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锡铁山铅锌矿浮选尾矿再选试验研究
2019-05-17
含黄铁矿 15.59%,金 0.29g/t、银 8.28g/t的锡铁山铅锌矿浮选尾矿具有综合回收 利用价值。尾矿再选试验研究表明,在磨矿细度为 -0.074mm占 70%,经过一次粗选,可获得含 硫 42.73%、回收率 86.56%,含金 1.01g/t、回收率 85.85%,含银 31.91g/t、回收率 82.59%的混 合粗精矿。该研究对资源综合利用具有较大的理论和现实意义。
Serial No. 600 April. 2019 现ꢀ 代ꢀ 矿ꢀ 业 MODERN MINING 总第 600期 2019 年 4 月第 4 期 锡铁山铅锌矿浮选尾矿再选试验研究 1 2 1 1 1 1 付金涛 ꢀ 裴云云 ꢀ 黄朝德 ꢀ 童义隆 ꢀ 刘承鑫 ꢀ 殷佳琪 ( 1. 西部矿业股份有限公司锡铁山分公司;2. 江西铜业股份有限公司永平铜矿) ꢀ ꢀ 摘ꢀ 要ꢀ 含黄铁矿 15. 59% ,金 0. 29 g / t、银 8. 28 g / t 的锡铁山铅锌矿浮选尾矿具有综合回收 利用价值。 尾矿再选试验研究表明,在磨矿细度为-0. 074 mm 占 70% ,经过一次粗选,可获得含硫 2. 73% 、回收率 86. 56% ,含金 1. 01 g / t、回收率 85. 85% ,含银 31. 91 g / t、回收率 82. 59% 的混合粗 4 精矿。 该研究对资源综合利用具有较大的理论和现实意义。 关键词ꢀ 尾矿ꢀ 黄铁矿ꢀ 回收金银ꢀ 综合利用 DOI:10. 3969 / j. issn. 1674ꢁ6082. 2019. 04. 029 Experimental Study on Re-beneficiation of Pb-Zn Ore Flotation Tailings of Xitieshan 1 2 1 1 1 1 Fu Jintao ꢀ Pei Yunyun ꢀ Huang Chaode ꢀ Tong Yilong ꢀ Liu Chenxin ꢀ Yin Jiaqi ( 1. Xitieshan Branch Company,Western Mining Co. ,Ltd. ;2. Yongping Copper Mine of Jiangxi Copper Co. ,Ltd. ) Abstractꢀ The pyrite grade 15. 59% ,gold grade 0. 29 g / t and silver grade 8. 28 g / t of leadꢁzinc flotation tailings of Xitieshan has comprehensive recycling value. Experimental study on reꢁbeneficiation of tailings showed that the sulfur grade 42. 73% and the recovery of 86. 56% ,gold grade 1. 01 g / t and the recovery of 85. 85% and silver grade 31. 91 g / t and the recovery of 82. 59% could be obtained with the grinding fineness of -0. 074 mm accounted for 70% by only one roughing. This study has great theoretical and practical significance for the comprehensive utilization of resources. Keywordsꢀ Tailings,Pyrite,Gold and silver recovery,Comprehensively utilizing ꢀ ꢀ 矿产资源既不可替代,也无法再生。 随着需求 石矿物为硅酸盐类矿物。 尾矿中的主要金属元素有 铅、锌、银、金等,硫元素含量偏高,具有综合回收价 值。 这些有回收价值的元素进入尾矿库,虽然对尾 矿库库容影响不很显著,硫铁矿的氧化会产生酸,从 的不断增长和开采力度的不断加大,矿产资源正日 [ 1ꢁ2] 渐枯竭 。 我国铅锌矿产资源分布广泛,储量丰 富,但贫矿多、富矿少,且铅锌矿矿床成分复杂,共伴 生组分多。 受结构构造和矿物组成复杂性、生产加 工技术水平的限制,我国铅锌矿产资源开发利用率 [ 4ꢁ6] 而造成生态环境的重金属与酸污染 。 