多金属硫化物金矿

多金属硫化物金矿（精选5篇）

多金属硫化物金矿 第1篇

某多金属硫化物金矿属于石英脉型矿床,矿体由黄铁矿石英脉、多金属硫化物石英脉及碎裂蚀变岩组成,含银、铜、铅、锌、硫等多种有价组分。目前,生产现场将该矿只作为单一的金矿进行开采利用,对其中的伴生有价组分都未曾利用,造成资源的浪费。笔者针对该矿的矿石性质,进行了综合利用试验研究。

2 矿石性质及选矿流程方案的确定

2.1 矿石的化学成分

矿石的多元素分析结果见表1。由表1可知,矿石中主要有价元素为Au,品位4.5g/t,在目前条件下矿石中具有综合利用价值的元素有Ag、Cu、Pb、Zn、S。

* 单位为g/t。

2.2 矿石的矿物种类及嵌布特征

对该矿的工艺矿物学研究表明,矿石中发现的金属矿物有20余种,其中以黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、方铅矿为主;其次有褐铁矿、黝铜矿、菱铁矿、菱锌矿、白铅矿、赤铁矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、毒砂、白铁矿、铅矾等。脉石矿物主要有石英、长石、方解石、云母类、绿帘石、绿泥石、粘土类等。矿物含量见表2。

在该矿床中,黄铁矿作为金和硫的主要载体矿物粒度较粗、嵌布关系简单;矿石中闪锌矿、方铅矿、黄铜矿作为一个金属硫化物整体粒度较粗,而闪锌矿、方铅矿、黄铜矿各自的粒度较细、嵌布关系复杂,方铅矿、黄铜矿、闪锌矿之间相互包裹现象普遍,特别是闪锌矿和黄铜矿之间固溶体分离结构常见。金银在各载体矿物中的分布见表3。

2.3 工艺流程方案的确定

由工艺矿物学得知,该矿石中金、银、铜、铅、锌绝大多数分布于金属硫化物中。各金属硫化物粒度较细,相互之间嵌布复杂,单体解离比较困难;矿石中原生矿泥种类多、含量高,不利于浮选分离。由表3可知,金、银在黄铁矿、方铅矿、黄铜矿中的含量较高,闪锌矿中的含量相对较低,因此,试验拟从解决矿泥的影响着手,寻找适应性强的药剂,尽可能产出单独的锌精矿产品,铜、铅、银则随金、硫一起进入到金精矿中,考虑在以后的冶金工艺中进一步回收。因此,该试验确定先浮选金后浮选锌的工艺流程。

3 金、锌分离试验研究

3.1 磨矿细度试验

按图1进行磨矿细度试验,试验结果见表4。

*单位为g/t。

由表4可知,磨矿细度对选金指标影响不大。但对锌的选矿指标影响较大。当磨矿细度较细时,有利于降低粗金矿中锌的含量及损失率,提高粗锌精矿中锌的回收率;当磨矿细度达到-200目73%时,由于泥化严重、浮选环境恶化,反而不利于金、锌的浮选分离。因此,试验确定适宜的磨矿细度为-200目65%。

3.2 选金试验研究

3.2.1 硫化钠用量试验

由于原生矿中存在一部分氧化矿,所以添加硫化钠有利于加强对氧化矿的回收。按图2进行硫化钠试验,试验结果见图3。

由图3可以看出:添加适量的硫化钠有利于提高粗金精矿中金的回收率。综合考虑,确定适宜的硫化钠用量为200g/t。

3.2.2 分散剂T-721用量试验

矿石中泥含量较高,矿泥以高岭土、云母为主。矿泥导致浮选环境严重恶化,浮选分离矿物比较困难。在金、锌分离的试验中,为解决矿泥给浮选带来的影响,对水玻璃、六偏磷酸钠、CMC和自行研制的T-721等分散剂进行了探索试验。发现T-721分散剂对该矿石矿泥有较好的适应性。按图2进行T-721用量试验,结果见表5。

*单位为g/t。

由表5可知:添加分散剂T-721可明显提高粗金精矿中的金品位、降低锌的损失率。当分散剂T-721用量为190g/t时,与不加T-721比较,可提高粗金精矿金品位2.31g/t、降低锌损失率4.44%。确定T-721的适宜用量为190g/t。

3.2.3 抑制剂ZnSO4用量试验

按图2进行ZnSO4用量试验,结果见表6。

*单位为g/t。

从表6可看出:硫酸锌对金、锌矿物的分离效果明显。随着硫酸锌用量的增加,粗金精矿中锌矿物的含量明显降低,锌在粗金精矿中的损失率也明显降低。试验确定适宜的硫酸锌用量为1000g/t。

