新疆克孜锌尾矿中锌的回收利用工艺研究

王　攀，桑世华，唐明林，傅　超（成都理工大学材料与化学化工学院，矿产资源化学四川省高校重点实验室，四川　成都　610059）



新疆克孜锌尾矿中锌的回收利用工艺研究

王攀，桑世华*，唐明林，傅超
（成都理工大学材料与化学化工学院，矿产资源化学四川省高校重点实验室，四川成都610059）

摘要：对新疆克孜锌尾矿中锌的回收工艺展开了研究，对锌尾矿的矿物组成、化学成分、尾矿粒级、锌分布规律、锌赋存状态进行了研究；此外，还对锌尾矿进行了氨水溶浸和重选工艺的研究。实验结果表明：超重力分选锌精矿的品位可以达到30%以上，锌的总回收率可达65%以上；氨水溶浸锌的提取率可以达到65%以上。本试验锌品位很低，平均品位只有1.6%，考虑到经济成本和生产效率的因素，可采用超重力分选法富集锌。

关键词：锌尾矿；超重力分选；氨浸锌

修回日期：2015-09-29

0　前言

我国是一个矿业大国，矿业固体废料的积存量和年排放量十分巨大。据统计，2000年以前,我国矿山产出的尾矿总量为50.26亿t。2000年以后，我国矿山年排放尾矿达到6亿t。按此推算,现有尾矿的总量在140亿t左右。这些尾矿中大多含有各种有色、黑色、稀贵、稀土和非金属矿物等,是宝贵的二次矿产资源[1]。目前，这类废料多以自然堆积法储存于尾矿库中。这些尾矿不仅要侵占大量的土地，污染着矿区与周边地区的环境，每年还需要投入大量并且是无法收回的废料处理资金，尾矿已成为矿山企业沉重的包袱。充分利用尾矿资源来发展节地、节能、环保利废的新型工业产品是尾矿处理最直接有效的途径,也必将对我国的可持续发展产生重大而深远的影响。

目前，低品位氧化锌资源利用率较低，资源浪费严重，已开采矿山中锌品位多在10%以上。对于10%以下的低品位氧化锌矿，选矿难度较大，成本较高，锌回收率一般只有50%～60%[2]，目前尚没有成熟、经济的直接冶炼工艺。

新疆克孜氧化锌矿是福建紫金矿业公司控股的民营企业，该矿山具有探、采、选一条龙生产线，生产规模较大，日处理原矿能力达1万t，目前采用浮选法生产工艺，日产硫化锌精矿400 t左右，日排放尾矿9600 t，尾矿中浅余锌平均品位1.6%，日排放金属锌总量100 t左右，这将是一笔巨大的经济损失，该企业对这尾矿资源的二次利用十分重视。企业自身试验研究多年，后又委托国内相关科研院所和大学做相关实验研究[3]，分别采用浮选[4]、重选、磁选、化学选等方法进行尾矿中氧化锌的回收工艺研究[5]，均未达到该单位生产的要求。我们根据上述单位试验结果，开展了该尾矿的不同粒级、物质组分、矿物成分及锌在尾矿中赋存状态的分析研究，采用超重力分选和氨水溶浸的方法分别对尾矿中的锌进行回收工艺研究，并且获得了较为满意的结果。

1　尾矿物质组分研究

本试验的尾矿取自新疆克孜氧化锌尾矿，分别对矿样进行物质组分，赋存物相，矿物组成，矿物粒度进行分析。

1.1尾矿的多元素分析及物相分析

尾矿的多元素分析结果见表1，物相分析结果见表2。

表1　尾矿多元素分析结果

表2　尾矿物相分析结果

1.2尾矿的矿物组成[6]

表3　尾矿矿物组成分析

1.3锌尾矿粒度分析

尾矿不同粒级锌的分布规律结果见表4。

表4　尾矿粒度分析结果

图1　尾矿粒级分布曲线

尾矿粒级分布曲线如图1所示，从尾矿的粒级分布可见，+140目的产率占38.39%，锌的金属分布率23.58%；+180目的产率占72.76%，锌金属分布率为58.16%。从不同粒级尾矿砂中锌的分布规律可以看出，随粒级细度（目数）的增加，锌的含量增高，具有一定的富集规律，理论上可以证实尾矿砂中含锌矿物（菱锌矿、硅锌矿、闪锌矿）具有易磨碎性，大量SiO2（石英）具有硬性，韧性，不易解离，这样适当增加磨矿细度有利于锌的富集。

