某铅锌矿尾矿及回水综合利用的工艺研究.pdf

3 2 国 外 金属 矿 选 矿 2 0 0 8 ． 1 2 ● ’ ● ● ● ’ ， ● ● 。 ● 。 ●●- ‘ ● 。 - - ● ● ● ● ● - ● - ’ ● 。 ● ● ● 簟 苏 境 薹 程 - t - - - - 某铅锌矿尾矿及回水综合利用的工艺研究 罗进王 少东 云南驰 宏锌锗股 份有 限公司 云南省会 泽 6 5 4 2 1 1 摘 要 为合理开发利用老尾矿中的资源， 并改善矿区环境状况， 对尾矿库中的尾矿开展选矿综合回收和利用的研究。并成功 地解 决了完全利用选矿 回水进行浮选的技术难题 提 出了“ 在线 处理回水 ” 浮选新工艺 ， 获得 了较好 的选矿经济技 术指 标。 关键词 铅锌矿尾矿综合回收利用 回水浮选碳酸钠处理 前 言 某铅 锌 矿 山尾 矿 库堆 存量 约为 2 0 0万 t 尾 矿 ， 其 中含有 3 左右 的铅和锌金属， 有价金 属约有数 万 吨 ， 这部 分金属 经过合 理 的选矿 ， 可 以综 合 回收利 用 。因此 ， 对尾矿 库 中的尾 矿 以及选 矿 回水进 行 选 矿综合回收和利用， 可以最大限度 的利用资源 ， 符合 国家的资源和产业政策， 同时对提高企业的经济效 益具 有重要 的意义 。 1 老尾矿性质考查 老尾矿 光谱 分 析 结果 、 化 学多元 素 分析 结果 和 锌物 相分析结果 分别 如表 1 、 表 2和表 3 所 示 。 表 1 老尾矿光谱分析结果 元素 S i l M n I Mg S b P b F e C a C u A g Z n 含量／ 0 ． 3 I 1 ． 0 l1 o ． 0 | 1 ． 0 3 ． 0 I 1 0 ． 0 0 ． 0 1 1 0 ． 0 0 1 I 3 ． 0 表 2 老尾矿化学多元素分析结果 元 素 P b Z n S F e S i 02 A l 2 03 C a 0 Mg O 含量／ ％ O ． 5 3 1 ． 8 5 2 ． 3 2 2 ． 1 6 2 3 ． 6 8 2 ． 3 1 7 ． 5 5 4 ． 4 7 表 3 老尾矿锌物相分析结果 相 别 硅酸锌 碳酸锌 硫化锌 铁酸盐及其它锌 全 量 氧化率／ 含量／ ％ 1 ． O 1 0 ． 2 3 0 ． 2 6 0 ． 1 0 l I 6 8 3 ． 7 5 分布率／ 6 3 ． 1 Z 1 4 ． 3 8 1 6 ． 2 5 6 ． 2 5 1 O 0 ． O O 由表 1 、 表 2和表 3可 以看 出 ， 老尾 矿 中的主 要 有用组分为锌。并且锌主要以氧化锌状态存在。由 生 产实践 可知 ， 尾 矿 中的铅 主要 以硫化物存 在 。 2 选 矿 试 验 由于老尾矿 中的铅主要以硫化物存在， 而锌主 要以氧化物的形式存在， 而且锌的品位较高。可以 采 用硫化 一胺浮选 法 回收氧化锌 。但是老 尾矿 中含 有硫化铅矿物， 为了提高氧化锌精矿的质量， 应该在 氧化锌浮选前， 用黄药作捕收剂， 将硫化铅矿物浮选 脱除。因此采用硫化矿物浮选一硫化一胺浮选流程 进行试验 。 2 ． 1 新水 浮选试 验 新水 浮选试验 采用优 先浮选 流程 。老 尾矿磨至 8 O 一0 ． 