从凡口铅锌矿尾矿中回收硫精矿的研究①；摘要：针对凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿特征，采用0；关键词：凡口铅锌矿；尾矿回收；硫精矿；重选；浮选；[1]；合利用将成为凡口铅锌矿可持续发展的必然选择；由于受到技术水平，装备性能，经济条件等因素的影响；[2]；子的溶出将显著提高，随着酸化而发生一系列反应，加；[3]；增加企业的经济效益和社会效益；凡口铅锌矿1号尾矿库的尾
从凡口铅锌矿尾矿中回收硫精矿的研究① 摘要：针对凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿特征，采用0．074mm细筛分级、摇床重选，使40％的脉石矿物抛尾，减轻了后续磨矿和浮选成本，同时富集了硫、铅、锌、银、镓、锗等有价元素。通过控制加入硫化钠的用量和时间，改善了硫精矿的浮选条件，得到了一种新的从铅锌尾矿中综合回收硫精矿的工艺流程。小型试验结果表明，尾矿经细筛分级、重选和浮选后，得到了含硫35．7％，总回收率为63．5％的硫精矿产品。 关键词：凡口铅锌矿；尾矿回收；硫精矿；重选；浮选；硫化钠
凡口铅锌矿l号尾矿库从1968年投产到20世纪80年代初闭库，尾矿库容面积20hm2，共有尾矿约40万t。在矿石日趋贫化、资源日渐枯竭、环境意识日益增强的今天，尾矿综[1]合利用将成为凡口铅锌矿可持续发展的必然选择。 由于受到技术水平，装备性能，经济条件等因素的影响，凡口铅锌矿20世纪60、70年代的选矿工艺流程和选矿水平受到限制，铅锌硫等有价元素的回收率不高，从而造成相当一部分有价元素损失到尾矿中。矿山尾矿的酸化是一个较为普遍的现象，部分尾矿有产酸的可能，特别是含硫较高的尾矿。凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中硫含量高达13．8％，硫主要以硫铁矿的形式存在。20多年来，由于表层尾矿中的硫铁矿暴露于空气中，加上天然淋滤作用，硫铁矿在细菌的催化下与水和氧气反应，产生了较多的硫酸，使1号尾矿库的自然pH值降到了6．5，并促进了尾矿表层部分重金属铅锌镉的溶解。研究还发现酸化主要发生在尾矿表层0～30cm，对底层的影响不大，但酸化一旦发生， pH值会迅速降低，重金属离[2]子的溶出将显著提高，随着酸化而发生一系列反应，加剧尾矿对环境的污染。因此，回收凡口铅锌矿1号尾矿库中的硫精矿，可以大幅度降低硫的含量，减少酸化，保护环境，同时[3]增加企业的经济效益和社会效益。 1
凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿，其主要元素化学成分和粒径分布分别如表1和表2所示。
由表l和表2可知，凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中主要成分为石英、碳酸盐矿物、绢云母等脉石，其次为硫和铁，铅、锌等金属含量也较高，其中硫和铁主要以硫铁矿的形式存在，硫铁矿在整个尾矿中的含量高达18％。尾矿粒度较粗，+0．074mm粒级含量约占70％，-0．037mm粒级含量不到15％。-0．074 mm粒级尾矿中硫的含量仅为3．85％，且大部分为闪锌矿和方铅矿，+0．074mm的尾矿中硫的含量上升到15．2％。由凡口铅锌矿的粒度与解离度关系进一步分析可知，当矿石磨细到-0．074mm时硫铁矿解离已比较充分，矿石磨细到-0．037mm时方铅矿与闪锌矿才充分解离。在原来的矿石浮选过程中，-0．074mm的硫铁矿、-0．037mm的闪锌矿和方铅矿由于解离较充分，当时已基本回收，尾矿中的硫铁矿主要集中在+0．074 mm粒级中。由于硫铁矿、方铅矿、闪锌矿的密度分另0为5．0～5．2t/m、6．5～3337．0t/m、4．0～4．2t/m，脉石(石英、碳酸盐矿物、绢云母等)的密度为2．6～2．9t/m，3有价元素铅锌硫等与脉石矿物的密度相差较大，比较适合重选进行初步的分离与富集。因此，确定对凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿采用0．074mm的细筛分级，筛上部分重矿湿磨，与筛下部分重矿合并浮选回收硫精矿的试验方案。 2试验结果及分析 2．1重选试验
