从凡口铅锌矿尾矿中回收硫精矿的研究解析Word文档格式.docx
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重选;
浮选;
硫化钠
凡口铅锌矿l号尾矿库从1968年投产到20世纪80年代初闭库,尾矿库容面积20hm2,共有尾矿约40万t。
在矿石日趋贫化、资源日渐枯竭、环境意识日益增强的今天,尾矿综合利用将成为凡口铅锌矿可持续发展的必然选择[1]。
由于受到技术水平,装备性能,经济条件等因素的影响,凡口铅锌矿20世纪60、70年代的选矿工艺流程和选矿水平受到限制,铅锌硫等有价元素的回收率不高,从而造成相当一部分有价元素损失到尾矿中。
矿山尾矿的酸化是一个较为普遍的现象,部分尾矿有产酸的可能,特别是含硫较高的尾矿。
凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中硫含量高达13.8%,硫主要以硫铁矿的形式存在。
20多年来,由于表层尾矿中的硫铁矿暴露于空气中,加上天然淋滤作用,硫铁矿在细菌的催化下与水和氧气反应,产生了较多的硫酸,使1号尾矿库的自然pH值降到了6.5,并促进了尾矿表层部分重金属铅锌镉的溶解。
研究还发现酸化主要发生在尾矿表层0~30cm,对底层的影响不大,但酸化一旦发生,pH值会迅速降低,重金属离子的溶出将显著提高,随着酸化而发生一系列反应,加剧尾矿对环境的污染[2]。
因此,回收凡口铅锌矿1号尾矿库中的硫精矿,可以大幅度降低硫的含量,减少酸化,保护环境,同时增加企业的经济效益和社会效益[3]。
1尾矿性质
凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿,其主要元素化学成分和粒径分布分别如表1和表2所示。
由表l和表2可知,凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中主要成分为石英、碳酸盐矿物、绢云母等脉石,其次为硫和铁,铅、锌等金属含量也较高,其中硫和铁主要以硫铁矿的形式存在,硫铁矿在整个尾矿中的含量高达18%。
尾矿粒度较粗,+0.074mm粒级含量约占70%,-0.037mm粒级含量不到15%。
-0.074mm粒级尾矿中硫的含量仅为3.85%,且大部分为闪锌矿和方铅矿,+0.074mm的尾矿中硫的含量上升到15.2%。
由凡口铅锌矿的粒度与解离度关系进一步分析可知,当矿石磨细到-0.074mm时硫铁矿解离已比较充分,矿石磨细到-0.037mm时方铅矿与闪锌矿才充分解离。
在原来的矿石浮选过程中,-0.074mm的硫铁矿、-0.037mm的闪锌矿和方铅矿由于解离较充分,当时已基本回收,尾矿中的硫铁矿主要集中在+0.074mm粒级中。
由于硫铁矿、方铅矿、闪锌矿的密度分另0为5.0~5.2t/m3、6.5~7.0t/m3、4.0~4.2t/m3,脉石(石英、碳酸盐矿物、绢云母等)的密度为2.6~2.9t/m3,有价元素铅锌硫等与脉石矿物的密度相差较大,比较适合重选进行初步的分离与富集[4]。
因此,确定对凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿采用0.074mm的细筛分级,筛上部分重矿湿磨,与筛下部分重矿合并浮选回收硫精矿的试验方案。
2试验结果及分析
2.1重选试验
由于凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中,有价金属品位较低,脉石(石英、碳酸盐矿物、绢云母等)含量达到了70%。
单一的浮选回收有价元素成本高,也难以获得合格的精矿产品,全部尾矿都经磨矿将大大增加选矿成本,粒度较细的尾矿再磨也会产生泥化,对硫精矿和铅锌等金属元素的回收不利。
重选不用药剂,对环境不产生污染,水源可循环利用相邻3号尾矿库已达标的外排水,加上设备简单、成本低,是初步富集分离硫精矿的首选[5],经过摇床选别后,大部分脉石抛尾,不仅可以消除矿泥对浮选的影响,还可以通过摇床的振动对尾矿表面进行冲选和磨擦,有利于浮选回收硫精矿和后续的铅锌矿。
在给矿量和给矿浓度确定的条件下,尾矿的粒度、摇床的冲程冲次和床面的倾斜度等都是重选回收硫精矿的关键因素。