3.2.4 其他药剂用量的确定

经试验探索,其他药剂用量确定为:丁基黄药80g/t,起泡剂F351为70g/t。

3.3 选锌试验研究

3.3.1 分散剂T-721用量试验

分散剂T-721用量试验结果见图4。

从图4中可以看出:锌粗选作业添加分散剂T-721可明显提高粗锌精矿的锌品位,有利于产出合格的锌精矿。试验确定适宜的分散剂T-721用量为190g/t。

3.3.2 活化剂硫酸铜用量试验

硫酸铜用量试验结果见图5。

由图5可知:添加硫酸铜可明显提高锌的回收率,同时也可提高粗锌精矿的锌品位。确定适宜的硫酸铜用量为300g/t。

3.3.3 捕收剂用量试验

捕收剂丁基黄药用量试验结果见图6。

从图6可知:捕收剂适宜用量为60g/t。

3.3.4 闭路条件试验

在条件试验的基础上选择较优药剂组合进行闭路试验。闭路试验结果见表7,闭路试验流程见图7,产品多元素分析结果见表8。

* 单位为g/t。

* 单位为g/t。

4 结 语

1.该金矿脉石矿物主要以石英、高岭土、云母为主,矿泥对浮选的影响明显,浮选矿浆粘稠度大,不利于矿物的浮选分离。

2.该矿石中黄铁矿是金的主要载体矿物,粒度以中、粗粒为主,嵌布关系简单、可浮性好;金以自然金、银金矿为主,主要赋存于黄铁矿中;铜、铅、锌、铁硫化物作为一个硫化物整体,粒度较粗、可浮性较好。但是黄铜矿、方铅矿、闪锌矿各自的粒度较细,嵌布关系复杂,要实现金与铜、铅、锌矿物的分离比较困难。

3.该矿石采用先浮金后浮锌的工艺流程最终可得到金品位41.51g/t,含锌0.84%,回收率为94.56%的金精矿;锌品位43.30%,回收率为66.71%的锌精矿产品。这一试验结果为该矿现场生产工艺改进提供了较好的方案。

摘要：某多金属硫化物金矿属于石英脉型矿床,矿石原生泥含量高,对选矿影响大。笔者针对该矿石性质,在保证金的回收率的前提下,采用先浮选金后浮选锌的选矿工艺,分别得到含Au41.51g/t,回收率94.56%的金精矿;含Zn 43.30%,回收率66.71%的锌精矿,同时金精矿中还回收了大部分铜、铅、银等,为该矿的综合利用提供了较好的方案。

关键词：多金属硫化物金矿,浮选,综合利用

参考文献

多金属硫化物金矿 第2篇

1 矿石性质

该矿石属铅锌多金属硫化矿石,含铅2.76%、锌3.60%、铜0.10%、银22.1g/t,金属矿物主要有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿,少量铁闪锌矿及磁黄铁矿,并伴生有少量银;脉石矿物主要有石英、大理岩、白云石、高岭石和少量云母。

方铅矿以粗粒不规则粒状集合体为主要嵌布形式,常与粗粒闪锌矿粒状集合体相嵌,少量方铅矿以不规则粒状集合体与黄铜矿、黄铁矿密切连生,以乳滴状、星点状、细脉状嵌布于脉石中。闪锌矿以细粒不规则粒状集合体为主要嵌布形式,其次以不规则粒状集合体与方铅矿、黄铁矿密切连生。原矿多元素分析结果见表1,铅、锌物相分析结果见表2。

2 选矿试验研究

针对所要处理的矿石铅锌含量都比较高的特点,同时考虑到伴生铜矿物与方铅矿的可浮性相近。因此,最终确定的流程方案为:部分混合浮选,即铜铅混合浮选,然后浮锌[1]。

2.1 磨矿细度试验

试验流程为一次粗选、一次扫选的开路流程。试验所得精矿为粗选和扫选所得粗精矿的混合精矿。试验结果见表3。

*含量单位为g/t。

试验结果表明,随着磨矿细度的增加,铜、铅的回收率呈逐渐增加的趋势,当磨矿细度为-200目70%时,铜铅混合精矿中铜的回收率为90.61%,铅的回收率为86.68%。继续提高磨矿细度,锌在铜铅混合精矿中的损失较多。因此,综合考虑矿石性质、经济成本及工艺的可行性因素,本试验采用磨矿细度为-200目70%。同时可以看出,铜矿物的富集情况与方铅矿基本相同,因此,在铜铅混合浮选的条件试验中,将暂不考虑铜的富集情况。

2.2 硫酸锌用量试验

硫酸锌是广泛采用的抑锌药剂,通常在碱性矿浆中才有抑制作用。其用量试验结果见表4。

试验结果表明,随着硫酸锌用量的增加,锌在铅精矿中的损失逐步下降,当硫酸锌的用量由600g/t增至1500g/t时,铅精矿中锌的品位由5.65%降低到5.10%,若继续增加硫酸锌的用量,锌的品位不再下降。综合比较,硫酸锌最佳用量为1500g/t。

2.3 NSF用量试验

硫酸锌单独使用时,其抑锌效果较差,因此通常与氰化物、硫酸钠、亚硫酸盐或硫代硫酸盐等配合使用。本试验采用硫酸锌与NSF作组合抑制剂,NSF用量试验结果见表5。

从表5可以看出,NSF与硫酸锌组合使用,可以增强对闪锌矿的抑制效果。当NSF用量由400g/t增至800g/t时,铅粗精矿中锌的品位由6.75%降至4.57%。综合考虑,NSF较适宜的用量为800g/t。

