礦產資源二次回收利用，從鋅浸出渣中浮選回收銀礦物越來越受到重視［3］。

2 化學分析

某鋅浸出渣（以下簡稱原礦）含銀375.2g/t，其多元素化學分析結果見表1。

表1 原礦多元素分析結果

3 浮選試驗研究

3.1 礦漿濃度試驗

礦漿濃度影響鋅浸出渣浮選的選別指標［4］，為確定適宜的浮選濃度，進行了浮選濃度條件試驗，試驗流程見圖1，試驗結果見表2。提高浮選濃度，有利于提高銀回收率，當浮選濃度從30%提高到40%時，回收率呈增加趨勢，繼續提高至45%時，回收率略有降低，因此礦漿浮選濃度35%～40%較為適宜。

圖1 礦漿濃度試驗流程

表2 礦漿濃度試驗結果

3.2 礦漿pH試驗

礦漿pH也是影響鋅浸出渣浮選指標的因素之一［5］，為確定適宜的礦漿浮選環境，進行了pH條件浮選試驗，試驗流程見圖2，試驗結果見表3。在自然礦漿環境條件下（pH為5），銀回收率相比最低，當礦漿pH值4降低到pH值3時，精礦品位有所提高，銀回收率基本相當，考慮到pH值越低，不利設備防腐，因此確定礦漿pH值為4較為適宜。

圖2 礦漿pH試驗流程

表3 礦漿pH試驗結果

3.3 捕收劑種類試驗

為確定合適的捕收劑，進行了捕收劑種類條件試驗，試驗流程見圖3，試驗結果見表4。在相同藥劑用量條件下，采用RS-1捕收劑與混合黃藥，兩者選礦指標相當，考慮到黃藥類捕收劑在酸性環境下不穩定［6］，因此捕收劑采用單一RS-1捕收劑較為適宜。

圖3 捕收劑種類試驗流程

表4 捕收劑種類試驗結果

3.4 閉路試驗

綜合上述條件試驗，進行了二粗二掃二精，中礦循序返回閉路試驗，試驗流程見圖4，試驗結果見表5。通過“二粗二掃二精”浮選流程，獲得精礦產率11.75%，品位2530.5g/t，銀回收率79.20%的選礦指標。

圖4 閉路試驗流程

表5 閉路試驗結果

4 結論

（1）在礦漿濃度35%～40%，礦漿pH值為4條件下，以RS-1為捕收劑，通過“二粗二掃二精”浮選流程，獲得精礦品位2530.5g/t，銀回收率79.20%的選礦指標。

（2）由于該鋅浸出渣適宜的浮選pH為4（自然pH為5），需添加適量硫酸調節礦漿pH，除增加成本外，須同時考慮設備防腐問題。

（3）RS-1捕收劑相比混合黃藥，兩者選礦指標相當，由于礦漿浮選為酸性環境，考慮到黃藥類捕收劑在酸性環境下的不穩定性，捕收劑采用RS-1捕收劑較適宜。

［1］戴晶平, 劉偵德. 鉛鋅礦選礦技術[M]. 長沙:中南大學出版社, 2010:137-139.

［2］魏昶, 李存兄. 鋅提取冶金學[M].北京:冶金工業出版社, 2013:96-98.

［3］孫長泉, 孫成林. 金銀選礦與綜合回收[M]. 北京:冶金工業出版社, 2014:113-115.

［4］黃禮煌. 金銀提取技術[M]. 北京:冶金工業出版社, 2012:97-98.

［5］楊大錦, 朱華山, 等. 濕法提鋅工藝與技術[M].北京:冶金工業出版社, 2006:72-74.

［6］朱建光. 2004年浮選藥劑的進展[J]. 國外金屬礦選礦, 2005(2):21-26.

An Investigation for Silver Recoveryfrom the Zinc-leaching Residues

HU Zheng-hua, HAN Wei
（1.Daye Nonferrous Design & Research Institute Co., Ltd., Huangshi 435005, Hubei, China）

Silver grade are 375.2g/t of the Zinc-leached residues, under the condition of slurry pH value is 4, using RS-1 asthecollector, by adopting the flotation processof two-stage roughing, two-stagescavenging and two-stage cleaning, finally, concentrate with Silver grade of 2530.5g/t, Silver recovery of 79.20% were obtained. The comprehensive utilization of the mineral resource has been realized.

Zinc-leached residues；silver minerals；collector；flotation；recovery

TF832

A

1009-3842（2016）06-0070-03

2016-07-22

胡正華（1984-），男，湖北蘄春人，本科，工程師，主要從事選礦工藝研究及工程設計。E-mail:Zhenghua.h@163.com