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    從錳銀礦濕法提銀的尾礦中回收銀的研究

    2015-01-26 03:27:02于元進
    中國錳業(yè) 2015年1期
    關鍵詞:濕法尾礦

    于元進

    (洋縣釩鈦磁鐵礦有限責任公司,陜西 洋縣 723300)

    從錳銀礦濕法提銀的尾礦中回收銀的研究

    于元進

    (洋縣釩鈦磁鐵礦有限責任公司,陜西 洋縣723300)

    摘要:某錳銀礦礦山生產(chǎn)中采用氰化浸出回收銀,多年生產(chǎn)得到的尾礦中銀品位68 g/t,錳品位4.6%。用重選—常溫酸浸工藝對該尾礦中銀的回收進行了研究,考查了重選、浸出過程中酸的用量、浸出時間和攪拌速度等因素對銀浸出率的影響。結果表明,重選得到錳銀粗精礦后,在質量濃度為15%的氯化鈉溶液中,硫酸用量為40 kg/t,常溫下攪拌浸出48 h,銀的浸出率為72.5%,尾礦中的銀得到了較好的回收。

    關鍵詞:銀錳礦;濕法;浸出;尾礦

    0前言

    錳銀礦是重要的銀礦資源[1]。錳銀礦按其錳礦物類型可分為氧化型、硫化型、碳酸鹽型和氫氧化型,其中氧化型錳銀礦是我國已探明的主要含銀類型[2]。錳銀中的銀主要以兩種形式存在,一是以獨立的銀礦物產(chǎn)出,二是以類質同象形式分布于錳礦物中。銀的獨立礦物可用浮選法回收或直接浸出[3];錳礦物中銀,一般先得到銀錳磁選粗精礦后再進行銀錳分離[4]。銀錳分離的方法主要有還原焙燒法[5]、還原劑還原法[6-7]、細菌堆浸法和氯化焙燒法等[8]。這些方法均能有效改變銀錳礦中MnO2的物質結構和組成,使銀暴露后再回收。

    某錳銀礦含銀200~400 g/t,采用全泥氰化浸出回收銀。銀浸出渣(尾礦)中還含有68 g/t的銀和品位為4.6%的錳,仍然具有回收利用價值。本文采用重選—常溫酸浸工藝對該尾礦中銀的回收進行了研究,取得了較好的指標,可以作為同類型礦山的尾礦綜合利用的工藝參考。

    1試驗材料與方法

    1.1 礦樣與試劑

    礦樣取自某錳銀礦礦山,為該礦氰化浸銀后的尾礦。礦樣中金屬礦物主要有硬錳礦、軟錳礦、褐鐵礦,非金屬礦物以石英為主。礦樣粒度-0.074 mm占83%。試驗用硫酸(質量濃度93%)、氯化鈉均為工業(yè)品。

    礦樣多元素分析見表1。

    1.2 試驗方法與原理

    將礦樣用水調成固體濃度為25%左右的礦漿,用實驗室小型螺旋溜槽進行重選,得到錳銀粗精礦。將錳銀粗精礦與質量濃度為15%的氯化鈉溶液混合調成礦漿,置于耐酸反應器中,溶液與錳銀粗精礦的體積質量比為2∶1,在礦漿中緩慢加入硫酸,攪拌,反應結束后進行液固分離,得到浸出液和浸出渣,根據(jù)錳銀粗精礦、浸出液和浸出渣中Ag的含量,計算Ag浸出率。

    試驗所用礦樣為全泥氰化浸出的尾礦,可以推斷,礦樣中的Ag應當是以類質同象形式分布于錳礦物中的未被浸出的Ag。錳礦物的密度較大,如軟錳礦密度為4.3~5.0 g/cm3,硬錳礦密度為3.7~4.7 g/cm3,與密度為2.65 g/cm3左右的石英類脈石有較大的密度差[9],可以實現(xiàn)重選分離,從而實現(xiàn)錳銀的富集。

    在飽和或接近飽和的氯化鈉溶液中,加入H2SO4,將發(fā)生如下反應:

    H2SO4+NaCl→HCl+Na2SO4

    MnO2+HCl→MnCl2+Cl2+H2O

    Cl2+Ag→AgCl

    AgCl+NaCl→NaAgCl2

    由于反應產(chǎn)生的NaAgCl2是可溶性物質,從而實現(xiàn)Ag的浸出。

    2結果與討論

    2.1 重選

    重選在螺旋溜槽上進行,礦樣經(jīng)重選后得到兩個產(chǎn)品,即錳銀粗精礦和重選尾礦。通過控制錳銀粗精礦的產(chǎn)率,考查礦樣重選分離的效果,結果如表2。

    表2表明,當控制錳銀粗精礦的產(chǎn)率為20%左右時,可以得到Ag品位300 g/t左右,Mn品位20%左右的錳銀粗精礦,Ag的回收率85%左右,Mn的回收率>80%。

    2.2 銀的浸出

    以重選分離得到的錳銀粗精礦作為試樣,進行Ag的常溫浸出試驗??刂浦剡x中錳銀粗精礦的產(chǎn)率為20%左右,得到足夠進行浸出試驗的錳銀粗精礦試樣,試樣中Ag品位為290 g/t,Mn品位18.8%。影響銀浸出效果的因素有H2SO4用量、浸出時間和攪拌速度等,試驗考查了上述因素與Ag浸出率的關系。