2.4 捕收剂用量试验

在探索性试验中,曾探索过用丁基黄药、乙基黄药、Z-200等多种捕收剂捕收方铅矿[2],结果表明,乙黄药对该矿石中的方铅矿有较强选择性。为确定乙黄药的最佳用量,进行了乙黄药用量试验,结果见表6。

试验结果表明,捕收剂的用量在140～160g/t为宜,如果继续增加捕收剂的用量,乙黄药就会失去其选择性,到200g/t时,粗精矿中铅的品位由48.59%下降到40.09%,锌的品位却由4.20%增加到5.65%。综合考虑,本试验采用捕收剂用量为140g/t。

2.5 选锌药剂及用量试验

受硫酸锌抑制的闪锌矿易受到铜离子的活化,一般采用硫酸铜作为活化剂,采用丁基钠黄药作为捕收剂。经药剂用量条件试验,最终确定:石灰用量为1000g/t,硫酸铜用量粗选+扫选1+扫选2为150+50+50g/t,丁基钠黄药用量粗选+扫选1+扫选2为100+40+20g/t,起泡剂为2#油。

2.6 闭路试验

闭路试验采用图1所示的“铜铅混浮,尾矿选锌”工艺流程,其试验结果见表7。

从表7可知,原矿经过一次粗选、一次扫选、三次精选,所得铜铅混合精矿中铜品位为2.74%,铅品位为68.47%,铅回收率为88.01%,铜回收率为90.66%;铜铅混选的尾矿经过一次粗选、两次扫选、三次精选,所得锌精矿品位为47.28%,回收率为90.91%。

注:Ag品位为g/t。

3 结 语

1.该矿石中方铅矿、闪锌矿的嵌布粒度较粗,较易达到单体解离。但由于含有铜矿物,易产生铜离子对闪锌矿的活化,导致闪锌矿较难抑制。

2.该矿石中的铅矿物可浮性差异大,绝大部分可浮性好,少量的乙黄药就能浮选,部分铅矿物可浮性较差,因而造成锌精矿中含铅较高,这也是铅回收率难以提高的主要原因。

3.混合精矿中铜的品位为2.74%,有较高的回收价值,但委托方由于投资成本等方面的因素,暂未进行铜铅分离试验。

参考文献

[1]刘志彬,等.提高云南某铅锌矿回收率的选矿工艺研究[J].有色金属(选矿部分),2004(3):5~8.

多金属硫化物金矿 第3篇

1 矿石性质

1.1 矿石化学分析

1.1.1 矿石多元素分析

1.1.2 矿石金物相分析

1.2 矿石矿物组成

该矿石为碎裂岩型多金属硫化物含金矿石类型, 赋矿岩石均经历了强烈破碎和韧性变形, 矿石的组合比较复杂, 主要载金矿物为银金矿, 而且以独立的形式暴露于矿石中, 除此之外还可见到黄铜矿、斑铜矿、闪锌矿、辉钼矿, 其次还有黄铁矿和褐铁矿。脉石矿物主要有石英、白云母、碳酸盐、钾长石, 而且赋矿岩石强烈韧性变形, 矿石围岩强烈脆性破碎, 形成以糜棱结构和碎粒结构为主的结构特征。其中的大部分石英为残留的碎粒结构。粗粒石英被拉长形成定向结构。钾长石全部被破碎并且白云母化, 赋矿岩石的原岩主要为花岗岩类, 在动力变质过程中, 被强烈破碎和云英岩化, 成矿后碳酸盐交代, 为成矿后蚀变的主要热液矿物。矿石类型为碎裂蚀变岩型多金属硫化物含金矿石。

2 选矿试验研究

由矿物成分的研究结果可知, 该矿石主要回收元素为金, 还有少量的银, 通过物相分析, 87%的金为裸露或半裸露金。根据金矿物比重大、可浮性好的特点, 以及金的其它性质, 结合目前常用的回收金的方法, 对该矿石的选矿试验研究主要进行了以下几个流程的试验:浮选工艺流程, 离心-浮选流程, 原矿全泥氰化流程, 浮选-尾矿全泥氰化流程, 以达到回收金的目的。

2.1 浮选工艺流程及条件试验

2.1.1 浮选条件试验

条件试验共作了五组试验, 浮选磨矿细度试验, 抑制剂硅酸钠用量试验, 调整剂碳酸钠用量试验, 活化剂硫酸铜用量试验, 捕收剂种类试验。

2.1.2 浮选最佳条件试验

通过以上条件试验, 最终确定的最佳工艺条件为:磨矿细度-200目70%。调整剂:碳酸钠3000g/t。抑制剂:硅酸钠1500g/t。活化剂:硫酸铜400g/t。捕收剂:乙黄药50g/t配丁铵黑药50g/t。起泡剂:2#油32g/t。