0 7 5 mm 后 ， 先 用 丁 基 黄 药 和 松 醇油 浮 选 出硫化矿 物 ， 硫化 矿浮选 尾矿经硫 化钠硫化 ， 用十八 胺醋酸盐和松醇油浮选氧化锌矿物。浮选流程为 硫化矿物浮选采用一次粗选 ； 氧化锌矿物浮选采用 一 次粗选、 2 次精选和 2次扫选； 所有中矿采用顺序 返 回。闭路浮选试 验结果 如表 4 所 示 。从该 表可 以 看 出， 最终氧化锌精矿品位为 3 2 ． 8 9 ， 锌回收率为 7 9 ． 4 9 。试 验取 得 了较好 的浮选 指标 。 2 ． 2回水 浮选试 验 由于该矿区水资源紧缺 ， 不能用新鲜水来处理老 2 0 0 8 ． 1 2 国 外 金属 矿 选 矿 3 3 尾矿 在新鲜水试验的基础上进行了完全利用 回水 来选别尾矿的工艺研究。浮选试验前选矿厂废水经 碳酸钠处理和沉清再作为浮选用水。其浮选药剂基 本与清水浮选试验相同。浮选流程为 硫化矿物浮选 采用 一次粗选 一次精选和 一次扫选 ； 硫 化 矿物 浮选后 脱泥； 氧化锌矿物浮选采用一次粗选、 二次精选和一 次扫选 ； 所有中矿采用顺序返回。闭路浮选试验结果 如表 5 所示。从该表可以看出， 最终氧化锌精矿品位 为 2 8 ． 3 1 ， 锌回收率为 6 5 ． 5 O 。试验结果表明， 用 回水可以从老尾矿中浮选回收氧化锌矿物。 表 4 新鲜水浮选 闭路试验结果 晶位／ 回收率／ ％ 产品名称 产率／ ％ P b Z n Pb Z n 铅精 矿 3 ． Z 9 1 Z ． 3 2 5 ． 6 7 7 5 ． 3 8 1 O ． 3 4 氧化锌精矿 4 ． 4 2 1 ． 0 4 3 2 ． 8 9 8 ． 4 7 7 9 ． 4 9 尾 矿 9 Z ． 2 9 O ． O 9 0 ． 2 0 1 6 ． 1 5 1 0 ． 1 7 给矿 1 0 0 ． O 0 O ． 5 4 1 ． 8 Z 1 0 0 ． O 0 1 0 0 ． O 0 表 5回水浮选闭路试验结果 品位 ／ ％ 回收率／ 产 品名称 产鼙7 ％ Pb Z n Pb Zn 硫化铅精矿 1 1 ． 9 2 2 ． 2 6 2 ． 8 4 3 6 ． 2 9 1 6 ． 7 6 氧化锌精矿 4 ． 2 8 6 ． 5 7 2 8 ． 3 1 4 1 ． 3 5 6 5 ． 5 O 泥 5 ． O O O ． 8 2 1 ． 6 2 6 ． O 3 4 ． 3 8 尾 矿 7 9 ． 8 O 0 ． 1 4 0 ． 3 l 1 6 ． 3 3 1 3 ． 3 6 给矿 1 0 0 ． O 0 0 ． 6 8 1 ． 8 5 1 0 0 ． O 0 1 0 0 ． O 0 2 ． 3“ 在 线 处理 回水 ” 的选 矿试 验 “ 在线处 理 回水 ” 指 的是 选 矿厂废 水不 经 碳 酸钠 预 先处 理 ， 而是直 接 用于浮 选 中 ， 在用 碳 酸钠 处 理硫 化 矿物 浮选 尾矿 矿 浆 后 ， 直 接 进 行 氧化 锌 浮选 。这 样 可 以大 大 简化 浮选工 艺过 程 。浮选 试验 流 程 图见 图 1 ， 试验 指标见 表 6 。 还考 查 了碳 酸钠 用 量 对 浮选 结 果 的影 响 见 表 7 。