某锌挥发窑渣银回收试验

王立丽 李正要 林蜀勇 曹君磊 邓文翔

(1.北京科技大学土木与环境工程学院；2.江西一元再生资源有限公司)

某锌挥发窑渣银回收试验

王立丽1李正要1林蜀勇2曹君磊1邓文翔1

(1.北京科技大学土木与环境工程学院；2.江西一元再生资源有限公司)

锌挥发窑渣是一种宝贵的二次资源，可从中回收银等有价金属。在分析某锌挥发窑渣性质的基础上，进行了浮选脱碳试验和脱碳尾矿氰化浸出试验。结果表明：采用浮选脱碳—脱碳尾矿氰化选银的工艺流程，在窑渣银含量为524 g/t、C含量为9.26%的条件下，取得了碳脱除率95.07%、银氰化浸出率为86.39%选矿指标，有效回收了银，为锌挥发窑渣的资源化利用提供了参考依据。

窑渣 脱炭 氰化浸出

锌挥发窑渣是湿法炼锌时，浸出渣配加一定量焦炭在回转窑内高温下提锌、铅等金属后的残余物。由于焦炭未完全燃烧，使得部分焦炭残留在窑渣中，且窑渣中富集了锌精矿中的银、金、铜、镓等有价金属[1]。随着我国冶锌工业的发展，锌挥发窑渣不断增加。而国内该类窑渣多以废弃物的形式露天堆放，不仅使窑渣中的Zn、Pb、Cu等重金属进入水体或土壤后对环境产生污染，还造成金属资源的浪费。因此，研究锌挥发窑渣中有价金属的回收工艺具有重要作用。国内外对该回收工艺的研究还处于发展阶段。李昌福[2]研究了凡口锌窑渣中镓、锗的提取方案，刘志宏[3]等研究了凡口锌窑渣的综合回收利用，王辉[4]用物理分选的方法回收了锌窑渣中的碳和铁。株洲冶炼厂釆用熔池熔炼法从锌挥发窑渣中回收银，韩国温山锌冶炼厂利用奥斯麦特技术处理回收有价金属氧化物[5-6]。

国内某冶炼厂锌挥发窑渣中银含量524 g/t，但其中碳含量较高，严重影响银的氰化浸出。为回收利用银，对该窑渣进行了选矿试验研究。

1 窑渣性质

锌挥发窑渣的主要化学元素分析结果和银物相分析结果分别见表1、表2。

表1 窑渣主要化学元素分析结果 %

成分AgAuCuPbZnSC含量5240.150.210.033.153.189.26

注：Au、Ag的含量单位为g/t。

表2 窑渣中银物相分析结果

由表1、表2可知，窑渣中主要可回收的金属元素是银，品位为524g/t。其他元素如金、铜等含量较低，目前的工艺水平下难以进行回收。在细度 -0.037mm80%时，裸露银含量最高，占总银的83.43%，其次为硫化物包裹的银和其他矿物包裹的银，合计占16.57%。

进一步的扫描电镜分析结果表明，银的嵌布粒度较细，主要分布在0.008～0.032mm，单体解离较难。因此需对锌挥发窑渣进行细磨。窑渣焙烧后孔隙增多，可以采用氰化浸出工艺回收银。C含量高达9.26%，将会严重影响银的氰化浸出过程，因此需进行脱碳预处理。

2 试验结果与讨论

锌挥发窑渣进行银的回收试验，原则工艺流程见图1。

图1 窑渣回收银原则工艺流程

2.1 浮选脱炭试验

窑渣中所含的部分未完全燃烧的焦炭，严重影响银的氰化浸出。采用浮选进行脱碳预处理，煤油作为捕收剂，2#油为起泡剂。脱碳条件试验流程见图2。

图2 浮选脱炭条件试验流程

2.1.1 浮选脱炭磨矿细度条件试验

对浮选脱炭进行磨矿细度条件试验，固定粗选煤油和2#油用量分别为2 000g/t、30g/t，扫选用量分别为500g/t、10g/t，磨矿细度为变量。结果见表3。

由表3可知，随着磨矿细度的提高，炭精矿C的回收率即脱除率和银的损失率不断升高，C品位先上升后下降。当磨矿细度为-0.074mm65%时，C品位最高为58.08%，此时C脱除率为95.71%、银损失率为3.01%，指标较好。综合考虑，确定浮选脱炭的最佳磨矿细度为-0.074mm65%为宜。

表3 磨矿细度对浮选脱炭指标的影响 %

磨矿细度(-0.074mm)产品产率品位CAg回收率CAg55炭精矿14.1357.319286.152.50尾矿85.871.5259013.8597.50窑渣100.009.40520100.00100.0065炭精矿15.2158.0810495.713.01尾矿84.790.476004.2996.99窑渣100.009.23525100.00100.0075炭精矿17.0253.4313796.954.46尾矿82.980.346023.0595.54窑渣100.009.38523100.00100.00

