从四川某铅锌矿尾矿中回收氧化锌的选矿工艺研究.pdf

2 0 0 8 年第1 期 有色金属 选矿部分1 1 从四川某铅锌矿尾矿中回收氧化锌的选矿工艺研究 周怡玫，严志明，汤小军，邱允武 四川省有色冶金研究院，成都6 1 0 0 8 1 摘 要四川某铅锌矿选矿厂抛弃的尾矿中锌品位约为2 ％，其中氧化锌占9 0 ％左右。因含泥高、品位低、选矿难 度大，而无法回收弃之于尾矿库中。本研究采用螺旋溜槽脱泥、摇床富集 品位到4 ．5 ％左右 、浮选的联合流程解决了 这一难题，获得锌品位3 3 ％、浮选作业回收率8 6 ％的氧化锌精矿。 关键词尾矿；氧化锌；矿泥；重选一浮选联合流程 中图分类号T D 9 5 2 ．3文献标识码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 0 8 0 1 0 0 1 1 - 0 5 四川某铅锌矿为一中型矿山企业，选矿厂处理 能力为10 0 0d d ，产出硫化铅精矿和硫化锌精矿。 矿石中锌的主要矿物为闪锌矿、菱锌矿、异极矿和 硅锌矿等。原矿锌氧化率为1 2 ％一1 5 ％。该矿选矿厂 排出的尾矿中锌品位一般在2 ％左右，其中9 0 ％为 氧化锌。选矿厂每天排放的尾矿量约8 0 0t ，每年排 入尾矿库中的量约为2 4 万t 左右，损失的氧化锌金属 量约为43 0 0t 。现堆弃于尾矿库中的锌金属估计有 1 0 万t 。无疑这是一笔可观的可利用资源，从中回 收氧化锌对其资源的综合利用具有重要的现实意义。 对于该尾矿中的氧化锌，因品位低、含泥高、 选矿难度大、生产成本高等因素，长期以来其选矿 技术和经济方面的问题没得到有效解决，而无法回 收。尽管选矿工作者曾进行了诸多的研究，但仍未 获得突破性进展。针对该难题，经过详尽的选矿工 艺流程研究，采用螺旋溜槽脱泥、摇床富集、浮选 的联合工艺流程取得了成功，获得了氧化锌精矿品 位3 3 ％、浮选回收率8 6 ％的较好指标。 1 尾矿性质 1 ．1 光谱分析、主要化学成分分析及锌物相分析 尾矿光谱分析结果见表1 ，主要化学成分分析 结果见表2 ，锌物相分析结果见表3 。 1 ．2 尾矿矿物组成及特性 表1 T a b l e1 表2尾矿主要化学成分分析结果 T a b l e2T h ec h e m i c a la n a l y s i sr e s u l t so ft a i t i n g s％ 表3尾矿锌物相分析结果 T a b l e3T h ea n a l y s i sr e s u l to f z i n c p h a s eo f z i n c t a i l i n g s ％ 相别硫化锌碳酸锌 硅酸锌及其它总计 质量分数0 ．2 01 ．8 4o ．1 22 ．1 6 分布率9 ．2 68 5 ．1 85 ．5 6t 0 0 ．0 尾矿中主要金属矿物有菱锌矿、硅锌矿、异极 矿、白铅矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、磁铁矿、 菱铁矿、黄铁矿、金红石等；脉石矿物主要有石英、 白云石、方解石、绢云母、绿泥石、蛇纹石等。尾 矿含铅0 ．3 6 ％，锌2 ．1 3 ％。锌氧化率为9 0 ．7 ％。 氧化锌矿物嵌镶关系复杂，为细、微粒不均匀 嵌布，且均呈他形粒状单独或相互密切连晶嵌布于 脉石中。 矿石中菱锌矿沿闪锌矿的边缘和裂隙进行交代， 常见菱锌矿中有许多交代残余的微细闪锌矿。有时 见白铅矿呈方铅矿的假象与硅锌矿或菱锌矿连晶嵌 布在白云石中。菱锌矿呈粒状、脉状嵌布于脉石中， 其粒度为0 ，15 ～0 ．0 0 5 r a m 。硅锌矿、异极矿常与白铅 矿一起嵌布在白云石中，其粒度为0 ．0 2 ～0 ．0 0 6 r a m 。白 尾矿光谱分析结果 T h ea n a l y s i sr e s u l t so fs p e c t r u mo ft a i l i n g s ％ 成分C a O M g O S i 0 2 A 1 2 0 3 N a 2 0 K 如P 2 0 5 ST i 0 2 F e 2 0 3 C u OZ n OP b O A s 2 0 3 C d OB a O 收稿日期2 0 0 7 - 0 9 一l l 作者简介周怡玫 1 9 6 3 一 ，女，重庆江津人，高级工程师。 