从该 表 可 以看 出 ， 当碳 酸钠 用量 为 1 2 k g ／ t 时 ， 表 6 “ 在线处理 回水” 浮选闭路试验结果 最位／ 回收率／ ％ 产 品名称 产率／ Pb Zn P b Zn 硫化铅精矿 9 ． 5 6 4 ． 7 8 2 ． 4 3 7 5 ． 8 6 1 2 ． 1 6 氧化锌精矿 5 ． 6 6 0 ． 5 9 2 5 ． 2 5 ． 5 4 7 4 ． 6 9 泥 4 ． 5 8 0 。 5 2 1 ． 6 3 3 ． 9 6 3 ． 9 1 尾矿 8 O ． 2 0 0 ． 1 1 O ． 2 2 1 4 ． 6 4 9 ． 2 4 给矿 1 0 0 ． O 0 0 ． 6 0 l _ 9 1 1 0 0 ． O 0 1 0 0 ． O 0 氧化 锌 精 矿 的 锌 品 位 为2 2 ． 2 8 ，回 收 率 为 7 7 ． 5 7 ％。由此可知 ， 用该工艺流程和浮选药剂制度 可 以经济合理的处理老尾矿 。 原矿 O 7 4 m E g ／ t g ／t 药 8 O B ／ z 0 g ， t 泥 图 1 “ 在线处理回水” 闭路浮选试验流程图 表 7 碳酸钠 用量对回水 浮选结 果的影响 碳酸钠用量 产品名称 产率／ 品位／ 回收率／ ％ k g t 一 Pb Z n Pb Z n 硫化铅精矿 1 4 ． 4 0 4 ． 1 4 2 ． 5 6 9 O ． I 8 l 9 ． 4 5 氧化锌精矿 1 0 ． 8 6 0 ． 3 8 1 2 ． 7 6 6 ． 2 4 7 3 ． 1 4 4 ． 0 尾 矿 7 2 ． 0 0 0 ． 0 1 8 0 ． 1 4 1 ． 9 6 5 ． 3 2 泥 2 ． 7 4 0 ． 3 9 1 ． 4 4 1 ． 6 Z 2 ． O 9 给矿 1 0 0 ． 0 0 ． 6 6 1 ． 8 9 1 0 O ． O O 1 0 0 硫化铅精矿 1 4 ． 4 O 4 ． 1 4 Z ． 5 6 8 5 ． 0 7 1 9 ． 7 9 氧化锌精 矿 7 ． 4 6 0 ． 4 2 1 7 ． 6 8 4 ． 4 7 7 0 ． 8 O 8 ． 0 尾矿 7 5 ． 4 0 0 ． 0 8 3 0 ． 1 8 8 ． 9 4 7 ． Z 9 泥 2 ． 7 4 0 ． 3 9 1 ． 4 4 1 ． 5 2 2 ． 1 2 给矿 1 0 O ． 0 0 ． 7 0 1 ． 8 6 1 0 0 1 0 0 ． 0 0 硫化铅精矿 1 4 ． 4 0 4 ． 1 4 2 ． 5 6 8 O ． 2 5 1 6 ． 9 1 氧化锌精矿 7 ． 6 2 0 ． 6 0 2 2 ． 2 8 6 ． 1 5 7 7 ． 5 7 1 2 ． 0 尾矿 7 5 ． 2 4 O ． 1 2 0 ． 1 1 1 2 ． 1 6 3 ． 7 8 泥 Z ． 7 4 0 ． 3 9 1 ． 4 4 1 ． 4 4 1 ． 7 4 给矿 1 0 0 ． 0 0 ． 7 4 2 ． 1 8 1 0 0 ． O 0 1 0 0 ． O O 下转第 2 5 页 2 0 0 8 ． 