最佳条件试验工艺流程为原矿磨矿粗选金精矿, 试验结果见表3。

从以上试验结果看出, 单一浮选工艺流程, 金精矿产率4.35%, 金回收率91.62%。

2.2 重选-离心机和浮选联合流程试验

重选-离心机和浮选联合试验工艺流程见图1, 试验结果见表4。

从以上试验结果看出, 离心机和浮选联合流程, 金精矿总产率14.11%, 金品位36.24g/t, 金回收率91.30%。

2.3 原矿全泥氰化浸金试验

原矿全泥氰化浸金试验主要进行了氰化钠用量试验。

试验固定条件:磨矿细度-200目90%, 矿浆浓度40%, 石灰预浸30分钟, 石灰用量2500g/t, 浸出时间24小时。

试验变化条件:氰化钠用量分别为1000g/t, 1500g/t, 2000g/t, 2500g/t, 3000g/t, 5000g/t。

原矿全泥氰化浸出试验工艺流程见图2, 试验结果见表5。

从试验结果可看出, 氰化钠用量2500g/t效果就较好, 金的浸出率98.21%。浸渣中含银7.62g/t, 银的浸出率52.99%。

2.4 浮选-尾矿全泥氰化浸金试验

从浮选试验结果可看出, 浮选尾矿还含有0.5~1.0g/t的金, 这部分金因嵌布粒度细, 呈包裹金包在其它矿物中, 浮选方法不易回收, 这部分金约占总金的10%左右, 对这部分金用全泥氰化方法进行回收。

浮选固定条件:磨矿细度-200目70%, 调整剂:碳酸钠2000g/t, 硅酸钠1500g/t, 活化剂:硫酸铜400g/t, 捕收剂:丁黄药50g/t, 丁铵黑药50g/t, 起泡剂:2#油32g/t。

尾矿全泥氰化固定条件:磨矿细度-200目70%, 浸出浓度40%, 石灰预浸30min, 石灰用量2500g/t, 浸出时间24h。

变化条件:氰化钠。氰化钠用量分别为:200g/t, 500g/t, 1000g/t, 1500g/t。

浮选-全泥氰化试验工艺流程见图3, 试验结果见表6、表7。

从以上试验结果看出, 浮选-全泥氰化浸金流程, 98.28%的金得到了回收。尾矿浸金氰化钠用量1500g/t比较合适。浸渣中含银9.15g/t, 银的总回收率46.82%。

3 结论

多金属硫化物金矿 第4篇

在多金属硫化矿中,由于某些矿物浮游性质十分接近,矿物嵌布极细,结构复杂,氧化严重,含泥量多等,造成回收利用困难。且随着矿产资源的不断开采利用,有限的矿物资源变得越来越贫乏,矿产资源向贫、细、杂、难的特点不断发展,使用常规的药剂和选矿工艺难以得到较好的选别指标[1]。多年来,国内外选矿工作者对多金属硫化矿分离进行了大量的研究,在浮选新技术方面取得了许多新的研究成果。本文即以单一工艺方法为脉络介绍了复杂多金属硫化矿浮选新技术研究的现状。

2 复杂多金属硫化矿浮选新技术研究现状

2.1 电化学处理浮选工艺

2.1.1 电化学调控浮选

电化学调控浮选技术,包括外加电场浮选、调整矿浆电位浮选和原生电位浮选几种工艺[2]。芬兰的Leppinen Jo J[3]等研究了从复杂硫化矿中分选铜和锌的电化学控制。结果表明,对于铜的浮选,最佳的电位应控制在+50～+150mV;而对锌的浮选,最佳的电位应控制在-150mV的低电位。维提V[4]等人提出了一种使用浮选气体(空气、氮气等)的方法控制电位浮选(添加化学调控剂)。对铜铅锌复杂多金属硫化矿,可在整个浮选阶段使电位保持恒定,比不控制电位时,提高了铜矿物浮选的选择性。帕那亚托夫V等试图不用抑制剂,直接在浮选槽中应用电化学处理的方法实现铜锌分离,电极材料的选择是根据要抑制的矿物的电物理特性确定的。首先,控制黄铁矿的表面电位来抑制黄铁矿,然后通过改变矿物表面的功函数而抑制闪锌矿。电化学处理视矿物的导电类型n-型半导体或p-型半导体而定。研究表明,所提出的电化学处理技术可成功地应用于铜锌矿石和精矿的分离,该工艺用于土耳其的Cayli铜矿,得到的铜精矿含锌小于2%,而该厂常规浮选的铜精矿中锌含量为4.6%。俄罗斯乌拉尔铜锌选厂在浮选机安装电化学装置。工业试验表明,在铜锌硫混合浮选回路中应用该装置可以强化浮选,当阳极极化矿浆电位为+1.0～+2.0V时,能显著提高铜、锌、硫的回收率[5]。芬兰奥兰昆普公司研制的OK-PCF电位监控系统可直接控制浮选过程中矿物的电化学电位。它不仅考虑了矿物表面的疏水性,而且还考虑了矿浆中一系列化学因素和物理因素对矿物表面和浮选过程的影响,为正确控制浮选过程提供了科学、简便的方法。该系统已在Vihamti铜铅锌矿和Pyhazalmi铜铅锌黄铁矿矿山应用。据报道,自采用OK-PCF法电位控制以来,利润提高了10%～20%,而且捕收剂和石灰用量减少了2/3[6]。某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮铜铅分离混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18.13%、铜回收率55.41%的铜精矿,含铅50.20%、铅回收率83.29%的铅精矿和含锌49.75%、锌回收率86.17%的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高[7]。对于硫化铅锌矿,电位控制浮选是值得普遍推广的。可以预见,随着硫化矿浮选电化学理论及工艺研究的深入发展和完善,必将产生硫化矿浮选及分离工艺重大变革。