2　超重力选矿工艺试验

2.1超重力分选方法原理

本重选方法是利用含锌矿物与其他非金属矿物间的密度之差，采用新型超重力选矿机在强化重力场的作用下，比重大和比重小的矿物的重力差被极大地放大，重矿物改变运动轨迹下沉，轻矿物颗粒悬浮在水的上层作为尾矿排出，从而实现轻重矿物颗粒按比重分选[7]，轻矿物从选矿机上部排除，重矿物从选矿机下部移出得到连续运转富集。超重力选矿流程图如图2。

图2　超重力分选试验流程图

2.2试验结果

从表5重选的实验结果可以看出，超重力选矿，锌精矿的品位可以达到30%以上，锌的回收率可达65%以上，对锌有一定的富集效果。由于该尾矿砂含锌量较低，其价值也较低，工艺流程要简单，生产规模要大，生产成本要低才有经济效益，综合考虑，重选试验回收尾矿中的锌具有实用价值和现实意义。

表5　超重力分选实验结果

3　氨浸工艺试验

3.1氨浸方法原理

氨浸是在氨铵盐体系中，用NH3·H2O或者铵盐做浸出和络合剂，使矿石中的锌以锌氨配合物的形式溶解出来进入溶液，实现有价金属锌与其他成分的分离[8]。实验以氨水作为浸出剂，氨水浸出氧化锌矿，锌离子与氨水发生络合反应[9-12]，Zn2+与NH3反应生成[Zn（NH3）n]2+配合离子，根据Johnson H E等[13]绘制的Zn-NH3-H2O体系的φpH图发现，pH处于8～11时，[Zn（NH3）4]2+为优势组元，锌离子以[Zn（NH3）4]2+形式溶解进入溶液，配离子与氨的络合稳定常数lgβn[14]如表6所示，由表6可知，这些金属元素可以和氨络合形成稳定的络合物，又根据表1数据，可以知道除Zn以外，能够生成稳定络合物的其他金属离子含量极低，几乎可以忽略，所以进入溶液的稳定络合物主要是[Zn（NH3）4]2+。

3.2氨浸工艺流程图

图3　氨浸工艺流程

3.3试验结果

表6　配离子与氨的络合稳定常数lgβn (18℃～25℃)

表7　氨浸试验结果

由表7氨浸试验结果表明锌的浸出率可达65%以上，该尾矿锌的赋存状态由表2得知，锌主要是以氧化锌矿形式存在，主要是菱锌矿和异极矿，若采用浮选法，锌的回收率低，因为浮选法只适合硫化矿不适合于氧化矿，采用酸法提锌，碳酸盐含量较高，不适用于酸浸。故该尾矿只适合于氨浸分离富集锌，从浸出率来看氨浸法具有一定的分离富集作用。

4　结果与讨论

根据以上不同工艺的试验结果可以看出，采用氨浸法和超重力选法，锌的回收率均能达到65%以上，但是考虑到该尾矿品位低，经济价值不太高，控制经济成本和生产效率是关键因素。而氨浸法工艺生产流程长，工艺复杂，生产时间长，而且运输氨水增加运输费用，经济成本高；重选工艺具有工艺流程简短，经济成本低，生产效率高等优点，所以前期处理可以先通过超重力分选法将氧化锌初步富集，后期生产再利用氨浸法进行第二次富集，得到经济价值较高的电解锌产品。

5　结论

（1）新疆克孜锌尾矿经光谱分析、化学多元素分析、锌物相分析、尾矿矿物组成及有关特性分析结果表明：该尾矿中锌品位为1.60%，锌尾矿主要为菱锌矿，约占72.63%，硅酸锌及其它为27.37%。该尾矿的主要特征为脉石量大，锌品位低。

