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分选难度很大 , 因此 , 本文主要考虑回收 其中的锌矿物。通 过大 量的 探索性 试验 , 确 定了 先选硫 化矿 , 再选氧化矿的浮选原则 流程 , 又 通过一系列的试验 , 确定先选硫化矿时 , 用硫 酸铜活化后 用丁基黄 药捕 收 , 而选氧化矿时采用硫化钠为硫化剂 , 同样用硫 酸铜活化 , 然后用丁基黄 药和羟肟 酸联合捕收。 最终 确定了一次粗选、四次扫选、粗精矿精选 三次、扫 III 精矿精 选三次、 两次精 矿合并 作为最 后精矿的 闭 路流程 , 得到了锌精矿品位 39 75% 、回收率 73 74% 的指标。 关键词 : 铅锌矿尾矿 ; 锌氧化矿 ; 浮选 ; 羟肟酸 中图分类号 : T D982 文献标识码 : B 文章编号 : 1004- 4051 ( 2009) 12- 0063- 03
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中 国 矿 业
第 18 卷
其中的细小颗粒相 互黏结而 形成的。因此, 在 磨 矿前不必对矿石进行破碎。 化学分析结果表明 , 矿石中所含 的有价金 属 有锌、铅 , 含量分别达到 11 42% 和 3 37% 。脉石 矿物以方解石为主, 含有一定的黄铁矿、石英等。 锌尾矿中锌矿物的物 相分析。对 矿石中锌 矿 物的物相分析结果见表 1。
收稿日期 : 2009- 06- 07
工艺、方法。 由于尾矿存放 时间较长 , 存 放期间风吹 日晒 水浸 , 矿石的物理化学性质都发生了较大的变化, 要完全回收其 中的铅、锌 金属难 度太大 , 同 时由 于厂方的要求和时间所限 , 本文只考虑 回收其中 锌矿物, 在此基础上再考虑铅矿物的回收利用。 1 试验研究 1 1 矿样的物质组成分析 直接取矿样 进行筛 分试验 , 结果 表明 : 矿样 中+ 2m m 的矿 石约占 11 26% 。对 筛上产品 考查 发现 : 筛上产品较脆 , 易碎, 用 手指甲就可 以掐 碎其中的大颗粒。极有可能是由于存放时间较长,
表 1 锌 尾矿中锌矿物物相分析结果
成分 含量 ( % ) 分布率 ( % ) 硫化锌 6 77 59 28 碳酸锌 3 46 30 30 硅酸锌 1 08 9 46 其他 0 11 0 96
经过多次的摇 床和螺旋溜槽 试验表明 : 精矿 品位最高在 20% 左右 , 相对于原矿品位 11 42% 来 说, 并没 有多大 提高 , 说明 该矿 存 放多 年以 后, 锌尾矿的性质确实发生了很 大变化。极 有可能是 因为硫化矿表面 的氧化产物的存在改变 了硫化矿 的比重, 使得目 的矿物很 难与脉 石分离 , 从 而导 致分选指标非 常差。因此 , 对于氧 化产物的 回收 也考虑用浮选回收。 经过大量的试 验, 采用先硫 化后氧化的 原则 流程 ( 图 1) , 硫化矿采用丁基黄药作 捕收剂, 用 最常规的方法进行浮选 ; 对于氧化矿的 浮选采用 以下 方法 : 硫化 黄药 浮选流 程; 硫化 胺 浮选
流程、脂肪酸直接浮选流程 , 以及组合用药。
图 1 浮选原 则流程
大量的试验结果表明氧化矿的浮选采用 Na2 S 作为硫化剂、 CuSO4 活化剂、捕收剂采 用丁基黄 药 + 羟 肟 酸 时, 效 果 最 好 , 尾 矿 品 位 降 低 到 3 81% 时 , 尾矿回收率约 8% 左右。 浮选条件试验。在先硫化矿 和氧化矿的 浮选 药剂条件基本确定的情况下 , 用正交实 验来确定 药剂的最佳用量。 硫化矿浮选正交实验结果见表 2。 由于粗选得到 的精矿中大多 数为硫化 矿, 硫 化矿可浮性好 , 要得到合格的精矿应该不成问题, 又考虑到要尽 量降低尾 矿品位 , 因此, 粗选 应在 优先考虑 回 收率 同时 兼顾 品位。按 照这 一原 则, 从正交 试验 的结 果来 看, CuSO4 用 量 为 800g/ t, 丁基黄药 用量 1200g/ t , 石灰用量 1000g/ t , 加入 2 油 90g/ t 时 , 有最 大 回收 率 35 68% , 品位 为 20 09% , 与 最高 品 位 21 36% 相 比, 相差 不 大; 因此 , 就把上述浮选药剂 条件作为粗选 的最佳药 剂用量。 氧化矿的浮选条件的 确定也采取正 交实验的 方式 , 正交试验结果见表 3。 最 终确 定 的 最佳 药 剂 条件 为: Na2 S 用 量为 300g/ t , CuSO4 用 量 为 200g/ t , 羟 肟 酸 用 量 为 20g/ t , 丁基黄药用量为 100g/ t, 此时粗精矿有最高
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硫化锌矿物, 考虑使用浮选; 对于占总锌 30 30% 的氧化产物的回收 , 考虑到锌的 天然矿物中闪 锌 矿、菱锌矿的比重都在 4g/ cm 左右 , 而脉石中 的 主要矿物方解石的比重只有 2 7g/ cm 3 左右 , 可以 首先考虑使用重选来进行分选。
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王淑红等 : 某铅锌尾矿中锌矿物的回收利用工艺研究 表 2 硫化矿浮选正交实验结 果
