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江西某选铅尾矿综合再利用的试验研究

2012-12-29诚,叶

有色金属科学与工程 2012年1期
关键词:选矿硫酸铜黄铁矿

刘 诚,叶 超

(1.江西理工大学资源与环境工程学院,江西 赣州 341000;2.江西银海矿业有限公司,江西 贵溪 335400)

江西某选铅尾矿综合再利用的试验研究

刘 诚1,叶 超2

(1.江西理工大学资源与环境工程学院,江西 赣州 341000;2.江西银海矿业有限公司,江西 贵溪 335400)

江西某选铅尾矿中含有锌,该锌属于难选锌矿石,嵌布粒度较细,通过系统的选矿试验,结果表明:采用一次粗选两次扫选、粗精矿再磨、再进行三次精选的工艺流程可以获得品位为46.82%,回收率84.76%的合格锌精矿,选别指标很好.

浮选;锌矿;再磨

0 引 言

随着选矿技术的提高,越来越多的尾矿得到资源化利用,尾矿的综合利用对我国可持续发展也有着重大意义[1-3],矿物资源综合利用也成为一个比较热门的研究方向[4-6].江西某选铅尾矿中锌含量2.21%,长期堆存既占用土地又会产生环境问题[7-8],同时对资源也是一个巨大的浪费,所以本研究主要考察从选铅尾矿中回收锌的可行性.

1 矿石性质

江西某选铅尾矿中主要含锌、银、铁等有价金属,其中锌具有较高的回收价值.锌主要以硫化物的形式存在,另含有30%以上的氧化锌,且试样中闪锌矿主要呈他形晶粒度结构,除与方铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿接触嵌生外,闪锌矿内部普遍包裹有乳浊状磁黄铁矿及细小颗粒状(嵌布粒度约在0.01~0.03 mm间)的黄铁矿,银、砷是以硫化矿的形式存在.

脉石矿物主要有石英、玉髓、粘土矿物、白云石以及少量的水镁石、方解石,还可见微量的绢云母、尖晶石等矿物.试样多元素分析见表1,锌物相分析见表2.

表1 化学多元素分析结果/%

表2 锌物相分析结果/%

2 锌浮选条件试验

选铅尾矿细度-0.074 mm占82%以上,锌解离度达到76.2%,所以锌粗选不需要进行磨矿细度试验.

2.1 锌浮选石灰用量试验

尾矿中含硫较高为16.16%,在铅的浮选作业时将其抑制于尾矿中,锌的浮选回收作业将进一步对黄铁矿和磁黄铁矿进行抑制[9-10],在CuSO4300 g/t,丁黄药15 g/t的条件下进行了石灰的用量试验,试验结果见图1.

图1 锌粗选石灰用量试验结果

由图1可知,随着石灰用量的增加,锌粗精矿的品位增长缓慢.试验确定取适宜的石灰用量为4000 g/t较好,此时的pH值约为10.5.

2.2 锌浮选硫酸铜用量试验

选铅尾矿中含有抑制锌的药剂,所以需要加适量的活化剂进行活化浮选[11],本试验采用硫酸铜活化.在石灰4000 g/t,丁黄药15 g/t条件下进行硫酸铜的用量条件试验,试验结果见图2.

由图2可知随着硫酸铜用量的增加,锌粗精矿中锌的回收率也随之提高,硫酸铜用量在300 g/t时较好.

图2 锌粗选硫酸铜用量试验结果

2.3 丁基黄药用量试验

本实验选择丁基黄药为捕收剂进行锌粗选用量试验,试验固定条件:石灰4000 g/t(pH=10.5左右),硫酸铜300 g/t,试验结果见图3.

图3 锌粗选丁基黄药用量试验结果

从图3可知,随着丁黄药用量的增大,锌回收率也逐渐增大,而锌精矿品位则呈下降趋势.丁基黄药用量以15 g/t为宜.

2.4 锌精选条件试验

锌粗精矿中的锌没有单体解离,直接精选效果不佳,所以精选之前需要进行再磨[12].