对+0.074mm粒级尾矿,选用小冲程、快冲次及冲洗水为小冲洗水、大横坡进行摇床试验;
而-0.074mm粒级尾矿,选用大冲程、慢冲次及冲洗水为小冲洗水、小横坡进行摇床试验。
对凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿用0.074mm细筛分级、各自重选,试验结果见表3。
由表3可知,通过摇床选别后,+0.074mm粒纫重矿中,硫精矿的硫含量达28.6%。
-0.074mm粒级中,尽管尾矿中的硫含量比较低,但由于硫铁矿等解离比较充分,更容易用重选的方法与脉石矿物分离,重矿中硫含量也达到了23.5%。
对中矿进行二次重选富集,轻矿抛尾,合计可减少大约55%左右的脉石矿物,大大减轻了下一步的磨矿量,节约了磨矿成本,同时也富集了铅、锌、银、锗、镓等有价金属元素。
2.2浮选试验
凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿经重选后得到的硫精矿,一方面,硫的品位没有达到35%的销售标准,还必须进一步富集;
另一方面,得到的硫精矿中铅锌等主要金属的含量合计已达到了5%左右,具备了较好的回收方铅矿和闪锌矿的条件。
为了更好的综合回收各种有价金属,对重选后的硫精矿进行了浮选试验。
2.2.1磨矿时间对浮选回收率的影响
凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿堆积多年,由于历史原因,尾矿颗粒本身较粗,有用矿物得不到充分解离。
由于粒度大小对回收率有直接关系,要充分回收硫、铅、锌等有价元素,必须进行磨矿试验[4]。
取+0.074mm重选之后的重矿试样500g,加水800mL,在容积为5L的球磨机中磨矿,研究磨矿时间对硫回收率的影响,试验结果如图1。
由图l可知,湿磨时间在8~10min内硫的回收率达到了80%以上。
故尾矿湿磨的最佳时间为8~10min。
2.2.2硫化钠对浮选回收率的影响
由硫化钠在浮选中的作用机理可知,它能暂时抑制硫化物矿的浮选,对方铅矿和闪锌矿的抑制较强,对硫铁矿的抑制最弱,在某些情况下还可以活化硫铁矿[7]。
对比实验表明:
对重选后已湿磨的尾矿在自然pH为6.5(尾矿的正常值)的条件下进行直接浮选,增加黄药和2#油的用量,延长搅拌和浮选时间,只能使15%的方铅矿和闪锌矿浮选出来。
由于硫铁矿表面受到氧化而产生了部分硫元素,增加了硫铁矿的疏水性,有利于硫铁矿的浮选。
在浮选前加入少量硫化钠后进行同样的实验,方铅矿和闪锌矿几乎不能浮出,而硫铁矿的浮选回收率达到了80%以上,说明硫化钠确实对方铅矿和闪锌矿进行了暂时抑制,而对黄硫铁矿起到了活化作用。
由于尾矿存放时间长,表面的方铅矿和闪锌矿部分被氧化,加入硫化钠后在一定的时间内会发生如下反应:
在加入Na2S充分反应一段时间后,使尾矿中表面被氧化的PbSO4和ZnSO4形成了具有一定厚度的难溶性PbS和ZnS覆盖层,黄药类捕收剂如同吸附在方铅矿和闪锌矿表面一样不易脱落,提高了方铅矿和闪锌矿的可浮性,从而使尾矿中部分被氧化的方铅矿和闪锌矿受到活化[7],对下一步回收方铅矿和闪锌矿、提高铅锌的回收率起到关键性的作用。
故在浮选回收硫铁矿时不能太早加入硫化钠,更不能在湿磨时加入,必须在浮选开始前以硫化钠溶液加入才能达到最佳效果。
硫化钠的用量直接影响到硫精矿的浮选回收率,用量过小不能有效的抑制方铅矿和闪锌矿,也不足以使部分被氧化的硫酸铅和硫酸锌表面充分硫化,使后续铅和锌的浮选回收率不高;
反之,既可以使硫铁矿受到抑制,也会加大硫化钠的水解,使溶液的pH值上升,不利于硫铁矿的浮选,也增加了药剂成本。
取500g已湿磨10min的重矿进行浮选(硫含量为28.6%),在其他条件(丁基黄药150g/t、松醇油40g/t)不变的情况下,改变硫化钠的用量(试验时将硫化钠现场配制成10%的溶液,用针筒抽取),经过一次粗选、一次精选、二次扫选(下同),试验结果见表4。
由表4可知,当硫化钠的用量达到800r/t时,硫精矿的回收率最高,硫的品位也达到了35%以上的要求,当硫化钠的用量超过800g/t时,回收率下降,增加硫化钠的用量对硫精矿的品位影响不明显,生产上可选硫化钠的用量为800g/t。
2.2.3pH值对浮选回收率的影响