万方数据 1 2 有色金属 选矿部分2 0 0 8 年第1 期 铅矿粒度为5 ～8 u m 。 1 ．3 尾矿粒度分析 尾矿粒度分布曲线见图1 ，从尾矿的粒级分布 可见，一5 斗m 粒级的产率占2 9 ．1 1 ％，锌金属分布 率为2 3 ．7 ％。一2 0 仙m 粒级的产率占5 5 ．4 1 ％，锌金 属分布率为4 8 ．0 6 ％。由此可见，该尾矿中含泥量 较高，并且锌金属在其中的占有率也较高，这对氧 化锌的回收率会有较大影响。 零 褂 挺 求 士 硼器 辩 磊 黑 卜 攮 粒级，u ” 图1 尾矿粒级分布曲线 F i g ．1D i s t r i b u t i n go u r v eo ft h es i z ef r a c t i o no ft a i l i n g s 1 一累计产率；2 一锌累计分布率 尾矿的化学组成分析和矿物组成表明，该尾矿 为一含锌品位低、锌氧化率高、金属和脉石矿物种 类繁多、嵌布复杂、连生密切、粒度分布不均的矿 石。粒级分布结果表明，尾矿不但含泥量较高，且 矿泥中的锌金属分布率也较高。 2 选矿工艺研究 对于氧化锌的回收，必须控制矿泥。国内外的 大量研究表明，矿泥会抑制锌矿物的可浮性，导致 浮选药剂的用量急剧增加⋯。因此从尾矿中回收 氧化锌首先须解决脱泥问题，其次是解决因含锌品 位低而使选矿成本高于产出的精矿价值而无经济效 益的难题。根据该尾矿的特性，采用重选一浮选联 合流程进行从尾矿中回收氧化锌的试验研究。 2 ．1 重选工艺试验 从尾矿的粒度特性可知，该尾矿粒度较细， 一2 0 “m 粒级的产率占5 5 ．4 ％，锌金属量占4 8 ％。 在氧化锌的浮选过程中，矿泥对其影响较为严重。 探索试验结果表明，对该尾矿的浮选，当给矿中 一2 0 斗m 粒级占有1 5 ％时，就会严重影响和干扰氧 化锌的浮选。因此，应首先脱去这部分矿泥，为氧 化锌浮选创造一个良好的条件。 2 ．1 ．1 脱泥试验 螺旋溜槽和脱泥斗是较好的脱泥设备，具有结 构简单、工作可靠、维护简单、占地面积小、单位 处理量高、不耗动力等优点，缺点是分级效率较 低，富集比小[ 2 ] 。本研究进行了螺旋溜槽和脱泥 斗对比试验 结果见表4 。试验结果表明，螺旋 溜槽的脱泥效果好于脱泥斗，螺旋溜槽不但脱除了 大量的矿泥，并且锌还稍有所富集。 从螺旋溜槽所获得的粗精矿来看，采用单一的 螺旋溜槽还不能满足浮选的需要，主要是含锌品位 较低 仅为2 ．3 ％ ，如果直接浮选成本较高，因此 将螺旋粗精矿再进行摇床富集，以获得品位更高的 氧化锌粗精矿。摇床的主要缺点是占地面积大，处 理能力低，但经螺旋溜槽大量抛尾后，已将这一不 利条件降到较低程度。集成螺旋溜槽和摇床两大设 备的优点，对尾矿进行预处理是较为切实可行的。 表4螺旋溜槽、脱泥斗脱泥试验结果 T a b l e4T e s tr e s u l t s o fw i p i n go u ts l i m eo fs p i r a l c h u t ea n df u n n e lf o rw i p i n gs l i m e ％ 产品名称1 i 耳- { 雾鬻‰下吾- 百黑柔‰ 精矿 粗砂 4 5 ．1 6 2 ．3 14 9 ．6 44 9 ．6 82 ．1 35 0 ．8 8 矿泥5 4 ．8 41 ．9 35 0 ．3 65 0 ．3 22 ．0 34 9 ．1 2 给矿1 0 0 ．02 ．1 01 0 0 ．01 0 0 ．02 ．0 81 0 0 ．0 对于摇床的选别，一是希望摇床精矿的锌回收 率尽可能高，二是其精矿品位也尽可能高，使后续 浮选系统的技术经济指标较佳，但这在生产实践中 是难以实现的。因此摇床的选别有一个较佳精矿产 率的确定问题。为了确定摇床精矿的经济产率，将 产出的不同摇床精矿在相同的浮选条件下进行浮选 试验，研究浮选产出的氧化锌精矿的产率、品位和 回收率与摇床精矿产率的对应关系，以便较准确地 确定摇床精矿的经济产率。摇床试验和浮选试验结 果分别列入表5 和表6 中。 表5摇床试验结果 T a b l e5T e s tr e s u l t so ft a b l i n gg r a v i t y％ 从表5 的摇床试验结果可知，摇床精矿产率为 4 9 ．3 6 ％和3 6 ．3 4 ％时，锌品位为3 ．4 9 ％和4 ．