某低硫尾礦回收硫的合理工藝探究

楊俊彥，葉雪均，秦華偉，李建偉

（1.江西理工大學資源與環境工程學院，江西 贛州341000；2.嵩縣黃金礦業有限公司，河南 洛陽471000）

某鉛鋅選礦廠尾礦自建廠以來一直沒有回收硫資源?，F場采用“優先選鉛－選鉛尾礦再優先選鋅”工藝回收鉛鋅礦物，選鋅尾礦直接排入尾礦庫。經幾十年的堆存，尾礦庫容量逐年減少，對尾礦的合理綜合利用成為該選廠的一個重大問題，江西理工大學對鉛鋅尾礦的綜合利用研究較多，其中利用鉛鋅尾礦制作礦物添加劑已經在關鍵技術和工藝方面取得了突破，有望成為將來大量利用尾礦的有效技術［1－2］。因此，在回收尾礦中硫資源的基礎上進行尾礦用于礦物添加劑技術開發研究，可達到充分利用硫資源、大幅度減少尾礦排放，延長尾礦庫使用年限的目的［3］。本文是對該尾礦進行回收硫的工藝探究，為之后尾礦制作礦物添加劑的研究打下基礎。

1 礦樣性質

從現場分別取選鋅尾礦和選鉛尾礦（下稱鋅尾、鉛尾）。鋅尾化學多元素分析結果見表1，鉛尾化學多元素分析結果見表2，鋅尾物相分析結果見表3，鋅尾礦物組成見表4，鋅尾粒度分析結果見表5，鉛尾粒度分析結果見表6。

由表1可知：鋅尾中含硫為3.53%，含量較低；鐵含量為12.33%，含鉛0.11%、鋅0.14%，含量低不具有回收價值，但可能會對硫精礦質量產生影響。脈石礦物以硅酸鹽礦物為主，還有少量的堿性脈石。

由表2可知：鉛尾中含硫6.5%，鋅5.85%，鉛0.21%，鉛含量偏高。

由表3可知：鋅尾中主要以磁黃鐵礦為主，其含量占68%，黃鐵礦含量為32%。

由表4可知：鋅尾中金屬礦物有磁黃鐵礦、黃鐵礦、鐵閃鋅礦、方鉛礦、閃鋅礦、黃銅礦和赤鐵礦等。非金屬礦物以透輝石為主，次為透閃石、綠泥石、方解石、綠簾石、少量石英，微量滑石，偶見石榴石。

由表5和表6可知：礦樣粒度非常細，鉛尾和鋅尾－0.074mm含量分別達94.60%和92.72%，尤其－0.01mm也分別占有17.50%和18.95%；金屬量主要分布在－0.074＋0.037mm之間，鉛尾中鋅、硫分布率為68.07%和79.29%，鋅尾中硫分布率為86.72%。因此，在浮選過程中，要加大細粒的回收。

表1 鋅尾多元素分析結果表／%

表2 鉛尾多元素分析結果表／%

表3 鋅尾硫物相分析結果表／%

表4 鋅尾礦物組成含量／%

表5 鉛尾粒度分析結果表／%

表6 鋅尾粒度分析結果表／%

2 方案確定

以優化現廠生產流程及尾礦直接脫硫為思路提出以下兩個方案。

方案一：以浮鉛尾礦為試樣，采用“鋅硫混浮－分離”工藝流程，在回收鋅資源的同時綜合回收硫資源，分離后尾礦直接為硫精礦。本方案的優點在于：避免浮鋅磁選尾礦選硫時，需要用大量硫酸調漿可能產生的隱患，同時可以簡化流程、節省浮選設備，整體投資少。

方案二：以浮鋅尾礦為試樣進行磁－浮聯合流程脫硫。因為鋅尾中磁黃鐵礦含量高達68%，考慮采用兩種工藝進行試驗研究。①先磁后浮工藝，即先磁選將磁黃鐵礦選出，磁尾再浮選黃鐵礦；②先浮后磁工藝，即先將黃鐵礦和可浮性好的磁黃鐵礦用浮選方法選出，浮選尾礦再進行磁選回收磁黃鐵礦。本方案的最大優點在于不會影響現場生產。

3 鋅硫混?。蛛x方案試驗

3.1 條件試驗流程圖

鉛尾鋅硫混浮粗選條件試驗流程見圖1。

圖1 鋅硫混浮粗選條件試驗流程圖

3.1.1 硫酸銅用量試驗

據現場流程，優先浮選鉛后，鋅硫處于受抑制狀態，需用硫酸銅活化［4］，因此安排了硫酸銅用量試驗，其用量分別為50g／t、100g／t、150g／t、200g／t，試驗結果見圖2。

圖2 硫酸銅用量試驗結果

從圖2可知：隨著硫酸銅用量的增大，鋅硫混合粗精礦中鋅、硫品位都呈依次上升的趨勢，而回收率則呈先上升后下降的趨勢。這是因為硫酸銅與黃藥會產生競爭吸附，隨著硫酸銅用量的加大，競爭越激烈，導致精礦產率降低，回收率下降［5］。綜合考慮 ，確定硫酸銅用量為100g／t。

3.1.2 丁黃用量試驗

硫酸銅用量確定后，安排了捕收劑丁黃用量試驗，其用量分別為40、60、80和100g／t，掃一、掃二丁黃用量都為粗選的一半，試驗結果見圖3。

圖3 丁基黃藥用量試驗結果

由表3可知：隨著捕收劑用量的增大，鋅硫混合粗精礦中硫品位先上升后逐漸平穩，硫回收率也逐漸升高，鋅品位呈依次降低趨勢，但鋅回收率變化不大，說明該鐵閃鋅礦易活化也易浮選。綜合鋅硫品位及回收率考慮，確定丁黃用量為80g／t。