从尾矿中锌矿物 的物相分析结果 来看:
锌
尾矿中有 59 28% 的锌是以硫化锌的形式存在的 , 说明经过十多年的存放 , 该矿石虽有部分被氧化 , 其氧化率达到 39 75% , 但闪锌矿依然是锌尾矿中 锌的最主要的矿物; 锌尾矿中有 30 30% 的锌是 以碳酸锌 的形 式存 在的 , 说 明存Байду номын сангаас放的 十多 年中 , 确实有较大一部分 的硫化锌被氧化 , 生成了碳 酸 锌。从对锌尾矿的 观察结果 来看, 锌 尾矿中只 能 看到棕褐色的闪锌 矿, 几乎看不 到白色的菱锌 矿 和其他的矿物 , 说明锌尾矿中的 碳酸锌虽然和 菱 锌矿有相同的化学 组成, 但可能 只是硫化锌矿 的 一种氧化产物, 而不能认为锌尾矿中存在 30 30% 菱锌矿或水锌矿 , 事实上 , 任何矿物 的形成都 需 要一些特定条件 , 在存放十 多年的时 间里, 根 本 不可能生成真正的 矿物。因 此, 矿石 中碳酸锌 的 存在形式很难确定 , 使得锌尾矿 中锌的矿物组 成 变得非常复杂, 大大 增加了选 矿难度。 锌尾 矿 中有 9 46% 的锌是以硅酸锌的形式存在的 , 可能 是硅锌矿或异极矿 , 要回收这一 部分锌矿物有 比 较大的难度。 总的看来, 锌尾矿中 只有闪锌矿 相对好选 一 些, 但只占到总锌的 59 28% ; 剩下的 40 72% 的 锌中 , 很难回 收的硅锌矿或异极 矿以及其他矿 物 占到 10 42% , 因此 , 占总锌 30 30% 的氧化产物 的回收就成为从锌尾矿中回收锌 的试验中最关 键 的部分, 也是影响选矿指标的最主要的因素。 1 2 选矿方案和浮选药剂的选择 锌尾矿选矿方法的确 定。对于尾 矿中所含 的
Study on the recovery of zinc minerals from the tailing of a lead & zinc mineral processing plant
W AN G Shu - ho ng, SU N Yo ng - feng ( Shandong U niv ersity of T echno lo gy , Zibo 255049, China) Abstract: T he sample used in t he ex per iment came f rom a L ead & Zinc minera l pro cessing plant o f G uizhou pro vince. T he tailing o f the plant had placed in the o pen ar ea fo r more than a decade, and the pro p ert ies o f the mineral had gr eatly chang ed, w hich made it very difficult to separate. T he ex plo rato ry ex per i ments indicated that t he ZnS firstly collected, ZnO second pr inciple f low sheet was v ery necessary to the miner al. T hen the reag ent s used in both collectio ns w ere det ermined: in fir st flot ation, CuSO4 w as used to activ ate sphaler ite, then A ero Xant athate w as used as collector ; in seco nd flotation, NaS w as used as sul phur ateor, CuSO4 as activ ator , A ero Xantathate and Hy dr ox imic acid as collector s. T he flo wsheet one r oughing , four scaveng ing , the roug h concent rate and the co ncentrate o f the third scaveng ing w ere both concent rated thr ee times, the tw o concentr ate mix ed as the final co ncentrate w as attained thr ough a gr eat deal o f ex periments. T he co ncentrate g ot from the closed circuit co ntained 39 68% Zn with a r eco very o f 73 74% . Key words: tailing of lead & zinc mineral; o xidized zinc mineral; flotation; hydro ximic acid
第 18 卷第 12 期 2009 年 12 月
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