6 6 ％，此时 回收率相差不大，为7 4 ％左右；而当摇床精矿产率减 ∞如∞加∞∞∞∞加m 0 堡料k蠹酶暴卜犊 万方数据 2 0 0 8 年第1 期周怡玫等从l 匹I JJ l 某铅锌矿尾矿中回收氧化锌的选矿工艺研究1 3 表6 T a b l e 摇床精矿浮选探索试验结果 6 E x p l o r a t i o nt e s t r e s u l t so fc o n c e n t r a t e f l o t a t i o nb y t a b l i n gg r a v i t y ％ 至2 6 ．4 7 ％时，锌精矿品位提高到5 ．7 ％，回收率下降 8 ％～9 ％。从表6 的三种不同品位摇床精矿的浮选试 验结果可看出，不同锌品位的摇床精矿浮选对浮选精 矿的品位影响不大，但对产率和回收率有较大影响， 当摇床精矿 浮选给矿 的品位逐渐提高时，浮选粗 精矿的产率和回收率对浮选作业是上升的，而对原矿 却是下降的。从第3 组数据看出，给矿品位较高时， 浮选粗精矿对原矿的产率和回收率均较低。也就是 说，摇床精矿的品位并不是越高越好，应有一个合理 的品位而对应的经济产率。既要考虑尽可能提高摇床 精矿的品位，减少浮选的处理量，降低浮选成本，又 必须考虑尽可能地提高浮选对原矿的回收率，最大限 度地从尾矿中回收氧化锌。 经过反复试验以及技术和经济指标比较表明，摇 床精矿选择锌品位在4 ．6 ％左右、精矿产率为1 6 ％左 右时较为合适，此时氧化锌回收的综合指标较高。 2 ．1 ．3 螺旋溜槽一摇床组合工艺试验 尾矿经螺旋溜槽摇床组合重选流程的选别结 果列入表7 中，流程如图2 所示。从表7 结果可 见，按照试验确定的摇床经济产率截取矿量，获得 摇床精矿锌品位4 ．6 3 ％、回收率7 3 ．4 l ％的选别指 标，这为从尾矿中回收氧化锌的后续浮选工艺创造 了较好条件。 表7 T a b l e 螺旋溜槽一摇床组合工艺试验结果 7 T e c h n o l o g i c a lt e s tr e s u l t so fs p i r a lc h u t e - t a b l i n gg r a v i t y ％ 矿 原矿 摇床尾矿锌摇床精矿 图2 螺旋溜槽一摇床选矿工艺流程 F i g ．2 M i n e r a lp r o c e s s i n gt e c h n o l o g yp r o c e s so fs p i r a l c h u t e - t a b l i n gg r a v i t y 2 ．2 浮选工艺试验 氧化锌浮选部分的试验以摇床精矿为给矿进行 各条件试验。 2 ．2 ．1 硫化钠 碳酸钠用量试验 试验先进行了硫化钠与碳酸钠比例的探索试 验，结果表明硫化钠与碳酸钠比例为4 1 较好。 按此比例进行了用量试验，其流程见图3 ，试验结 果见图4 。结果表明，随着硫化钠 碳酸钠用量的 增加锌回收率快速提高，当硫化钠 碳酸钠总用量 达到5 ．0k g ／t 时，回收率较高，继续增大其用量锌 品位和回收率下降。硫化钠 碳酸钠总用量粗选3 2 0 0 8 0 0g ／t ，扫选8 0 0 2 0 0g ／t 时较好。 重选精矿药剂用量单位g ／t 锌粗精矿 尾矿 图3 氧化锌浮选条件试验流程 F i g ．3 C o n d i t i o nt e s tp r o c e s so ft h em i n e r a lp r o c e s s i n g o fo x i d i z e dz i n c 2 ．2 ．2 水玻璃用量试验 尾矿的物质组成研究结果表明，尾矿中的脉石矿 物主要为石英、方解石、白云石、绢云母、绿泥石及 蛇纹石等。虽然尾矿已经过螺旋溜槽 摇床组合工艺 选别，但其粗精矿中的杂质含量仍较高，其中S i O 3 8 ．7 6 ％，C a O1 1 ．9 1 ％，M g O1 2 ．3 3 ％，A 1 2 0 38 ．1 5 ％， F e 2 0 ，4 ．1 5 ％。因此选用水玻璃抑制脉石矿物对提高 万方数据 1 4 有色金属 选矿部分2 0 0 8 年第1 期 N a 2 S N a 2 C 0 3 4 1 用量， k g ’t - 1 图4N a S N a 2 C 0 3 4 1 用量试验结果 F i g ．4 T h er e s u l to fN a 2 S N a 2 C 0 3 4 1 d o s a g e 1 一锌品位；2 - 锌回收率 氧化锌精矿的品位是有益的。