2.1.2 闪速浮选

闪速浮选是以我国中南大学为主开发的一项浮选新技术,其基本思路源自浮选电化学原理:不同的硫化矿物在不同酸碱度的矿浆中与浮选药剂作用后,其可浮性有所差异,并且这种差异值随着矿浆pH值的变化而变化。该技术首先通过试验确定目的分选矿物出现最大可浮性差异的pH值,然后调整矿浆的pH值快速地实现目的矿物的分离,实现短流程作业,体现早收、多收、快收的原则,提高资源的综合利用效率和效益。闪速浮选新技术与传统浮选技术比较,其工艺的主要技术特点有:(1)利用pH值、矿浆电位、浮选药剂的联合作用机理,在高碱条件下实现目的分选矿物颗粒的分离;(2)与传统的高碱电位调控流程有所区别,一是强化了快选作业,及时获得了高质量的浮选精矿,而较难浮的目的矿物颗粒,在后续流程中产出,精矿有2个出口;(3)选别药剂制度不同。云南蒙自白牛厂银多金属矿采用分段高碱闪速浮选新工艺,以改善铅、锌、银、铟等金属的综合选别效果。该工艺在白牛厂选矿厂应用后,与原工艺相比,生产指标显著提高,铅精矿含锌降到4.2%,铅精矿品位提高9.95%,回收率提高1.5%,锌精矿品位提高1.88%,锌的回收率提高6.63%,达到铅精矿降锌和提高精矿质量和回收率的目的,且药剂耗量大幅度降低,分选流程简化,取得了显著的经济效益[8]。

2.2 细粒浮选工艺

2.2.1 絮团浮选

絮团浮选时首先将待浮矿粒进行选择性团聚,以改善细粒矿物的浮选性能,然后对形成絮团的细矿粒进行常规的浮选。絮团浮选法的核心是待浮选细矿粒的选择性疏水絮凝。它包括分散、选择性疏水化和疏水絮团的形成。除天然疏水性矿物外,一般都是通过捕收剂吸附在待浮选的矿粒上使矿粒选择性疏水化。通过机械搅拌,向疏水的矿粒输入动能,克服能垒,从而形成疏水絮团。疏水絮凝主要决定于矿粒的疏水程度,添加非极性油或疏水的粗颗粒通常可大大增强疏水絮凝作用。墨西哥Rey de Plata矿石(金属硫化矿)絮团浮选研究结果表明,由PAX和动量输入引起的絮凝,可大幅度提高细粒方铅矿和闪锌矿的可浮性。Rey de Plata矿石絮团浮选表明,絮团浮选不仅可以回收细粒有用矿粒,降低有用矿物在尾矿中的损失,而且可以通过加速有用矿物的浮选速度,大幅度提高精选分离效率[9]。絮团浮选是从细粒浸染矿石中回收方铅矿和闪锌矿的有效方法。

2.2.2 载体浮选

载体浮选是在常规浮选设备条件下,利用浮选体系中同类矿粒的粗粒效应与载体作用,实现细粒矿物的浮选回收。载体浮选技术解决了复杂铅锌硫化矿细泥、锡石细泥和细粒硫化-氧化混合矿、细粒硫化铜矿和细粒钛铁矿的浮选分离的难题,使得矿物浮选分离的选择性提高。该技术具有流程简单、药剂用量少、分选指标高、稳定性高的特点。中南大学研制的粗粒载体铜铅锌锡矿细粒浮选新技术,针对我国在开采矿石方面现有的浮选技术回收微细粒矿物效果差,贫、细、杂矿产资源流失严重的问题,在传统的浮选工艺中进行了“药剂调节”和“粒度调节”两大方面的理论及新工艺研究[10]。由中南大学、深圳中金岭南股份有限公司凡口铅锌矿开发的新技术利用浮选体系中同类矿粒的粗粒效应与载体作用,在常规粗粒(-0.074mm)浮选设备条件下,实现了细粒矿石的浮选回收,在国内外首次将该技术用于工业生产。针对硫化铅锌矿,以原矿作为粗粒载体加入至矿泥系统的技术方案,与矿泥单独浮选相比,提高铅回收率6.0%、锌12.0%以上;针对细粒锡石矿石,采用凝聚-载体浮选技术,与常规浮选相比,提高锡金属回收率6.0%以上;针对硫化氧化混合铜矿,利用硫化矿粗精矿的粗粒效应,用粗粒硫化矿回收细粒氧化矿,同时将硫化矿精矿与氧化矿精矿合并,解决了浓密机溢流中金属损失难题;加入一段粗粒单体铜矿物精矿作为载体,形成“铜矿石优先-载体浮选工艺”。针对-0.019mm钛铁矿,采用选择性疏水聚团浮选技术和粗颗粒载体浮选技术,提高了细粒钛铁矿的浮选效果[10]。