2.4.1 粗精矿再磨细度试验

粗精矿再磨细度试验见图4.由图4可知,再磨有利于锌精矿品位的提高和回收率的改善,再磨细度以-0.037 mm占85%为宜,此时锌的单体解离度达到了97%,这对锌和脉石的分离提供了有利的保障.

图4 粗精矿再磨细度试验结果

2.4.2 锌精选石灰用量试验

锌粗精矿进行第1次空白精选,第2次、第3次精选分别添加石灰的试验,锌精选石灰用量条件试验结果见表3.

由表3可知,在精1空白精选,精2添加1500 g/t,精3添加500 g/t石灰的情况下,可获得锌精矿品位为50%左右的锌精矿.

2.5 闭路试验

采用优化条件试验结果,进行小型闭路试验,试验流程见图5,试验结果见表4.

图5 浮选小型闭路试验工艺流程

表4 小型闭路试验结果/%

3 产品分析

表5为锌精矿产品多元素分析结果.

表5 锌精矿产品多元素分析结果/%

由表5锌精矿多元素分析可知,金银得到一定程度的富集,并且锌精矿中各元素含量符合锌精矿指标.

4 结束语

(1)该尾矿中锌是可以回收利用的有价元素,其中硫化锌占68%左右,氧化锌含量达30%以上.

(2)该尾矿锌的嵌布粒度较细,属于难选锌矿石,所以精选之前需进行再磨.

(3)采用丁基黄药做捕收剂,硫酸铜做活化剂,抑制剂用石灰进行一次粗选,两次扫选,并对粗精矿进行再磨,三次精选得到了含锌品位46.82%的锌精矿,回收率为84.76%.若用于工业生产,能产生较大的经济效益.

[1]朱胜元.尾矿综合利用是实现我国矿业可持续发展的重要途径[J].铜陵财经专科学校学报,2002(1):38-40.

[2]蒲含勇,张应红.论我国矿产资源的综合利用[J].矿产综合利用,2001(4):19-22.

[3]刘劲鸿.合理开发利用尾矿是矿业经济增长的新途径[J].中国地质,2000(1):21-25.

[4]邱 俊,吕宪俊,陈 平,等.铁矿选矿技术[M].北京:化学工业出版社,2009.

[5]林国梁.矿石可选性研究[M].北京:冶金工业出版社,1994.

[6]谢广元.选矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2002.

[7]林肇信.环境保护概论[M].北京:高等教育出版社,1999.

[8]赵志龙.金属矿采选项目环评中与尾矿有关的环境问题[J].有色金属,2007(4):156-160.

[9]胡为柏.浮选[M].北京:冶金工业出版社,1980.

[10]朱建光,朱玉霜.浮选药剂化学原理[M]].长沙:中南工业大学出版社,1996.

[11]唐学诗,黄伟中,张雁生,等.提高多金属硫化铅锌矿指标的研究[J].有色金属:选矿部分,2007(1):9-12.

[12]魏德州,高淑玲,刘文刚,等.2009年中国选矿年评[J].金属矿山,2009(9):1-19.

On the comprehensive utilization of the lead dressing tailings

LIU Cheng1,YE Chao2

(1.School of Resource and Environmental Engineerring,Jiangxi University of Science and Technology,Ganzhou 341000,China;2.Jiangxi Yinhai Mining Industry Co.Ltd.,Guixi 335400,China)

The zinc ores contained in the lead dressing tailings are refractory and fine-grained.The mineral processing testing results show that the combined flowsheet of one rough selection and twice sweeping selection,crude concentrate regrinding,fine process,obtains zinc concentrate with grade of 46.82%.The recovery rate is 84.76%.

flotation process;zinc ore;regrinding

TD952

A

1674-9669(2012)01-0085-04

2011-11-03

刘 诚(1986- ),男,硕士研究生,主要从事矿物分析理论与工艺,E-mail:chlauliu@163.com.

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