水玻璃用量试验原则流 程见图3 ，试验结果见图5 。从结果可知，水玻璃用 量为3 0 0g ／t 时，其选别指标较佳。 9 6 9 4 9 2 零9 3 谆8 8 擎8 6 耗 8 0 7 8 7 6 2 5 2 4 2 3 2 2 2 1 堡 2 0 嚣 1 9 墩 1 8 1 7 1 6 1 5 水玻璃用量／ g t 1 图5 水玻璃用量试验结果 F i g ．5 T h er e s u l to fs o d i u ms i l i c a t ed o s a g e l 一锌品位；2 - 锌回收率 2 ．2 ．3 捕收剂E 一3 用量试验 E 一3 用量试验原则流程见图3 ，试验结果见图 6 。结果表明，随着E 一3 用量的增加锌回收率增 加，当粗扫选合计用量为2 4 0g ／t 时指标较佳。 图6E 3 用量试验结果． F i g ．6 T h er e s u l to ft h eE - 3d o s a g e l 一锌品位；2 - 锌回收率 2 ．2 ．4 浮选工艺流程开路试验 在进行了粗扫选调整剂、捕收剂用量试验基础 上，进行了精选试验。试验结果表明，精选两次即 可，并在精选Ⅱ补加少许捕收剂较好。浮选的开路 试验流程见图7 ，结果见表8 。从试验结果可知， 采用本试验条件，开路试验获得了锌品位3 4 ．6 4 ％、 浮选回收率8 2 ．4 4 ％的氧化锌精矿指标。 表8浮选开路试验结果 T a b l e8T h er e s u l to fo p e n - c i r c u i to ff l o t a t i o nt e s t％ 重选精矿 药剂用量单位舭 氧化锌精矿中矿I中矿I V尾矿 图7 从尾矿中回收氧化锌开路浮选试验流程 F i g ．7 T h er e s u l to fo p e n - c i r c u i to fo x i d i z e dz i n c f l o t a t i o nt e s t 2 ．3 重选一浮选工艺全流程闭路试验 为进一步验证上述选矿工艺研究结果，将重选 和浮选工艺联合进行了全流程闭路试验。其试验流 程如图8 所示，试验结果列入表9 。结果表明，重 选一浮选联合工艺流程畅通、适用，摇床获得的精 矿品位为4 ．5 9 ％，经浮选获得了锌品位3 3 。3 5 ％、 浮选回收率8 5 ．9 9 ％、对给矿 尾矿 回收率3 0 ．8 2 ％ 的氧化锌精矿指标。 3 结语 1 四川某铅锌矿尾矿经光谱分析、化学多元素 分析、锌物相分析、尾矿矿物组成及有关特陛分析结 果表明，该尾矿中锌品位为2 ．1 3 ％，其中9 0 ％为氧 化锌，主要氧化矿物为碳酸锌，约占8 5 ％，硅酸锌及 其它为5 ．5 ％。该尾矿的主要特征为含泥量高，脉石 量大，锌品位低。粒度分析结果表明，一2 0 斗m 粒级 堡迥略嚣 毋＼料娶匿皱 堡迥赡嚣 巧孔∞控扒加均勰“托。 ％舛g{如船跖蚪跎舳他％ 零旃擎回皴 万方数据 2 0 0 8 年第1 期周怡玫等从四川某铅锌矿尾矿中回收氧化锌的选矿工艺研究 1 5 ① ② ③ ④ ⑤ 氧化锌精矿 浮选尾矿 摇床精矿 浮选给矿 ① ② 矿泥 摇床尾矿 总尾矿② ③ ④ 给矿 1 ．9 5 1 4 ．5 2 1 6 ．4 7 5 4 ．9 1 2 8 ．6 2 9 8 ．0 5 1 0 0 ．0 1 1 ．8 4 8 8 ．1 6 1 0 0 ．0 3 3 ．3 5 0 ．7 3 4 ．5 9 1 ．9 6 0 ．9 7 1 ．4 9 2 ．1 1 3 0 ．8 2 5 ．0 2 3 5 ．8 4 5 1 ．o o 1 3 ．1 6 6 9 ．1 8 1 0 0 ．0 8 5 ．9 9 1 4 ．0 l 1 0 0 ．O 氧化锌精矿尾矿 图8 重选一浮选联合选矿工艺闭路流程 F i g8T e c h n o l o g i c a lc l o s e d c i r c u i tt e s tf l o w s h e e t g r a v i t yc o n c e n t r a t i o n - f l o t a t i o n 的产率占5 5 ％左右，锌金属的分布率为4 8 ％左右。 2 本研究针对该尾矿的特性，采用螺旋溜槽 脱泥、摇床富集、浮选的重选一浮选联合工艺流程 较好地解决了从硫化铅锌尾矿中回收氧化锌矿的难 题。