2.3 磁处理浮选工艺

采用综合力场选矿是目前综合回收资源的趋势之一,磁处理浮选是磁场力作用于浮选用水、矿浆或药剂,改善浮选指标的一种新方法。我国江西理工大学选矿研究室邱廷省、付丽珠[11]教授等对白钨矿、硫化铜矿、萤石矿及金矿等进行了磁处理浮选试验,结果表明,磁处理通常能提高有用矿物回收率3%～8%,提高品位2%～4%,且药剂用量能节省10%～20%。理论研究结果表明,磁处理能改变水系(矿浆、水、药剂)溶液的物化性质,改变药剂与矿物表面作用的选择性,增大捕收剂在矿物表面的吸附量,从而提高浮选指标。

2.4 生物浮选工艺

生物选矿方法是近年来兴起的一种新的选矿方法,它具有分选效果好,工艺简单,生产成本较低,不污染环境等许多优点。生物选矿是通过矿石与微生物作用,从矿石中选择性地除去非目的矿物组分,从而使有用矿物富集。国外的一些研究表明,用不同的硫化矿物驯服培养出的菌株对各种硫化矿物可浮性的影响存在着较大的差别,这样就可按照需求,人工培养出选择性很好的生物抑制剂,这样的菌株对于多金属复合矿的分离有很大的潜力[12]。生物浮选技术目前研究较多的有以下五方面:(1)用细菌改变某些矿物的表面性质(特别是润湿性),增加矿物间可浮性的差异;(2)生物浮选在煤炭脱硫上的应用研究;(3)生物絮凝法在选矿上的应用研究;(4)微生物用作其他浮选药剂;(5)用微生物及其代谢产物处理传统浮选药剂,提高药剂的功效。微生物与矿物相互作用将对选矿产生以下结果:(1)微生物附着在矿物基质上,形成生物膜;(2)发生生物催化氧化、还原、络合和沉淀反应;(3)细菌细胞和代谢物与矿石基质中的不同矿物组分作用,改变它们的性质。Marshall[13]为了说明细菌作用产生的这种表面化学变化的意义,用与硫氧化硫杆菌作用前后的方铅矿和闪锌矿单矿物进行浮选试验。与细菌作用后,方铅矿的浮选回收率大幅度降低,从没有细菌时的100%降至生物处理后的10%,而无论是否有浮选药剂存在时,生物处理均能促进闪锌矿浮选。从所获得的结果可作出以下结论:方铅矿与细胞作用2h后几乎被抑制,而闪锌矿完全浮起。与其作用产物(硫酸盐和氢氧化物)性质相一致,细胞在方铅矿和闪锌矿上的吸附量有很大的不同,这是方铅矿和闪锌矿与细胞作用后浮选行为相反的主要原因,这与Yell等人利用氧化亚铁硫杆菌生物处理闪锌矿和方铅矿时对其可浮性的影响是类似的。用方铅矿和闪锌矿人工混合样(1∶1)进行选择性絮凝试验,所获得的结果也证实了在选矿过程中微生物对氧化矿物和硫化矿物表面性质变化的作用。亦有试验证实自营养细菌(硫氧化硫杆菌)可诱导闪锌矿的浮选,抑制方铅矿。目前通过许多基础性研究和应用研究工作,已经发现和培养出适合工业条件下应用的作用力强、选择性好、成本低的高效低耗菌,为微生物选矿的工业应用展示了美好的前景。

3 结 语

对多金属复杂硫化矿浮选的研究历来是选矿工作者关注的课题,目前在浮选工艺技术方面的研究已取得了较好的进展,并在生产中取得了显著的经济效益。可以说,在有色金属硫化矿资源日益趋于枯竭的今天,加强浮选理论的研究、开发出高效的浮选新工艺新技术仍是多金属共生硫化矿选矿研究的重点和发展方向。

摘要：介绍了复杂多金属硫化矿浮选新技术研究现状,并对电化学浮选、细粒浮选、磁力浮选、生物浮选等新工艺和新技术进行了讨论和分析,指出开发高效浮选新技术仍是多金属共生硫化矿选矿研究的重点和发展方向。