因此,从经 济和环保角度看,对该铅锌矿尾矿开展综合回收利 用研究具有重要意义。 [ 3] 不高,且回收不充分,资源损失和浪费现象严重 。 针对目前铅锌尾矿多作为有害固体废料进行处置, 未得到有效利用的现状,采用合适的手段对铅锌尾 矿进行回收再利用,实现二次资源的有效利用,符合 社会经济发展和矿山可持续发展的需要。 1 ꢀ 工艺矿物学分析 为探究锡铁山铅锌矿尾矿中有价元素回收的可 行性,对代表性矿样进行了工艺矿物学分析。 矿样 化学多元素分析结果见表 1。 西部矿业股份有限公司锡铁山分公司铅锌矿选 厂每年产生 100 万 t 尾矿,尾矿中主要金属矿物有 方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,并伴生金、银矿物,主要脉 表 1ꢀ 尾矿样化学多元素分析结果 % 元素 Cu Pb Zn Fe Mn S As 含量 0. 013 0. 120 0. 210 15. 930 0. 360 10. 530 0. 070 元素 CaO Ag Au SiO MgO Al O 2 3 2 含量 32. 510 14. 420 2. 600 7. 660 8. 280 0. 290 ꢀ 注:Au、Ag 的含量单位为 g/ t。 ꢀ ꢀ 付金涛(1989—),男,工程师,816203 青海省海西州大柴旦行委 ꢀ 锡铁山镇。 表 1 表明,尾矿样中的主要金属元素铅、锌、铜 1 12 ꢀ ꢀ 付金涛ꢀ 裴云云等:锡铁山铅锌矿浮选尾矿再选试验研究ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2019 年 4 月第 4 期 含量较低,回收难度极大;硫含量高达 10. 53% ,是 主要有回收价值的元素;伴生贵金属元素金、银可与 硫一起进行综合回收;尾矿样中的脉石成分主要为 SiO2 和 CaO,含量分别为 32. 51% 、14. 42% 。 尾矿样中的主要含硫矿物为黄铁矿,金属矿物 磁黄铁矿、菱锰矿少量,方铅矿、黄铜矿、闪锌矿、褐 铁矿微量;非金属矿物主要为方解石、绿泥石、石英、 绢云母等。 黄铁矿绝大部分以单体产出,少量与脉 石矿物连生,极少与方铅矿、闪锌矿、黄铜矿连生。 尾矿样矿物组成见表 2,矿物嵌布特性见图 1 ~ 图 5。 图 5ꢀ 方铅矿与黄铁矿连生(反光,放大 200 倍) 2ꢀ 试验结果与讨论 . 1ꢀ 浮选流程探索试验 2 在工艺矿物学研究的基础上,探索合适的浮选 % 流程回收有价元素。 主要进行铅锌硫混合浮和铅优 先浮选 2 种浮选流程试验。 表 2ꢀ 尾矿样矿物组成 矿物 黄铁矿 方解石 绿泥石 含量 15. 59 22. 00 15. 00 石英 绢云母 磁黄铁矿 尾矿样铅锌品位较低,混合浮选具有提前抛尾 的效 果, 最 后 可 根 据 必 要 性 对 混 合 精 矿 进 行 分 26. 00 17. 00 1. 76 矿物 菱锰矿 黄铜矿 方铅矿 闪锌矿 褐铁矿 含量 2. 00 微量 微量 微量 微量 [ 7] 离 。 铅优先浮选流程可以充分利用铅与锌硫矿 物的天然可浮性差异,通过使用合适的药剂制度实 [ 8ꢁ9] 。 现铅、锌矿物的分离 铅锌硫混浮试验流程见图 6,铅优先浮选试验 流程见图 7,试验结果见表 3。 图 1ꢀ 黄铁矿与闪锌矿连生(反光,放大 200 倍) 图 6ꢀ 铅锌硫混浮试验流程 图 2ꢀ 闪锌矿与黄铁矿连生(反光,放大 200 倍) 图 7ꢀ 铅优先浮选试验流程 ꢀ ꢀ 表 3 表明,铅锌硫混合浮选流程综合指标明显 图 3ꢀ 黄铜矿微粒与闪锌矿、黄铁矿连生(反光,放大 200 倍) 优于铅优先浮选流程,特别是对硫及金、银的回收效 果 明 显, 混 合 粗 精 矿 硫 品 位 和 回 收 率 分 别 为 4 7 6. 78% 、84. 13% , 金、 银 回 收 率 分 别 为 55. 60% 、 2. 30% ,但铅、锌富集程度比较低;铅优先浮选流程 对铅的富集效果也较差,主要原因是矿样铅、锌含量 较低,尾矿长期堆放致使部分金属硫化矿物氧化,闪 锌矿、方铅矿与其他矿物解离不充分。 2 种浮选工 艺尽管对铅、锌回收效果均不理想,但是铅锌硫混合 图 4ꢀ 黄铜矿呈星点状与脉石连生(反光,放大 200 倍) 1 13 总第 600 期 现代矿业 2019 年 4 月第 4 期 表 3ꢀ 浮选流程探索试验结果 % 品位 回收率 原则流程 产品 产率 Pb Zn S Au Ag Pb Zn S Au Ag 混合粗精矿 尾矿 20. 38 79. 62 100. 00 11. 28 88. 72 100. 00 0. 28 0. 057 0. 10 0. 42 0. 07 0. 