注：Ag品位的含量单位为：g/t。

2.1.2 浮选脱炭捕收剂用量条件试验

固定磨矿细度为-0.074mm65%，粗选和扫选2#油用量分别为30g/t、10g/t，煤油用量为变量。试验结果见表4。

表4 煤油用量对浮选脱炭指标的影响 %

煤油用量产品产率品位CAg回收率CAg粗选:1000扫选:500炭精矿12.0561.4310579.082.42尾矿87.952.2357920.9297.58窑渣100.009.36522100.00100.00粗选:2000扫选:500炭精矿15.2758.0110595.253.09尾矿84.730.525954.7596.91窑渣100.009.30520100.00100.00粗选:2000扫选:1000炭精矿16.8453.3012396.103.94尾矿83.160.446083.9096.06窑渣100.009.34526100.00100.00

注：煤油用量和Ag品位含量的单位为g/t。

由表4可知，随着煤油用量的增加，C品位下降，脱除率不断提高。在粗选煤油用量为2 000g/t时，扫选煤油用量由500g/t提高到1 000g/t时，C的脱除率提高幅度较小，银的损失率增加明显。综合指标和药剂用量，确定粗选和扫选煤油用量分别为2 000g/t、500g/t。

2.1.3 浮选脱炭闭路试验

在条件试验的基础上，进行了浮选脱炭闭路试验，流程见图3，结果见表5。

图3 浮选脱炭闭路试验流程

表5 浮选脱炭闭路试验结果 %

注：Ag品位的单位为g/t。

由表5可知，闭路试验可获得产率为13.74%、C品位为64.26%、C脱除率为95.14%、银损失率为2.88%的炭精矿，浮选脱炭后的窑渣中C含量为0.52%，脱炭效果较好。

2.2 脱炭尾矿氰化浸出试验

脱炭尾矿氰化浸出试验在矿浆浓度为30%、pH值为10.5的条件下进行，原则流程见图4。

图4 氰化浸出试验原则流程

2.2.1 氰化浸出磨矿细度条件试验

窑渣浮选脱炭磨矿细度为-0.074mm65%，而其中银嵌布粒度细，需要进一步再磨才能获得较好的浸出效果。氰化浸出磨矿细度条件试验固定在矿浆浓度30%、pH值为10.5、氰化钠作浸出剂用量为4 000g/t、浸出时间48h，磨矿细度为变量进行试验。试验结果见图5。

图5 磨矿细度对氰化浸出指标的影响

由图6可知，随着磨矿细度的增加，浸渣银品位下降，银浸出率提高。当磨矿细度-0.037mm80%时，浸出率为82.54%，此后浸出率增加缓慢、银品位下降平缓。这是因为在其他条件不变时，银的浸出量与银粒表面接触面积成正比。磨矿细度 -0.037mm80%时，除裸露银外，包裹银也基本单体解离。继续磨矿，银的单体解离度提高不明显，银的浸出量升高缓慢，反而会增加选矿成本。因此，确定磨矿细度为-0.037mm80%为宜。

2.2.2 氰化钠用量条件试验

固定磨矿细度-0.037mm80%、矿浆浓度30%、矿浆pH值为10.5、浸出时间48h，氰化钠用量为变量，条件试验结果见图6。

图6 氰化钠用量对氰化浸出指标的影响

由图6可知，随着氰化钠用量增加，银浸出率逐渐升高，渣中银品位逐渐降低。当氰化钠用量为 4 000g/t时，继续增加用量，银浸出率增加幅度变小，渣中银品位降低缓慢。主要原因是氰化钠用量已满足银氰化浸出的需求，再提高用量，浸出效果提高不明显。综合考虑，确定氰化钠用量4 000g/t为宜。

2.2.3 浸出时间条件试验

银相对于金的氰化浸出，浸出时间更长。固定磨矿细度-0.037mm80%、矿浆浓度30%、矿浆pH值为10.5、氰化钠用量4 000g/t，浸出时间为变量，条件试验结果见图7。

图7 浸出时间对氰化浸出指标的影响

由图7可知，随着浸出时间的增长，银浸出率不断提高，渣中银品位不断降低，但浸出率提高幅度和品位下降幅度逐渐变小。主要原因为：在浸出过程中银不断溶解，渣中银含量不断降低，而且氰化药剂、溶解氧和银的络合物的扩散距离越来越大。银溶解的同时，矿浆中杂质元素不断累积，不断在银粒表面形成有害薄膜，影响银浸出速率。综合考虑，确定氰化浸出时间60h为宜。