由于凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中，有价金属品位较低，脉石(石英、碳酸盐矿物、绢云母等)含量达到了70％。单一的浮选回收有价元素成本高，也难以获得合格的精矿产品，全部尾矿都经磨矿将大大增加选矿成本，粒度较细的尾矿再磨也会产生泥化，对硫精矿和铅锌等金属元素的回收不利。重选不用药剂，对环境不产生污染，水源可循环利用相邻3号尾[5]矿库已达标的外排水，加上设备简单、成本低，是初步富集分离硫精矿的首选，经过摇床选别后，大部分脉石抛尾，不仅可以消除矿泥对浮选的影响，还可以通过摇床的振动对尾矿表面进行冲选和磨擦，有利于浮选回收硫精矿和后续的铅锌矿。在给矿量和给矿浓度确定的条件下，尾矿的粒度、摇床的冲程冲次和床面的倾斜度等都是重选回收硫精矿的关键因素。对+0．074mm粒级尾矿，选用小冲程、快冲次及冲洗水为小冲洗水、大横坡进行摇床试验；而-0．074mm粒级尾矿，选用大冲程、慢冲次及冲洗水为小冲洗水、小横坡进行摇床试验。对凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿用0．074mm细筛分级、各自重选，试验结果见表3。 [4] 由表3可知，通过摇床选别后，+0．074mm粒纫重矿中，硫精矿的硫含量达28．6％。-0．074mm粒级中，尽管尾矿中的硫含量比较低，但由于硫铁矿等解离比较充分，更容易用重选的方法与脉石矿物分离，重矿中硫含量也达到了23．5％。对中矿进行二次重选富集，轻矿抛尾，合计可减少大约55％左右的脉石矿物，大大减轻了下一步的磨矿量，节约了磨矿成本，同时也富集了铅、锌、银、锗、镓等有价金属元素。 2．2浮选试验 凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿经重选后得到的硫精矿，一方面，硫的品位没有达到35％的销售标准，还必须进一步富集；另一方面，得到的硫精矿中铅锌等主要金属的含量合计已达到了5％左右，具备了较好的回收方铅矿和闪锌矿的条件。为了更好的综合回收各种有价金属，对重选后的硫精矿进行了浮选试验。 2．2．1
磨矿时间对浮选回收率的影响
凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿堆积多年，由于历史原因，尾矿颗粒本身较粗，有用矿物得不到充分解离。由于粒度大小对回收率有直接关系，要充分回收硫、铅、锌等有价元素，[4]必须进行磨矿试验。取+0．074mm重选之后的重矿试样500g，加水800mL，在容积为5L的球磨机中磨矿，研究磨矿时间对硫回收率的影响，试验结果如图1。
由图l可知，湿磨时间在8～10min内硫的回收率达到了80％以上。故尾矿湿磨的最佳时间为8～10 min。 2．2．2硫化钠对浮选回收率的影响 由硫化钠在浮选中的作用机理可知，它能暂时抑制硫化物矿的浮选，对方铅矿和闪锌矿[7]的抑制较强，对硫铁矿的抑制最弱，在某些情况下还可以活化硫铁矿。对比实验表明：对重选后已湿磨的尾矿在自然pH为6．5(尾矿的正常值)的条件下进行直接浮选，增加黄药和2#油的用量，延长搅拌和浮选时间，只能使15％的方铅矿和闪锌矿浮选出来。由于硫铁矿表面受到氧化而产生了部分硫元素，增加了硫铁矿的疏水性，有利于硫铁矿的浮选。在浮选前加入少量硫化钠后进行同样的实验，方铅矿和闪锌矿几乎不能浮出，而硫铁矿的浮选回收率达到了80％以上，说明硫化钠确实对方铅矿和闪锌矿进行了暂时抑制，而对黄硫铁矿起到了活化作用。由于尾矿存放时间长，表面的方铅矿和闪锌矿部分被氧化，加入硫化钠后在一定的时间内会发生如下反应：
在加入Na2S充分反应一段时间后，使尾矿中表面被氧化的PbSO4和ZnSO4形成了具有一定厚度的难溶性PbS和ZnS覆盖层，黄药类捕收剂如同吸附在方铅矿和闪锌矿表面一样不易脱落，提高了方铅矿和闪锌矿的可浮性，从而使尾矿中部分被氧化的方铅矿和闪锌矿受到活[7]化，对下一步回收方铅矿和闪锌矿、提高铅锌的回收率起到关键性的作用。故在浮选回收硫铁矿时不能太早加入硫化钠，更不能在湿磨时加入，必须在浮选开始前以硫化钠溶液加入才能达到最佳效果。