11 0. 40 0. 25 0. 28 0. 35 0. 22 0. 23 46. 78 2. 13 0. 80 0. 15 0. 28 1. 40 0. 15 0. 29 30. 8 2. 85 8. 29 23. 7 6. 40 8. 28 54. 49 45. 51 27. 80 72. 20 84. 13 15. 87 55. 60 44. 40 72. 30 27. 70 铅锌硫 全混浮选 尾矿样 铅粗精矿 尾矿 10. 82 38. 04 7. 26 100. 00 100. 00 100. 00 100. 00 100. 00 41. 54 58. 46 16. 56 83. 44 39. 01 60. 99 52. 52 47. 48 31. 14 68. 86 铅优先浮选 尾矿样 10. 61 100. 00 100. 00 100. 00 100. 00 100. 00 ꢀ ꢀ 注:Au、Ag 的品位单位为 g/ t。 浮选流程对硫和金、银的回收效果较好,因此决定采 用该工艺进行后续选别。 指标的影响。 试验流程见图 8,结果见表 4。 2 . 2ꢀ 混合浮选捕收剂种类试验 本着回收成本最小化原则,制定以回收硫、金、 银为目标的混合浮选方案。 选择对硫矿物适应性较 强且价格较低的捕收剂丁基黄药和对金银矿物有较 强捕收能力的辅助捕收剂进行捕收剂种类试验,考 察丁基黄药、丁基黄药+LPꢁ01、丁基黄药+WMPꢁ02、 丁基黄药+WMPꢁ05、丁基黄药+丁铵黑药、丁基黄药 + 丁铵黑药+WMPꢁ05 对硫、金、银混合粗精矿 图 8ꢀ 混合浮选捕收剂种类试验流程 表 4ꢀ 混合浮选捕收剂种类试验结果 捕收剂 产率 品位/ % Au 回收率/ % Au 产品 种类 用量/ (g/ t) / % S Ag S Ag 混合粗精矿 尾矿 20. 26 79. 74 100. 00 21. 56 78. 44 100. 00 21. 42 78. 58 100. 00 22. 80 77. 20 100. 00 21. 86 78. 14 100. 00 23. 24 76. 76 100. 00 43. 96 2. 16 0. 73 0. 18 0. 29 0. 74 0. 15 0. 28 1. 09 0. 07 0. 29 0. 55 0. 21 0. 29 0. 66 0. 17 0. 28 0. 65 0. 18 0. 29 30. 59 2. 62 8. 29 31. 38 1. 94 8. 29 31. 18 2. 02 8. 27 30. 35 1. 76 8. 28 29. 52 2. 34 8. 28 29. 02 2. 01 8. 29 83. 78 16. 22 100. 00 80. 56 19. 44 100. 00 83. 59 16. 41 100. 00 82. 37 17. 63 100. 00 84. 06 15. 94 100. 00 85. 26 14. 74 100. 00 51. 00 49. 00 100. 00 56. 98 43. 02 100. 00 80. 51 19. 49 100. 00 43. 24 56. 76 100. 00 51. 53 48. 47 100. 00 52. 09 47. 91 100. 00 74. 76 25. 24 100. 00 81. 61 18. 39 100. 00 81. 76 18. 24 100. 00 83. 57 16. 43 100. 00 77. 94 22. 06 100. 00 81. 35 18. 65 100. 00 丁基黄药 60 给矿 10. 63 39. 83 2. 64 混合粗精矿 尾矿 丁基黄药+LPꢁ01 丁基黄药+WMPꢁ02 丁基黄药+WMPꢁ05 丁基黄药+丁铵黑药 40+21 40+21 40+21 30+31 给矿 10. 66 41. 56 2. 22 混合粗精矿 尾矿 给矿 10. 65 38. 51 2. 43 混合粗精矿 尾矿 给矿 10. 66 40. 99 2. 18 混合粗精矿 尾矿 给矿 10. 66 39. 00 2. 04 混合粗精矿 尾矿 丁基黄药+丁铵黑药+ 4 0+30+21 WMPꢁ05 给矿 10. 63 ꢀ ꢀ 注:Au、Ag 的品位单位为 g/ t。 ꢀ ꢀ 由表 4 可知,丁基黄药+WMPꢁ02 组合对硫、金、 2. 3ꢀ 丁基黄药+WMP-02 用量试验 银的回收效果较好。 因此,选择丁基黄药+WMPꢁ02 为捕收剂进行后续试验。 