（2）本次研究针对锌尾矿性质特点，分别进行了氨浸和重选多种选矿方法的条件试验和流程试验。试验结果表明：采用氨浸法和重选法均可以回收大部分锌，回收率可达65%以上，但是与重选法相比，氨浸法工艺流程长，生产时间长，氨水运输成本高，生产环境恶劣，而重选工艺具有工艺流程简短，经济成本低，生产效率高，所以前期处理选择重选法初步富集锌，后期生产再利用氨浸法进行第二次富集，得到经济价值较高的电解锌产品。

（3）通过研究，使克孜锌尾矿库中的锌金属得到了有效的回收，提高了经济效益，使资源得到更加合理的利用。其研究成果对同类矿山低品位氧化锌矿具有重要的现实意义和很好的借鉴作用。

参考文献：

[1]我国尾矿资源现状[J].现代矿业, 2009，（2）: 73.

[2]段秀梅，罗琳.氧化锌矿浮选研究现状评述[J].矿冶，2000，（12）: 47-51．

[3]四川省有色冶金研究院．从有色金属尾矿中回收氧化锌的研究—实验室实验研究报告[R]．2004．

[4]石道民，杨敖．氧化铅锌矿的浮选[M]．昆明：云南科技出版社，1996: 51- 52．

[5]《选矿手册》编辑委员会．选矿手册（第八卷第一分册）[M]．北京：冶金工业出版社，1989：199-204．

[6]吴良士，白鸽，袁忠信．矿物与岩石实用天然手册[M]．北京：化学工业出版社，2004．

[7]张金钟，姜良友，吴振祥，等．尼尔森选矿机及其应用[J]．有色矿山，2003，32（3）: 28- 29．

[8]丁治英，尹周澜．氧化锌矿物在氨性溶液中的溶解行为[D]．长沙：中南大学，2011．

[9]姚耀春，朱云，王平．难选氧化锌矿氨浸过程热力学分析[J]．有色金属，2004，56（3）: 49-51．

[10]胡汉，朱云．难选氧化锌矿氨浸的热力学[J]．云南冶金，2004，33（1）：28-31．

[11]朱云，胡汉，苏云生，等．难选氧化锌矿氨浸动力学[J].过程工程学报，2002，2（1）: 81-85．

[12]李志华，薛怀生，姚耀春．兰坪难选氧化锌矿氨浸动力学[J]．云南冶金，2003，32（4）：22-24．

[13] Johnson H E，Leja J．On the potential/pH diagrams of the Cu-NH3-H2O and Zn-NH3-H2O systems[J]．Journal of the Electrochemical Soeiety，1965，112（6）: 638-641．

[14]武汉大学．分析化学（第五版）上册[M]．北京：高等教育出版社，2006．

Study on Recycling Process of Zinc from Xinjiang Kezi Zinc Tailings

WANG Pan，SANG Shi-hua*，TANG Ming-lin，FU Chao
(Collegeof Materialsand Chemistry&Chemical Engineering,Chengdu Universityof Technology,Mineral Resources Chemistry Key Laboratoryof Sichuan Higher Education Institutions,Chengdu，Sichuan610059,China)

Abstract：In this paper, the recycling process of zinc from Xinjiang Kezi zinc tailings was studied. Mineral composition, chemical composition, distribution of zinc, and mode of occurrence of zinc were also studied. Besides, some methods such as ammonia leaching zinc and super gravity separation were applied to the research of zinc tailings. The experimental results show that the grade of zinc concentrate can be reached more than 30%, and the total recovery rate of zinc can be reached more than 65% by the method of super gravity separation; The extraction rate of zinc can be reached more than 65% by the method of ammonia leaching. Finally, the average grade of zinc in this work is very low, only 1.6%, considering the factors of economic cost and production efficiency, we eventually adopted super gravity separation method to enrich zinc.

Keywords：zinc tailings; super gravity separation; ammonia leaching zinc

文章编号：1006-4184（2016）2-0035-04

基金项目：国家自然科学基金(No.41373062)，四川省科技支撑计划项目（2014GZ0189）和四川省高校创新科研团队（2015TD0009联合资助。

作者简介：王攀（1989-），男，四川遂宁人，硕士研究生，研究方向：矿产资源化学工程。

*通讯作者：桑世华。E-mail：sangsh@cdut.edu.cn。