某锌浸出渣回收银试验研究

胡正华，韩 伟

（大冶有色设计研究院有限公司，湖北 黄石 435005）

某锌浸出渣回收银试验研究

胡正华，韩 伟

（大冶有色设计研究院有限公司，湖北 黄石 435005）

某锌精矿浸出尾渣含银375.2g/t，在矿浆pH值为4条件下，以RS-1为捕收剂，通过“二粗二扫二精”浮选流程，获得精矿品位2530.5g/t，银回收率79.20%的选矿指标，较好地实现了矿产资源综合回收利用。

锌浸出渣；银矿物；捕收剂；浮选；回收率

1 引言

大部分锌冶炼厂都采用湿法浸出—电解工艺生产锌，其浸出残渣通常含银100～600g/t［1］。相关资料表明，银在浸出渣中的形态比较复杂，有自然金属、硫化物、硫酸盐、氯化物、氧化物、硅酸盐及银铁钒等，大部分为硫化银及自然银［2］。由于锌浸出渣含银量较低，一般都堆放，为实现矿产资源二次回收利用，从锌浸出渣中浮选回收银矿物越来越受到重视［3］。

2 化学分析

某锌浸出渣（以下简称原矿）含银375.2g/t，其多元素化学分析结果见表1。

表1 原矿多元素分析结果

3 浮选试验研究

3.1 矿浆浓度试验

矿浆浓度影响锌浸出渣浮选的选别指标［4］，为确定适宜的浮选浓度，进行了浮选浓度条件试验，试验流程见图1，试验结果见表2。提高浮选浓度，有利于提高银回收率，当浮选浓度从30%提高到40%时，回收率呈增加趋势，继续提高至45%时，回收率略有降低，因此矿浆浮选浓度35%～40%较为适宜。

图1 矿浆浓度试验流程

表2 矿浆浓度试验结果

3.2 矿浆pH试验

矿浆pH也是影响锌浸出渣浮选指标的因素之一［5］，为确定适宜的矿浆浮选环境，进行了pH条件浮选试验，试验流程见图2，试验结果见表3。在自然矿浆环境条件下（pH为5），银回收率相比最低，当矿浆pH值4降低到pH值3时，精矿品位有所提高，银回收率基本相当，考虑到pH值越低，不利设备防腐，因此确定矿浆pH值为4较为适宜。

图2 矿浆pH试验流程

表3 矿浆pH试验结果

3.3 捕收剂种类试验

为确定合适的捕收剂，进行了捕收剂种类条件试验，试验流程见图3，试验结果见表4。在相同药剂用量条件下，采用RS-1捕收剂与混合黄药，两者选矿指标相当，考虑到黄药类捕收剂在酸性环境下不稳定［6］，因此捕收剂采用单一RS-1捕收剂较为适宜。

图3 捕收剂种类试验流程

表4 捕收剂种类试验结果

3.4 闭路试验

综合上述条件试验，进行了二粗二扫二精，中矿循序返回闭路试验，试验流程见图4，试验结果见表5。通过“二粗二扫二精”浮选流程，获得精矿产率11.75%，品位2530.5g/t，银回收率79.20%的选矿指标。

图4 闭路试验流程

表5 闭路试验结果

4 结论

（1）在矿浆浓度35%～40%，矿浆pH值为4条件下，以RS-1为捕收剂，通过“二粗二扫二精”浮选流程，获得精矿品位2530.5g/t，银回收率79.20%的选矿指标。

（2）由于该锌浸出渣适宜的浮选pH为4（自然pH为5），需添加适量硫酸调节矿浆pH，除增加成本外，须同时考虑设备防腐问题。

（3）RS-1捕收剂相比混合黄药，两者选矿指标相当，由于矿浆浮选为酸性环境，考虑到黄药类捕收剂在酸性环境下的不稳定性，捕收剂采用RS-1捕收剂较适宜。

［1］戴晶平, 刘侦德. 铅锌矿选矿技术[M]. 长沙:中南大学出版社, 2010:137-139.

［2］魏昶, 李存兄. 锌提取冶金学[M].北京:冶金工业出版社, 2013:96-98.

［3］孙长泉, 孙成林. 金银选矿与综合回收[M]. 北京:冶金工业出版社, 2014:113-115.

［4］黄礼煌. 金银提取技术[M]. 北京:冶金工业出版社, 2012:97-98.

［5］杨大锦, 朱华山, 等. 湿法提锌工艺与技术[M].北京:冶金工业出版社, 2006:72-74.

［6］朱建光. 2004年浮选药剂的进展[J]. 国外金属矿选矿, 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

胡正华（1984-），男，湖北蕲春人，本科，工程师，主要从事选矿工艺研究及工程设计。E-mail:Zhenghua.h@163.com