试验采用 2 因素 3 水平正交析因法进行丁基黄 药+WMPꢁ02 用量试验,流程见图 9,各因数水平取 1 14 ꢀ ꢀ 付金涛ꢀ 裴云云等:锡铁山铅锌矿浮选尾矿再选试验研究ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2019 年 4 月第 4 期 值见表 5,结果见表 6。 表 5ꢀ 各因素水平取值 g/ t 各因素取值 水平 丁基黄药用量 A WMPꢁ02 用量 B 1 2 3 30 40 50 14 21 28 ꢀ ꢀ 由表 6 可知,丁基黄药+WMPꢁ02 用量对混合粗 精矿指标影响较大。 当丁基黄药与 WMPꢁ02 的用 图 9ꢀ 丁基黄药+WMP-02 用量试验流程 表 6ꢀ 丁基黄药 + WMP-02 用量正交试验结果 % 品位 回收率 试验条件 产品 产率 S Au Ag S Au Ag 混合粗精矿 尾矿 20. 08 80. 92 100. 00 20. 78 83. 22 100. 00 19. 80 80. 20 100. 00 20. 43 79. 57 100. 00 19. 87 80. 13 100. 00 20. 14 79. 86 100. 00 20. 26 81. 64 100. 00 20. 60 79. 40 100. 00 20. 74 20. 74 100. 00 42. 86 2. 52 0. 81 0. 15 0. 28 0. 96 0. 09 0. 27 1. 09 0. 09 0. 29 1. 00 0. 12 0. 29 1. 01 0. 10 0. 28 0. 95 0. 09 0. 26 1. 16 0. 07 0. 29 1. 30 0. 07 0. 32 1. 14 1. 14 0. 29 31. 80 2. 40 8. 30 31. 91 2. 09 8. 29 32. 18 2. 37 8. 28 31. 88 2. 22 8. 28 33. 50 2. 04 8. 29 32. 50 2. 18 8. 29 33. 10 1. 99 8. 29 34. 10 1. 58 8. 28 33. 25 33. 25 8. 31 81. 04 18. 96 100. 00 84. 12 15. 88 100. 00 83. 16 22. 23 100. 00 84. 44 15. 56 100. 00 84. 70 15. 30 100. 00 83. 31 16. 69 100. 00 82. 75 17. 25 100. 00 84. 94 15. 06 100. 00 83. 89 83. 89 100. 00 58. 09 41. 91 100. 00 73. 88 26. 12 100. 00 74. 42 35. 57 100. 00 68. 10 31. 90 100. 00 71. 67 28. 33 100. 00 73. 59 26. 41 100. 00 81. 04 18. 96 100. 00 83. 69 16. 31 100. 00 71. 53 71. 53 100. 00 76. 93 23. 07 100. 00 79. 99 20. 01 100. 00 77. 05 24. 48 100. 00 78. 66 21. 54 100. 00 80. 29 19. 71 100. 00 78. 96 21. 04 100. 00 80. 89 19. 11 100. 00 84. 84 15. 16 100. 00 82. 98 82. 98 100. 00 A1 B1 矿样 10. 62 43. 07 2. 03 混合粗精矿 尾矿 A1 B2 A1 B3 A2 B1 A2 B2 A2 B3 A3 B1 A3 B2 A3 B3 矿样 10. 64 44. 77 2. 24 混合粗精矿 尾矿 矿样 10. 65 44. 14 2. 09 混合粗精矿 尾矿 矿样 10. 68 45. 40 2. 03 混合粗精矿 尾矿 矿样 10. 65 43. 97 2. 22 混合粗精矿 尾矿 矿样 10. 63 43. 50 2. 30 混合粗精矿 尾矿 矿样 10. 65 43. 87 2. 02 混合粗精矿 尾矿 矿样 10. 64 43. 08 43. 08 10. 65 混合粗精矿 尾矿 矿样 ꢀ ꢀ 注:Au、Ag 的品位单位为 g/ t。 量水平为 A3 B2 时,混合粗精矿指标最佳。 因此,后 条件,磨矿细度需要满足有用矿物基本单体解离、目 续试验粗选的丁基黄药+WMPꢁ02 用量为 50+21 g / 标矿物的粒度尽可能多地在浮选适宜的粒度范围 [ 10] t。 内、尽可能减少矿物的泥化现象 。 磨矿细度试验 2 . 4ꢀ 磨矿细度试验 流程见图 10,混合粗精矿指标见表 7。 