金精矿氰化尾渣中硫化矿物高效浮选分离研究

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金精矿氰化尾渣(以下简称氰渣)中通常含有一定量的有价金属矿物,如黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿等;由于氰渣中的硫化矿物表面已吸附了CN-,使得浮选分离十分困难。本文针对吸附了CN-的硫化矿难选问题,进行了CN-在硫化矿表面吸附特性研究,并对山东中矿金业股份有限公司提供的氰渣中的硫化矿物高效浮选分离进行了研究,旨在为氰渣中硫化矿浮选分离奠定理论与试验研究基础。
  本文首先研究了氰化钠在黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿表面的吸附特性,氰化钠加入量与氰渣浮选时CN-的含量一致,主要考察了吸附时间、矿浆pH值和矿浆浓度等条件对吸附过程的影响;旨在分析氰化浸出过程中,CN-在不同硫化矿物表面吸附并对后续浮选产生抑制作用的机理。试验结果表明,硫化矿表面对CN-的吸附是一个快速吸附过程,在吸附时间为1min、氰化钠浓度100.0mg·L-1、矿物用量2.0g、pH值9.5、吸附温度25℃及搅拌转速1200r·min-1的试验条件下,CN-在黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿表面的吸附率分别达到71.09%、63.77%、84.13%和90.60%;CN-与黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿表面的吸附符合朗格缪尔吸附等温模型,是单分子层化学吸附。
  在丁基黄药和乙硫氮体系下,针对吸附CN-后(Cyanide Treatment—CT)的黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿(以下简称CT-黄铜矿、CT-方铅矿、CT-黄铁矿,CT-闪锌矿)进行单矿物浮选试验,旨在研究氰渣中硫化矿物浮选分离规律。试验结果表明:在pH值6.0和丁基黄药用量40mg·L-1的条件下浮选CT-黄铜矿,回收率为74.42%;在pH值9.5及乙硫氮用量30mg·L-1的条件下浮选CT-方铅矿得到了回收率84.48%的试验结果;而丁基黄药和乙硫氮对CT-黄铁矿和CT-闪锌矿的浮选效果并不理想。
  采用溶液化学分析、接触角和Zeta电位等分析手段进一步研究了CN-在硫化矿物表面的吸附机理,以及捕收剂丁基黄药和乙硫氮在CT-硫化矿表面的作用机理。溶液化学分析结果表明,黄铜矿、黄铁矿和闪锌矿受到氰根离子的抑制作用相对较强,方铅矿受到抑制作用最弱;丁基黄药和乙硫氮在CT-硫化矿物表面与CN-以化学键合吸附的形式发生竞争吸附,当捕收剂的吸附作用强于CN-时,可实现CN-抑制作用下的硫化矿物的浮选回收。接触角检测结果表明,氰化钠能够降低黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿表面的接触角,从而降低了矿物表面的疏水性;而后续加入的丁基黄药和乙硫氮能提高CT-硫化矿物表面的接触角,从而增加了矿物的可浮性。Zeta电位检测结果表明,在pH值为9.5时,CN-与黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿表面相互作用时均不存在静电吸附,丁基黄药和乙硫氮与CT-黄铜矿、CT-方铅矿、CT-黄铁矿和CT-闪锌矿表面的相互作用中均不存在静电吸附;而在浮选回收CT-黄铜矿时(pH值为6.0),CN-在黄铜矿表面的吸附作用和乙硫氮对CT-黄铜矿的捕收作用中可能存在静电吸附。
  采用MaterialsStudio(MS)8.0软件中的Dmol3模块构建了CN-、丁基黄药和乙硫氮的结构,利用CASTEP模块建立黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿的晶胞结构,并通过XRD的模拟计算值与实测值比较,确定了MS软件模拟计算的正确性。在CASTEP模块下构建了CN-、丁基黄药和乙硫氮与硫化矿物表面吸附模型,并计算了CN-、丁基黄药和乙硫氮与硫化矿物表面作用的吸附能。根据吸附前后矿物表面活性位点原子Mulliken电荷和Mulliken键布居、HOMO和LUMO的能级差,探究了硫化矿物表面晶体化学性质,分析了药剂在矿物表面吸附作用的机理。MS计算结果表明:CN-在矿物表面以C原子与金属原子成键的形式吸附,丁基黄药和乙硫氮在黄铜矿和黄铁矿表面是以S1和S2形成的离域兀键的形式作用的,共价性较强。乙硫氮在方铅矿表面吸附时有较多的电子转移,丁基黄药在黄铜矿表面吸附时有较多的电子转移。丁基黄药和乙硫氮与CN-在黄铁矿和闪锌矿表面的HOMO和LUMO能级差相近,即吸附作用强度相近,不能显著降低CN-对黄铁矿和闪锌矿的吸附抑制作用。
  最后针对山东中矿金业股份有限公司提供的氰渣进行了浮选条件试验、浮选开路试验和浮选闭路试验。根据该氰渣的工艺矿物学特性和实际生产的需求,最终确定了铜和铅为主要回收对象,并依据CN-对铜、铅矿物抑制作用的差异,进行了先回收铅,再回收铜的优先浮选工艺,得到了铅品位21.07%、铅回收率61.21%的铅精矿和铜品位10.75%、回收率62.69%的铜精矿。
  本文的研究成果,对金精矿氰化尾渣中硫化矿物的浮选分离与综合利用具有指导意义。
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