2.2.4 遮蔽剂用量条件试验

窑渣中炭通过浮选脱除后，尾矿中仍残留0.52%的炭，在氰化浸出过程中会影响浸出效果。为进一步提高银氰化浸出率，在氰化钠中添加遮蔽剂MK，使炭钝化，以消除余炭的影响。条件试验固定在磨矿细度-0.037mm80%、矿浆浓度30%、矿浆pH值为10.5、氰化钠用量4 000g/t、浸出时间 60h条件下进行，遮蔽剂MK用量为变量，试验结果见表6。

表6 添加遮蔽剂MK的氰化浸出试验指标

由表6可知，遮蔽剂MK的添加有利于银的氰化浸出。随着添加量的增加，渣中银品位逐渐下降，银浸出率逐渐上升。当MK添加量为100 g/t时，银品位和作业浸出率分别为64 g/t、89.15%，指标较好。继续增加MK用量，浸渣银品位和回收率变化幅度很小。综合考虑，确定遮蔽剂MK添加量为 100 g/t。

2.3 浮选脱炭—脱炭尾矿氰化浸出全流程闭路试验

在浮选脱炭和脱炭尾矿氰化浸出试验的基础上，进行锌挥发窑渣回收银全流程闭路试验。试验流程和结果分别见图8、表7。

图8 浮选脱炭—脱炭尾矿氰化浸出全流程闭路试验流程

由表7可知，锌挥发窑渣经全流程闭路试验，可获得C品位为64.35%、C脱除率为95.07%、银品位为111 g/t、银损失率为2.90%的炭精矿；脱炭尾矿氰化浸出的浸渣中银品位为64g/t，大部分银被氰化浸出，银浸出率为86. 39%，实现了回收银的目的。

表7 浮选脱炭—脱炭尾矿氰化浸出全流程闭路试验指标 %

产品产率品位CAg回收率CAg炭精矿13.6864.3511195.072.90浸渣86.320.53654.9310.71浸液----86.39窑渣100.009.26524100.00100.00

注：Ag品位的单位为g/t。

3 结 论

(1)某锌挥发窑渣银含量为524g/t，且84.43%以裸露银形式存在，具有回收利用价值。但嵌布粒度细，且含炭量较高，影响银的氰化浸出效果。因此确定采用浮选脱炭—脱炭尾矿氰化浸出流程对银进行回收。

(2)在最优条件下进行浮选脱炭—脱炭尾矿氰化浸出全流程闭路试验，可获得C脱除率为95.07%、银损失率为2.90%的炭精矿，浸渣中银品位为65g/t、银氰化浸出率为86.39%的良好指标，较好地实现了锌挥发窑渣回收银的目的。

[1] 李 静，牛 皓，彭金辉，等.锌窑渣综合回收利用研究现状及展望[J].矿产综合利用，2008(6):44-45.

[2] 李昌福.凡口窑渣冶炼工艺试验研究[J].矿冶工程，2002，11(3):56-59.

[3] 刘志宏，文 剑，李玉虎，等.熔融氯化挥发工艺处理凡口窑渣综合回收有价金属的研究[J].有色金属：冶炼部分，2005(3):14-15.

[4] 王 辉.锌挥发窑废渣物理分选回收工艺研究[J].稀有金属与硬质合金，2007，35(1):31-35.

[5] 周洪武，徐子平.熔池熔炼法从窑渣中回收银[J].有色金属：冶炼部分，1991(6):18-20.

[6] 杨淑霞.韩国温山锌冶炼厂利用奥斯麦特技术处理锌渣情况介绍[J].有色冶金设计与研究，2001，4(1):18-23.

Study on Silver Recovering from Zinc Volatilizing Kiln Slag

Wang Lili1Li Zhengyao1Lin Shuyong2Cao Junlei1Deng Wenxiang1

(1.Beijing University of Science and Technology;2.Jiangxi Yiyuan Renewable Resources Co., Ltd.)

Zinc volatilizing kiln slag is a valuable secondary resource, and from which can recovery silver and other valuable metals. Carbon removal by flotation and cyanide leaching for tailings was carried out according to the kiln slag property analysis results. The results showed that carbon removal rate of 95.07%, silver cyanide leaching rate of 86.39% was achieved by carbon removal and silver cyanide leaching process, with kiln slag of 524 g/t silver and 9.26% carbon. The silver was effectively recovered and provides references basis for zinc volatilization kiln slag utilization.

Kiln slag， Carbon Removal， Cyanide leaching

2014-10-23)

王立丽(1987—)，女，助理工程师，100083 北京市海淀区学院路30号。