取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28.6%),在其他条件(丁基黄药150g/t、硫化钠800g/t、松醇油40g/t)不变的情况下,用H2SO4和石灰分别调到不同的pH值,进行浮选试验,试验结果见表5。
由表5可知,pH值超过7.5时,硫精矿的回收率和产率快速下降,硫铁矿开始受到抑制。
硫的品位也逐渐下降,原因主要是由于硫精矿产品中的方铅矿和闪锌矿含量上升。
显然,硫铁矿在酸性介质中较容易浮出,但考虑到设备腐蚀和凡口铅锌矿1号尾矿库中的尾矿自然pH为6.5的实际情况,把浮选硫精矿的pH值设定为6.5的自然状态较好。
2.2.4浮选时间对浮选回收率的影响
取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28.6%),矿浆pH值6.5,加入丁基黄药150g/t,硫化钠800g/t、松醇油40g/t,研究浮选时间对回收率的影响,试验结果见表6。
由表6可知,当浮选时间达到8min后,虽然硫精矿的回收率继续上升,但硫的品位却开始下降,这主要是由于随着浮选时间的延长,硫化钠对方铅矿和闪锌矿的抑制作用减弱,使尾矿中的部分方铅矿和闪锌矿回收到硫精矿中,这样将会损失尾矿中最有价值的铅锌矿等产品。
在生产上可取最佳浮选时间为7~8min。
2.2.5丁基黄药用量对浮选回收率的影响
取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28.6%),矿浆pH值6.5,硫化钠800g/t,松醇油40g/t,浮选时间为8min,研究丁基黄药用量对回收率的影响,试验结果见表7。
从表7可知,硫精矿的回收率和产率都随丁基黄药用量的增加而升高,但当用量达到150g/t后,其回收率增大不明显,硫的品位却随着丁基黄药用量的增大而不断降低,主要是由于尾矿中的部分方铅矿、闪锌矿和脉石回收到硫精矿中造成。
工业生产上捕收剂的用量为120~150g/t。
2.3小型闭路试验
在上述各种条件试验的基础上进行全流程小型闭路试验。
工艺流程如图2。
以图2流程获得了良好的效果,硫精矿硫品位为35.7%,回收率为79.5%。
3结语
1)针对凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿特征,采用细筛分级、重选和浮选的联合新工艺流程回收硫精矿,获得了满意的效果,小型试验得到了含硫35.7%,总回收率为63.5%的硫精矿产品。
2)采用0.074mm的细筛分级,+0.074mm的尾矿可初步富集硫精矿,再分别对尾矿进行重选富集,可使约55%的脉石矿物抛尾,大大减轻了后续磨矿和选矿成本,同时富集了硫、铅、锌、银、镓、锗等有价元素,也改善了后续浮选条件,能较好地回收凡口铅锌矿I号尾矿库中的硫精矿。
3)重选后的尾矿最佳浮选回收硫精矿的条件为:
矿浆pH值6.5,丁基黄药150g/t,松醇油40g/t,浮选时间8min,硫化钠的最佳用量800g/t。
硫化钠的加入地点和加入量,对活化硫铁矿、有效抑制方铅矿和闪锌矿,并为下一步回收铅、锌、银、镓、锗等金属元素起到了关键性的作用。
4)从铅锌尾矿中回收硫精矿的新工艺,实现了二次资源的可持续利用,为减少铅锌尾矿库的酸化,提高企业的经济效益和社会效益,保护环境提供了一条新的途径,对同类型的铅锌矿老尾矿库中回收硫精矿具有较好的参考价值。
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[5]李瑾.浮选尾矿摇床再选试验研究[J].有色矿山,2002,31(3):
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[6]曾懋华,奚长生,彭翠红,等.浮选含铅废渣富集铅的研究[J].有色金属(选矿部分),2004
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[7]胡熙庚,黄和慰,毛钜凡.浮选理论与工艺[M].长沙:
中南工业大学出版社,1991.
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