多金属硫化物金矿 第5篇

硒是一种非金属元素, 在地壳中的丰度含量大致为0.05ppm, 通常极难形成独立的工业矿床, 主要伴生存在含铜、铅锌、镍、铁等的硫化矿物中。然而硒的用途非常广泛, 目前可运用于冶金、玻璃、陶瓷、电子、太阳能、饲料等众多领域。随着硒的需求量不断增长, 以及矿产开发和物料综合利用能力的提升, 例如矿石、铜阳极泥、硫酸渣甚至煤中硒含量的测定也越来越受关注[1~4]。当前, 对于矿石中硒的测定方法中, 比较常见的有3, 3′-二氨基联苯胺分光光度法、石墨炉原子吸收光谱法、催化极谱法、氢化物发生-原子荧光光谱法等。

本实验室一直以来在地质实验测试范围内, 测硒均采用氢化物发生-原子荧光光谱法, 由逆王水和高氯酸分解对样品进行前处理。但该方法在测定化探土壤样品时异常情况较少, 测定一些有色金属矿石中硒时不太理想, 重复测定结果偏差较大。经过实验分析推测认为分析试液中相对高浓度的过渡元素干扰了硒的测定, 而且在酸溶处理过程当中容易出现分解不充分和损失的情况。本文最后通过一定的实验验证, 借鉴了艾斯卡试剂烧结法对矿石中的硒进行分离测定, 有效减少了测定过程中的基体干扰, 测定结果令人满意。

1 实验部分

1.1 实验原理

矿样与艾斯卡试剂从低温起至750~800℃下进行烧结半熔, 艾斯卡试剂中的氧化锌熔点高可预防碳酸钠在灼烧时融化, 烧结过程中各种复杂的固气相反应使得混合物保持松散的状态, 矿物接触面积更大而氧化更快更完全。分解后经热水提取, 样品中的铜铅锌镍镉钴等重金属元素因形成相应的碳酸盐沉淀下来, 硅也以硅酸锌形式难溶于水, 硫硒则形成稳定的含氧酸盐进入溶液, 至此达到了分离的效果。分取一定溶液进行酸化后, 在30%以上的盐酸介质下加热至80~90℃可使Se (Ⅵ) 转化为Se (Ⅳ) , 最终与KBH4作用产生Se H4经由原子荧光光度计完成测试。

1.2 仪器及工作条件

仪器:AFS-830a双道原子荧光光度计 (北京吉天仪器有限公司) , 配硒高强度空心阴极灯。

工作条件:灯电流80m A、负高压300V、蔽气流量800m L/min、原子化器高度8mm、原子化温度200℃、积分时间10s。

1.3 标准溶液和主要试剂

Se (Ⅵ) 标准储备溶液[ρ (Se) =1mg/m L]:购自国家标准物质研究中心。

5% (V/V) HCl:量取50ml浓盐酸, 用水定容至1000ml。

Se标准溶液[ρ (Se) =10.0μg/m L]:移取1.00ml Se标准储备溶液, 用5% (V/V) HCl定容至100ml。

Se标准溶液[ρ (Se) =1.00μg/m L]:移取10.00ml 10.0μg/m L Se标准溶液, 用5% (V/V) HCl定容至100ml。

KBH4溶液[ρ (KBH4) =20g/L]:称取20g KBH4溶于1000m L5.0g/L KOH溶液中, 摇匀, 使用时临时配制。

Fe Cl3溶液[ρ (Fe3+) =25mg/m L]:称取60.9g Fe Cl3·6H2O于250m L烧杯中, 加入150m L浓盐酸溶解, 移入500m L容量瓶中, 用水稀释至刻度, 摇匀, 备用。

艾斯卡试剂:将Na2CO3和Zn O按质量比3:2混合, 研磨、混匀, 备用。

(上述试剂中固体药品均为分析纯, 浓盐酸为优级纯, 水为高纯水。)

1.4 样品分析流程

1.4.1 样品前处理

称取0.1~0.5g样品 (精确至0.0001g) 放置到预先铺好2.5g艾斯卡试剂的瓷坩埚中, 用玻棒充分搅拌均匀再覆盖1.5g艾斯卡试剂, 放入马弗炉中低温起升温至750~800℃, 烧结1h左右。取出进行冷却, 用热水浸泡提取坩埚, 若遇溶液呈绿色则加入几滴乙醇加热使沉淀完全, 待充分冷却后转移至50ml容量瓶, 加水稀释至刻度, 摇匀。静置一段时间后, 准确移取上层清液20~150ml高型烧杯, 用浓盐酸调至无气泡反应后过量15ml, 放置于90℃恒温水浴锅中加热30min, 取下后补加5ml浓盐酸并冷却至室温, 转移至50ml容量瓶中, 加入2m L 25mg/m L Fe Cl3溶液并加水至刻度摇匀待测。随同样品做试剂空白。

1.4.2 标准系列溶液的配制

分别移取1.00μg/m L Se标准溶液0.00ml、1.00ml、2.00ml、4.00ml、8.00ml、至150ml高型烧杯, 加入1+1HCl 40ml, 放置于90℃恒温水浴锅中加热30min, 取下后补加20ml浓盐酸并冷却至室温, 转移至100ml容量瓶中, 加入2m L 25mg/m L Fe Cl3溶液并加水至刻度摇匀备用。此时标准系列浓度分别为:0.0ng/ml、10.0ng/ml、20.0ng/ml、40.0ng/ml、80.0ng/ml。