磨矿细度对浮选效果的影响较大,粒度过粗或 ꢀ ꢀ 由表 7 可知,随着磨矿细度从 -0. 074 mm 占 65% 提高到85% ,混合粗精矿硫、金、银品位逐渐上 过细,浮选回收效果均不理想。 为给浮选创造良好 1 15 总第 600 期 现代矿业 2019 年 4 月第 4 期 升后趋于平稳,回收率则呈先上升后下降的趋势。 综合考虑,确定磨矿细度为-0. 074 mm 占 70% 。 2 . 5ꢀ 混合粗精矿直接空白精选必要性试验 混合粗精矿直接空白精选必要性试验主要考察 进一步提高混合精矿金、银品位的可能性,试验流程 见图 11,结果见表 8。 ꢀ ꢀ 由表 8 可知,混合粗精矿经 2 次空白精选,混合 图 10ꢀ 磨矿细度试验流程 精 矿硫品位较高,为49. 43% ,回收率较低,仅为 表 7ꢀ 磨矿细度试验结果 % 品位 回收率 磨矿细度 -0. 074 mm) 产品 产率 ( S Au Ag S Au Ag 混合粗精矿 尾矿 20. 44 79. 56 100. 00 21. 25 78. 75 100. 00 19. 78 80. 22 100. 00 19. 52 80. 40 100. 00 19. 28 80. 72 100. 00 41. 81 2. 51 0. 92 0. 09 0. 26 1. 01 0. 04 0. 25 1. 09 0. 07 0. 27 0. 96 0. 13 0. 29 0. 99 0. 11 0. 28 30. 40 2. 55 8. 24 31. 91 1. 81 8. 21 32. 18 2. 29 8. 20 31. 08 2. 75 8. 28 31. 50 2. 75 8. 29 81. 08 19. 92 100. 00 86. 56 13. 44 100. 00 84. 65 15. 35 100. 00 81. 20 18. 80 100. 00 79. 71 20. 29 100. 00 72. 33 27. 67 100. 00 85. 85 14. 15 100. 00 79. 85 20. 15 100. 00 64. 62 35. 38 100. 00 68. 17 31. 83 100. 00 75. 41 24. 59 100. 00 82. 59 17. 41 100. 00 77. 62 22. 38 100. 00 73. 27 26. 73 100. 00 73. 26 26. 74 100. 00 6 7 7 8 8 5 0 5 0 5 给矿 10. 54 42. 73 1. 79 混合粗精矿 尾矿 给矿 10. 49 44. 51 1. 99 混合粗精矿 尾矿 给矿 10. 40 44. 47 2. 50 混合粗精矿 尾矿 给矿 10. 69 44. 03 2. 68 混合粗精矿 尾矿 给矿 10. 65 ꢀ ꢀ 注:Au、Ag 的品位单位为 g/ t。 4 4. 88% ;金、银品位提高的幅度有限,且精选过程中 金、银矿物极易“掉槽”,回收率很低。 因此,空白精 选不利于硫、金、银的回收。 2 . 6ꢀ 混合粗精矿再磨后精选必要性试验 混合粗精矿再磨后精选必要性试验主要考察进 一步提高混合精矿金、银品位的可能性,试验流程见 图 12,结果见表 9。 图 11ꢀ 混合粗精矿直接空白精选试验流程 表 8ꢀ 混合粗精矿直接空白精选试验结果 % 品位 回收率 产品 产率 S Au Ag Fe S Au Ag Fe 混合精矿 中矿 1 中矿 2 尾矿 9. 27 5. 99 49. 43 32. 67 42. 36 2. 11 1. 30 0. 68 0. 91 0. 11 0. 29 26. 07 23. 08 24. 49 2. 64 46. 24 29. 86 40. 49 9. 49 44. 88 19. 17 19. 99 15. 96 100. 00 41. 56 14. 05 15. 12 29. 27 100. 00 34. 09 19. 50 16. 65 29. 76 100. 00 27. 46 11. 47 12. 50 48. 57 100. 00 4. 82 79. 92 100. 00 给矿 10. 21 7. 09 15. 61 ꢀ ꢀ 注:Au、Ag 的品位单位为 g/ t。 ꢀ ꢀ 由表 9 可知,混合粗精矿再磨—2 次空白精选 银的品位。 因此,混合粗精矿再磨后空白精选无法 进一步富集金、银矿物。 (下转第 124 页) 能小幅提高混合精矿的硫品位,但不能有效提高金、 1 16
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