    2.2.1H2SO4用量對Ag浸出的影響

    H2SO4用量主要是由錳銀粗精礦中Mn的金屬量決定。考慮到礦樣中含錳4.6%,重選后80%左右的Mn進入錳銀粗精礦,因此,對尾礦礦樣,80 kg/t左右的H2SO4用量可以在理論上完全將錳銀粗精礦礦樣中的Mn溶解。以H2SO4用量80 kg/t為上限,常溫下攪拌浸出48 h,攪拌速度為600 r/min,考查Ag的浸出率與H2SO4用量的關系,結果如圖1。

    由圖1可知,H2SO4用量在40 kg/t以下時,隨著H2SO4用量的增加,Ag的浸出率明顯升高;H2SO4用量超過40 kg/t后,Ag的浸出率增加不顯著。因此,H2SO4用量以40 kg/t左右為宜。

    2.2.2浸出時間對Ag浸出的影響

    H2SO4用量為40 kg/t,常溫下攪拌浸出,攪拌速度為600 r/min,考查Ag的浸出率與浸出時間的關系,結果如圖2。

    由圖2可知,Ag的浸出率隨著浸出時間的增加而升高;浸出時間超過48 h后,Ag的浸出率只是緩慢增加。因此,浸出時間用量以48 h左右為宜。

    2.2.3攪拌速度對Ag浸出的影響

    H2SO4用量為40 kg/t,常溫下攪拌浸出48 h,考查Ag的浸出率與攪拌速度的關系,結果如圖3。

    由圖3可知,在攪拌速度400~1 000 r/min范圍內,Ag的浸出率與攪拌速度的關系不明顯。因此,攪拌速度控制在600 r/min左右即可。

    3結語

    以某錳銀礦氰化浸銀后的尾礦為試樣,用重選—常溫酸浸工藝對該尾礦中銀進行回收研究,考查了重選、浸出過程中酸的用量、浸出時間和攪拌速度等因素對銀浸出率的影響。結果表明,試樣中銀品位68 g/t,錳品位4.6%時,重選可以得到產(chǎn)率為20%左右、Ag品位300 g/t左右、Mn品位20%左右的錳銀粗精礦,Ag的回收率85%左右,Mn的回收率>80%。

    重選得到錳銀粗精礦后,在質量濃度為15%的氯化鈉溶液中,硫酸用量為40 kg/t,常溫下攪拌浸出48 h,銀的浸出率為72.5%。

    參考文獻:

    [1]DZ/T 0214-2002,銅、鉛、鋅、銀、鎳、鉬礦地質勘察規(guī)范[S].

    [2]余秀麗,孫亞光,尚紅衛(wèi). 中國含銀錳礦資源分布及屬性研究[J]. 中國錳業(yè),2009,27(3):1-5.

    [3]郭秀平,吳艷秋,李朝輝,等. 某低品位錳銀礦強磁選工藝研究[J]. 礦產(chǎn)綜合利用,2004,24(1):7-9.

    [4]張小云,田學達,劉樹根,等. 鐵錳多金屬礦綜合利用新工藝研究[J]. 中國有色金屬學報,2005,15(4):650-654.

    [5]吳文偉. 銀錳精礦焙燒—硫酸浸出提銀新工藝[J]. 有色金屬,2004,56(1):48-50.

    [6]余麗秀,楊卉蓬,王秋霞,等. 有機還原劑處理銀錳礦新工藝研究[J]. 礦產(chǎn)保護與利用,2002,21(2):38-40.

    [7]張小云,田學達. 纖維素還原低含量軟錳礦制備硫酸錳[J]. 精細化工,2006,23(2):195-197.

    [8]Jiang Tao, Yang Yongbin. Simultaneous leaching of manganese and silver from manganese-silver ores at room temperature[J]. Hydrometallurgy, 2003, 69(1-3):177-186.

    [9]任覺世. 工業(yè)礦產(chǎn)資源開發(fā)利用手冊[M]. 武漢:武漢工業(yè)大學出版社,1993.

    歡迎訪問《中國錳業(yè)》網(wǎng)站

    www.zgmyzz.com

    Recovery of Silver from the Tailings Produced by Treating Silver-manganese Ore

    YU Yuanjin

    (ThecountyvanadiumtitaniummagnetiteCo.,Ltd,Yangxian,Shanxi723300,China)

    Abstract:In a silver-manganese ore, cyanide leaching is used to recover silver. In the tailings, the grades of Ag and Mn are 68 g/t and 4.6%, respectively. Gravity separation and room temperature acid leaching are used to recover Ag from the tailing, some influencing factors such as dosage of acid, leaching time and agitation intensity are investigated. Results show that rough concentrate containing Ag and Mn can be obtained by gravity separation, and under the condition of 15% NaCl solution, dosage of H2SO440 kg/t,leaching time 48 h at room temperature,the leaching efficiency of Ag in the rough concentrate is 72.5%.

    Key words:Silver-manganese ore; Wet method; Leaching; Tailing

    中圖分類號:TF111.3

    文獻標識碼:A

    doi:10.14101/j.cnki.issn.1002-4336.2015.01.008

    作者簡介:于元進(1963-),男,陜西戶縣人,工程師,研究方向:金屬礦物的選礦工藝、尾礦及冶煉渣的回收利用研究、選廠工藝優(yōu)化和技術管理工作,手機:13335453006,E-mail:yuyuanjin6@sohu.com.

    收稿日期:2014-10-28

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