闭路试验获得锌品位3 3 ．3 5 ％、浮选回收率 8 5 ．9 9 ％的较好氧化锌精矿指标。该研究对铅锌尾矿 资源的综合利用具有较重要的现实意义。 参考文献 [ 1 ] 石道民，杨敖．氧化铅锌矿的浮选[ M ] ．昆明云南科技出 版社，1 9 9 6 5 1 5 2 ． [ 2 ] 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，1 9 8 9 1 9 9 2 0 4 ． [ 3 ] 四川省有色冶金研究院．从有色金属尾矿中回收氧化锌 o f 的研究实验室实验研究报告[ R ] ．2 0 0 4 ． M I N E R A LP R O C E S S I N GT E C H N O L O G YR E S E A R C HF O RR E C Y C L I N G o X Ⅱ I Z E DZ I N CF R o MT A I L I N G So FL E A D Z I N Co R E Z H O UY i m e i ，Y A NZ h i m i n g ，T A N GX i a o j u n ，Q I UY u n w u S i c h u a nR e s e a r c hI n s t i t u t eo fN o n - f e F F O U SM e t a l sM e t a l l u r g y ，C h e n g d u ，6 1 0 0 8 1 ，C h i n a A B S T R A C T T h ez i n c g r a d e o ft h e t a i l i n g s t h a tal e a d - z i n c m i n e r a lp r o c e s s i n g p l a n t a b a n d o n si sa b o u t2 ％。o f w h i c hO x i d i z e dz i n co n ei Sa b o u t9 0 ％．B e c a u s eo ft h e h i g h s l i m e c o n t a i n i n g ，l O Wg r a d e ，m i n e r a l p r o c e s s i n gi s d i f f i c u l ta n dt h ez i n ct h a tc a n ’tb er e c y c l e di sa b a n d o n e dt ot a i l i n g s s t o r a g e ．A sar e s u l t ，t h e r e s o u r c ei s l a r g e l y w a s t e d ．T h i sr e s e a r c he m p l o y s s p i r a l c h u t eo i l e - d r e s s i n gt o w i p eo ft h es l i m e ，u s e t a b l i n gg r a v i t yt o i n c r e a s et h eg r a d eo fo x i d i z e dz i n ct oa b o u t4 ．5 ％a n df l o t a t i o n ．B yc o m b i n i n g g r a v i t y c o n c e n t r a t i o na n df l o t a t i o ns o ] v e st h a th a r dq u e s t i o n ，g e t t i n go x i d i z e dz i n c - c o n c e n t r a t eo f3 3 ％g r a d eo fz i n c a n d8 6 ％f l o t a t i o nr e c o v e r y ． K e yw o r d s t a i l i n g ；o x i d i z e dz i n c ；s l i m e ；c o m b i n i n gt e c h n o l o g i c a lp r o c e s so fg r a v i t ya n df l o t a t i o n 万方数据