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（福建金東礦業(yè)股份有限公司 福建三明 365100）

礦山選礦后，在當時經濟及技術條件下不適合回收利用的礦山固體廢料叫做尾礦庫中。雖然大部分礦產是多元素復合礦，含有共生伴生有價金屬，但是常常只回收某種目的金屬，這樣便會導致尾礦中大量有價值的元素沒有被利用。隨著經濟的不斷發(fā)展，礦產資源的需求量日益增大。所以可得出這樣的結論：綜合回收利用尾礦資源，產生更多新的二次資源勢在必行。

選取福建某鉛鋅礦選廠為例。為了回收尾礦中的鉛、鋅、硫，尾礦再選廠使用高效射流浮選設備，流程為混合一優(yōu)先浮選流程。但在投產之后，向外銷售的僅有31.5%的低品位鋅精礦，因為硫精礦、鉛精礦的品位低，所以不可以作為產品，更不能向外銷售。在生產過程中，只回收了硫化礦，沒有回收氧化礦。硫單體的解離度為88.8%，鋅單體解離度為25.5%，鉛單體解離度僅為61.11%，解離度非常低，生產工藝中也沒設置磨礦作業(yè)，從而導致選別效率很低。針對生產流程中存在的問題，提出了嚴謹的改造工藝，采用重一浮聯合混選，混合精礦分離鉛、鋅、硫。生產工藝在改造之后，生產指標得以提高，硫精礦品位35.3%、回收率60%；鋅精礦品位45%、回收率62.5%；鉛精礦品位40%、回收率43%。這三種精礦的品味均達到了銷售所要求的品位。

1 礦石性質

福建某個鉛鋅礦選廠排出的尾礦濃度為25%，粒度為一0.074mm占60%，在尾礦中含硫3%～5%，含鋅1.1%～2%，含鉛0．2%～0．3%。該尾礦主要的礦物有磁黃鐵礦、菱鋅礦、閃鋅礦、白鐵礦、白鉛礦等，微量礦物有黃銅礦、毒砂。脈石礦物主要有方解石，其次是云母、石英、長石、綠泥石。尾礦多元素分析為：Zn 1.85%、Pb 0.3%、S4%、Au<0.1g/t、Ag 3.69g/t。鉛鋅物相分析。

2 生產流程

2.1 具體的生產流程

經過管道的輸送,尾礦礦漿加到攪拌槽并且加藥調成漿后，采用一粗一掃混合浮選鉛鋅礦后再丟尾，然后在攪拌槽里將混合浮選礦調漿，一粗一掃二精選便可以得到硫精礦和鋅精礦?；爝x的藥劑是硫酸銅、丁基黃藥；分離鋅硫的藥劑是丁基黃藥、石灰，分離浮選礦漿的pH為13。分離浮選鉛精礦含鋅10%，品位僅5%，因為鉛和鋅不可以分開，所以就停止了選鉛的流程。選用高效射流浮選機作為浮選設備，鋅浮選為4臺JF一1，混選為2臺JF一5，鉛浮選為 3臺 JF—l。

2.2 生產流程中存在的主要問題

投產后，只能生產出低品位鋅精礦,品位為31．5%、回收率為46%，但是硫精礦品位非常低，僅有25．22%，在當地根本就沒有銷路，而且鉛也沒有生產出產品。存在著如下幾個問題。

2.2.1 用作選別的藥劑比較單一，僅有黃藥和硫酸銅，是選別硫化礦的藥劑。該尾礦中鉛鋅的氧化率64.4l%，氧化率33.33%，氧化率較高，氧化礦浮選藥劑的可以提高鉛鋅技術指標。

2.2.2 工藝過于簡單，與該尾礦的礦石性質不太適應。鋅礦物單體解離度只有25.1%，其中有41.98%和脈石連生，其它的與方鉛礦一脈石、黃鐵礦一脈石、黃鐵礦連生；黃鐵礦單體的解離度為88.9%，大多數都與閃鋅礦連生；方鉛礦單體的解離度61.11%，其中與閃鋅礦連生占16.67%、與脈石連生占22.32%。生產合格的硫精礦、鋅精礦和鉛精礦的前提是使鉛鋅硫礦物單體解離，但是生產工藝中未設磨礦作業(yè)。由于單體的解離程度并不高，鋅只能回收一部分單體和富連生體；鉛不能選出符合標準的產品；硫單體的解離度較高，合格的高品位硫精礦35%以上。