3.1.3 鋅硫分離石灰用量試驗

粗選條件確定后，安排了鋅硫分離的石灰用量試驗，其 用 量 分 別 為 1000g／t、2000g／t、3000g／t、4000g／t。試驗流程圖見圖4，試驗結果見圖5。

圖4 石灰用量試驗流程圖

圖5 鋅硫分離石灰用量試驗結果

由圖5可知：隨著石灰用量的增大，鋅精礦中鋅品位已依次增大，而鋅回收率則依次降低；硫精礦中硫品位呈上升趨勢，硫回收率也依次提高。綜合考慮，石灰用量初步確定為3000g／t。在閉路試驗中，可以根據試驗現象適當增加石灰用量。

3.1.4 閉路試驗

在良好的條件試驗及較好的開路試驗結果基礎上，安排了閉路試驗。試驗流程圖見圖6，試驗結果表見表7。

表7 閉路試驗結果

圖6 閉路試驗流程圖

由表7可知：通過一粗兩掃兩精可獲得鋅精礦含鋅50.62%、鋅回收率為95.70%；浮選硫精礦含硫35.61%、硫回收率為45.27%；磁選硫精礦含硫28.41%、硫回收率為4.94%，綜合硫精礦品位34.75%，綜合硫精礦回收率為50.86%。浮選尾礦若不增加磁選作業，尾礦則含鋅0.11%，含硫0.80%，尾礦硫損失將偏高。故采用XCGS－50型磁選機進行濕式磁選，磁場強度為200kA／m。

4 鋅尾直接脫硫試驗

4.1 浮選條件試驗

為了考察硫酸用量對硫的活化效率，安排了硫酸用量試驗。用量分別為2000、4000、6000、8000、10000g／t。通過試驗確定先浮后磁方案和先磁后浮方案硫酸用量為6000g／t。

為了考察丁黃用量對浮選硫精礦的影響，用量分別為30、40、50、60g／t確定先浮后磁方案丁基黃藥用量為40g／t。用同樣方法，確定先磁后浮方案丁基黃藥用量為20g／t。

4.2 閉路試驗

在良好的條件試驗及開路結果的基礎上，進行了閉路試驗。先浮后磁閉路試驗流程圖見圖7，試驗結果見表8。先磁后浮閉路試驗流程圖見圖8，試驗結果見表9。

由表8可知：通過鋅尾先浮后磁閉路試驗，結果可獲得磁選硫精礦含硫31.98%、硫回收率為17.74%；浮選硫精礦含硫35.89%、硫回收率為75.91%，綜合硫精礦硫品位35.08%，硫回收率為93.65%；通過一粗一掃三精的流程，可獲得合格硫精礦。

由表9可知：通過鋅尾先磁后浮閉路試驗，結果獲得磁選硫精礦含硫32.51%、硫回收率為60.55%；浮選硫精礦含硫36.98%、硫回收率為31.60%；綜合硫精礦硫品位為33.92%，硫回收率為92.15%。

圖7 先浮后磁閉路試驗流程圖

表8 先浮后磁閉路試驗結果表／%

圖8 先磁后浮閉路試驗流程圖

表9 先磁后浮閉路試驗結果表／%

5 結論

1）對選鉛尾礦進行“鋅硫混?。蛛x”工藝進行試驗，可得鋅精礦含鋅50.62%、鋅回收率為95.70%，浮選硫精礦含硫35.61%、硫回收率為45.27%、綜合硫精礦品位34.75%、綜合硫精礦回收率為50.86%的試驗指標。

2）對選鋅尾礦進行“磁－浮”聯合工藝進行試驗，通過先浮后磁方案閉路試驗，可得綜合硫精礦硫品位35.08%、硫回收率為93.65%的試驗指標。通過先磁后浮方案閉路試驗，可得綜合硫精礦品位綜合硫精礦硫品位為33.92%、硫回收率為92.15%的試驗指標。通過先磁后浮方案閉路試驗，未得到合格硫精礦。

3）選鉛尾礦“鋅硫混?。蛛x”工藝，可避免使用硫酸活化硫，操作安全且不需要增加設備投入，且同樣得到了合格的鋅精礦；選鋅尾礦“先浮后磁”工藝，可在保持原廠工藝不變的基礎上，進行技改不影響現場生產。通過以上兩種方案均可獲得合格硫精礦，但各有優點，從現場角度考慮，采用選鉛尾礦“鋅硫混?。蛛x”工藝更具有創新性，回收鋅的同時回收硫并避免了用硫酸的危險，更符合企業以人為本、降低生產成本的宗旨。

4）尾礦中含硫低，磁黃鐵礦含量高，脈石礦物易泥化，部分鐵閃鋅礦進入到硫精礦中，這些是影響硫精礦的重要因素，在之后的工業試驗中應重視。

［1］匡敬忠，成鋼，魚永芝.尾礦微晶玻璃／陶瓷復合裝飾板的研究［J］.礦產綜合利用，2004（3）：38－40.

［2］匡敬忠，邱廷省，施芳.熱處理對高嶺石結構轉變及活性的影響［J］.中國有色金屬學報.2012（1）：258－264.

［3］秦煜民.磁選尾礦鐵資源回收利用現狀與前景［J］.中國礦業，2010，19（5）：47－49.

［4］葉雪均，劉子帥，江皇義.某銅鋅硫化礦銅鋅分離試驗研究［J］.中國礦業，66－69.

［5］魏德州.固體物料分選學［M］.北京：治金工業出版社，2009.