1.4.3 上机测试

标准系列溶液和样品溶液经由原子荧光光度计测得荧光强度, 分别以荧光强度和纳克浓度为纵坐标和横坐标, 绘制工作曲线, 将样品扣除试剂空白后的荧光强度通过曲线方程计算获得其纳克浓度并最终计算出样品中硒的含量, 通常为ppm数量级别。

2 结果与讨论

2.1 实验条件的选择

根据文献资料[1]的实验结果表明, KOH起稳定KBH4作用, 过高能使待测溶液中的金属离子水解, 浓度5%即可;KBH4是氢化物发生的关键, 其浓度不宜低于20g/L, 但太高则会因为氢气发生速率太大而噪声过大不利于检测;硒的预还原受酸度和加热时间的影响, 根据表1我们最终选择40%的HCl (V/V) 和30min的水浴时间。

2.2 主要的干扰离子实验

有色多金属矿中的成分复杂多变, 含量差异大。本文结合湘南地区矿产特点, 按照实验步骤1.4.2, 在40ng/ml的Se标准中加入不同浓度的Cu2+、Pb2+、Zn2+、Sn4+、Ni2+、Bi2+、Sb3+、Cr6+、Ca2+、Fe3+、Mn2+、F-、WO42-、SO42-、PO43-, 以实际测定浓度出现15%以上偏离的情况判定该项干扰成立, 并以0.5g样品的实验步骤反算出现干扰时干扰物的大致含量。最终实验结果如表2所示, 其中“+”表示测定值偏高而“-”表示偏低。

注: (1) 含钨高在加热过程中容易出现钨酸沉淀;加入量 (1) 以氧化物计; (2) 、 (3) 以元素计。

结合实验的特定条件并考虑测试误差, 对于一般多金属矿石, 可以判断出铜铋铬对硒的测定有负干扰, 而铅则有明显的正干扰。由此结论, 亦可凸显出针对烧结法分离测定Se元素的优越性。

2.3 艾斯卡试剂用量的选择

选择GBW07163和GBW07164两个多金属矿石的标样, 在不同艾斯卡试剂用量的条件下, 根据实验步骤各称取0.5g进行双份的平行测试, 结果如表3所示。不难看出, 艾斯卡试剂用量低于4.0g, 结果略偏低, 故而选择4.0g艾斯卡试剂作为分离Se的烧结半熔剂。

2.4 分离效率试验

在2.3的实验过程中, 同时对样品的分析溶液中Pb Cu Bi等主要干扰元素的残留含量进行了测定, 分离效率都达到了95%以上, 效果理想;高效的分离使得硒的荧光信号相对稳定, 对样品中更低含量的Se也有更好的检出能力。

2.5 方法检出限和加标回收实验

本实验Se标准系列浓度为0.0ng/m L、10.0ng/m L、20.0ng/m L、40.0ng/m L、80.0ng/m L, 工作曲线方程式为I=10.381·C+107.16, 线性相关系数0.99986。按照国际纯粹和应用化学联合会 (IUPAC) 推荐的方法, 在仪器设定的最佳状态下, 对样品空白的分析溶液进行荧光强度测定11次, 以其标准偏差与工作曲线斜率比值的3.3倍测得本实验的仪器检出限为0.08ng/ml, 同时考虑取样量与稀释体积得出方法检出限为0.041μg/g。

选取3个有代表性的有色金属类委检矿样, 以0.2000g富铜 (银) 矿石成分分析标准物质GBW07164替代Se标准加入, 经过同样的实验流程测得数据如表4所示。

3 结语

原子荧光光谱法测矿石中硒, 除样品的分解外还有两个关键:①硒的预还原;②氢化物发生过程中各种干扰的消除。本文采用的艾斯卡试剂烧结半熔法, 适用于各种有色金属矿石中硒的测定, 而且无需甄别矿石中主成分的含量, 不仅提高了精准度, 也降低了分析成本, 对仪器的维护保养也有利。但在应用时应当注意以下几点:

(1) 称样量不宜太多, 以保证分离效率, 避免分析试液中滞留太多干扰离子。

(2) 样品经烧结提取后, 溶液不宜放置时间过长, 以防沉淀的吸附效应。

(3) 所使用的器皿应在50%的HNO3 (V/V) 中浸泡足够时间 (推荐24h) , 冲洗干净备用, 否则可能会出现干扰物残留而影响下次测定。

(4) 原子荧光光谱仪型号不同, 其工作条件也不完全一致, 有必要针对不同样品优化工作条件。

参考文献

[1]唐琼.原子荧光光谱测定铜、锰、硒的方法研究[D].广西大学, 2013.

[2]彭天照, 张旭.硒分离提取技术及其研究现状[J].稀有金属与硬质合金, 2008, 04:46~48.

[3]金宇.蒸气发生-原子荧光光谱分析技术在矿产品重金属元素分析中的应用[D].东华大学, 2014.