2.2.3 將高效射流浮選機作為浮選設備，這種類型的機器單槽富集比較高，因此使生產流程更加簡化，節(jié)省占地面積、節(jié)省電力，降低了生產成本。這個浮選設備便是該工藝獲利的關鍵作在。

2.2.4 該尾礦中-10μm粒級含量8.39%，大部分是次生細或粒，由前選廠磨礦產生。而且有尾礦中有殘留藥劑，不利于精礦品位的提高。因此應采用濃縮加調整劑的方式脫泥脫藥。

3 工藝改進

3.1 改進思路3.1.1使有用礦物單體解離，解決磨礦問題。尾礦中鉛鋅氧化率高，含有的鉛鋅硫的品位低，所以技術指標較低。尾礦全磨成本高，投資大，從經濟角度上來說不可取。將尾礦中的硫化礦先富集再混精最后一步磨礦，投資少，生產成本低。粗粒重選一細粒浮選聯合工藝、重選、浮選都是預先富集的方法，重選設備可以選擇螺旋溜槽或搖床。重選不僅可以富集有用的礦物，還可以脫掉一些礦泥，但是缺點就在細粒級回收率很低，搖床占地面積過大。對于粗粒級連生體(特別是貧連生體)的選別，用浮選的效果不佳。對于該尾礦來講，采用粗粒重選一細粒浮選是比較適合的工藝。

3.1.2 泥質對氧化鋅浮選的影響較大。通常情況下，在浮選前需要脫泥。該尾礦的生產實踐也表明了尾礦殘留的藥劑和-10μm泥質對精礦品位影響較大，對于分選不利。在混合精礦磨礦之后需要設置脫泥斗脫除-10μm礦泥。

3.1.3 混合精礦磨礦脫泥后需要設置一次精選以使硫精礦品位達到35%以上。

3.1.4 需要加強對氧化礦物的回收。

3.2 工藝改進的具體做法

在尾礦回收廠的生產期間，在這過程中出現了一些問題，針對這些問題，做了一個小型試驗，混合精礦再磨。但思路并沒打開，一直停留在選單一硫化鋅上。當磨礦細度0.074mm占比例77.5%，加硫酸銅100 g/t，丁基黃藥120 g/t，石灰1.0000g/t，鋅回收率68%，精礦含鉛3.57%，精礦品位32%，鉛回收率46%。鋅精礦品位低的主要有兩個原因：一是鉛進入鋅精礦中，二是受礦泥的影響。在該生產流程投產前，尾礦中的硫化礦用螺旋溜槽回收過，硫精礦品位26.7%、鋅6.43%、鉛1.35%，硫回收率62%，一30μm粒級硫回收率僅35%；+30μm粒級硫回收率78%。因為當地銷售要求的硫精礦品位在35%以上，而且鉛鋅也不能超標，所以無法銷售。

結合生產實踐的數據和探索實驗，制定了工藝改造的方案，因為要節(jié)省試驗的經費，開展了擬定的流程來驗證試驗。試驗流程為：+0.074mm用螺旋溜槽回收鉛鋅硫0.074mm混合浮選鉛鋅硫混合精礦磨礦后脫泥后的混合精礦精選一次進分離浮鋅、浮鉛，尾礦為硫精礦?；厥罩攸c是氧化鉛、氧化鋅。

4 結語

4.1 一般來說，存在尾礦細、雜、貧，泥化情況嚴重，有用礦物粒度細，浮選尾礦中殘余藥劑較多等問題。選礦時一定要處理好產品精礦品位和回收率間的關系，生產出合格的產品。采用合理的工藝和節(jié)能高效的設備，進行綜合性的回收，以獲得較好的經濟效益。

4.2 該尾礦含鉛0.3%、硫4.6%、鋅1.85%，鉛、鋅氧化率33.33%、64.41%，氧化率高，品位低，屬于低品位物料。生產工藝要改善，采用細粒浮選的方法，采用粗粒螺旋溜槽的工藝重選可得鉛鋅硫混合精礦，混精磨礦脫泥精選后再分離鉛鋅硫，可得回收率43%、品位40%的鉛精礦；回收率60%、品位35.3%的硫精礦；回收率62.5%、品位45%的鋅精礦。獲得了較好的技術指標和經濟效益，積累了綜合利用尾礦的經驗。

[1]羅仙平.會理鋅礦尾礦中氧化鋅的回收[J].金屬礦山,2007,(9).

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