1 2 国 外 金属 矿 选 矿 2 5 、 瓣 回 强 碰 精矿铜回收翠 ／ ％ 图 l 5图 1 4的富 尔斯特瑙 曲线 △一未酸浸给矿 ； ◇一酸漫出后的给矿 ； 直线为未得到分选的曲线 化学浸 出过程似乎选择性很高 ， 能够使硫化铜矿物 从不浮的亲水的连生体中单体解离 出来 。 实 验 室试 验 和 扩 大试 验 结果 表 明 ， 用 硫 酸 浸 出 含碳酸盐脉石矿物可以大幅度提高精矿铜和银的品 位 和 回收率 。 用硫酸完全分解碳 酸盐脉石矿物 R 一1 0 0 OA 对矿石浮选最好 ， 但是 ， 综合考虑到浮选设备的腐蚀 及 浮选 指 标 ， 碳 酸 盐 脉 石 矿 物 的最 佳 分 解 率 定 为 7 O 。值得指 出的是 ， 低于 3 O 碳酸盐脉石矿物浸 出来对后续的浮选结果影响不大 ， 可以忽略不计 。 浸出过程进行得很快 ， 浸 出 6 0 rai n后 ， 矿浆 p H 达到 5 ， 不需要另外 的分离段可以将处理过 的矿浆 直接转移到浮选槽中直接进行浮选 ， 以除去石膏 ， 在 这一段中除去了石膏的精矿可作为现有选矿厂主回 路的给矿。由于硫化矿物有效地化学单体解离， 因 此在石膏浮选段可以获得最终尾矿。 在 L u b i n选矿厂中对 L u b i n矿床矿石所进行的 扩大 试验结 果表 明 ， 浮 选 给 矿酸 浸 出可使 最 终 浮选 精矿铜品位提 高 3 ％～ 6 ， 铜 回收率提 高 2 ～ 3 ％ 。与浮选 未浸 出 的浮选 给矿相 比， 用 硫酸预 浸 出 浮选给矿还可以使精矿银品位提高 2 0 0 g ／ t ， 银回收 率提高 3 。浮选指标 的提高 可以使有用 金属在 L u b i n选矿厂尾矿坝的损失率大幅度降低。 浮选 给矿 的硫 酸预 浸 出工 艺 的应用 不仅提 高 了 浮选指标 精矿铜和银 的回收率及 品位 ， 而且使冶 炼 中产生 的难 以销 售 的硫酸得 到合 理 的利用 。 【 李长根 ； 崔洪山 0 8 1 2 0 4l 上接第 3 3页 碳酸钠用量 产 品名称 产率／ ％ 品位／ 回收率／ k gt 一 P b Zn Pb Z n 硫 化铅精矿 1 4 ． 4 0 4 ． 】 4 2 ． 5 6 8 4 ． 1 3 1 9 ． 9 5 氧化锌精矿 8 ． 0 4 0 ． 4 0 1 5 ． 3 O 4 ． 5 4 6 6 ． 5 8 1 6 ． O 尾 矿 7 4 ． 8 2 0 ． 0 9 3 O ． 2 8 9 ． 8 2 1 1 ． 3 4 ● 泥 2 ． 7 4 O ． 3 9 1 - 4 4 1 ．S 1 2 ． 1 3 给矿 1 0 0 ． 0 O ． 7 1 1 ． 8 4 1 O O 1 0 0 ． 0 0 3 结 论 1 根据老尾矿性质以及前期对该尾矿所获得的 浮选试验结果 ， 制定了优先浮选工艺流程， 即先浮选 出硫化物 ， 然后再浮选 氧化锌矿物。该流程可获氧 化锌精矿锌 品位 2 2 ． 2 8 9 ， 6 ， 回收率 7 7 ． 5 7 的较好指 *北京矿冶研究总院 标 。 2 在浮选 硫化 矿物 的药 剂制度 及 流程结构 不变 的前提下 ， 重点研究 了选别氧化矿物时回水对浮选 结果的影响 ， 以及消除有害因素的工艺条件 ， 提 出了 “ 在线处 理 回水 ” 的工艺 方法 。 0 81 2 0 6