硫化钠的用量直接影响到硫精矿的浮选回收率，用量过小不能有效的抑制方铅矿和闪锌矿，也不足以使部分被氧化的硫酸铅和硫酸锌表面充分硫化，使后续铅和锌的浮选回收率不高；反之，既可以使硫铁矿受到抑制，也会加大硫化钠的水解，使溶液的pH值上升，不利于硫铁矿的浮选，也增加了药剂成本。取500g已湿磨10min的重矿进行浮选(硫含量为28．6％)，在其他条件(丁基黄药150g/t、松醇油40g/t)不变的情况下，改变硫化钠的用量(试验时将硫化钠现场配制成10％的溶液，用针筒抽取)，经过一次粗选、一次精选、二次扫选(下同)，试验结果见表4。
由表4可知，当硫化钠的用量达到800r/t时，硫精矿的回收率最高，硫的品位也达到了35％以上的要求，当硫化钠的用量超过800g/t时，回收率下降，增加硫化钠的用量对硫精矿的品位影响不明显，生产上可选硫化钠的用量为800g/t。 2．2．3 pH值对浮选回收率的影响 取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28．6％)，在其他条件(丁基黄药150g/t、硫化钠800g/t、松醇油40g/t)不变的情况下，用H2SO4和石灰分别调到不同的pH值，进行浮选试验，试验结果见表5。
由表5可知，pH值超过7．5时，硫精矿的回收率和产率快速下降，硫铁矿开始受到抑制。硫的品位也逐渐下降，原因主要是由于硫精矿产品中的方铅矿和闪锌矿含量上升。显然，硫铁矿在酸性介质中较容易浮出，但考虑到设备腐蚀和凡口铅锌矿1号尾矿库中的尾矿自然pH为6．5的实际情况，把浮选硫精矿的 pH值设定为6．5的自然状态较好。 2．2．4
浮选时间对浮选回收率的影响
取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28．6％)，矿浆pH值6．5，加入丁基黄药150g/t，硫化钠800g/t、松醇油40g/t，研究浮选时间对回收率的影响，试验结果见表6。
由表6可知，当浮选时间达到8min后，虽然硫精矿的回收率继续上升，但硫的品位却开始下降，这主要是由于随着浮选时间的延长，硫化钠对方铅矿和闪锌矿的抑制作用减弱，使尾矿中的部分方铅矿和闪锌矿回收到硫精矿中，这样将会损失尾矿中最有价值的铅锌矿等产品。在生产上可取最佳浮选时间为7～8 min。 2．2．5丁基黄药用量对浮选回收率的影响
取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28．6％)，矿浆pH值6．5，硫化钠800g/t，松醇油40g/t，浮选时间为8min，研究丁基黄药用量对回收率的影响，试验结果见表7。
从表7可知，硫精矿的回收率和产率都随丁基黄药用量的增加而升高，但当用量达到150g/t后，其回收率增大不明显，硫的品位却随着丁基黄药用量的增大而不断降低，主要是由于尾矿中的部分方铅矿、闪锌矿和脉石回收到硫精矿中造成。工业生产上捕收剂的用量为120～150g/t。 2．3小型闭路试验
在上述各种条件试验的基础上进行全流程小型闭路试验。工艺流程如图2。以图2流程获得了良好的效果，硫精矿硫品位为35．7％，回收率为79．5％。
1)针对凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿特征，采用细筛分级、重选和浮选的联合新工艺流程回收硫精矿，获得了满意的效果，小型试验得到了含硫35．7％，总回收率为63．5％的硫精矿产品。
2)采用0．074mm的细筛分级，+0．074mm的尾矿可初步富集硫精矿，再分别对尾矿进行重选富集，可使约55％的脉石矿物抛尾，大大减轻了后续磨矿和选矿成本，同时富集了硫、铅、锌、银、镓、锗等有价元素，也改善了后续浮选条件，能较好地回收凡口铅锌矿I号尾矿库中的硫精矿。
3)重选后的尾矿最佳浮选回收硫精矿的条件为：矿浆pH值6．5，丁基黄药150g/t，松醇油40g/t，浮选时间8min，硫化钠的最佳用量800g/t。硫化钠的加入地点和加入量，对活化硫铁矿、有效抑制方铅矿和闪锌矿，并为下一步回收铅、锌、银、镓、锗等金属元素起到了关键性的作用。 4)从铅锌尾矿中回收硫精矿的新工艺，实现了二次资源的可持续利用，为减少铅锌尾矿库的酸化，提高企业的经济效益和社会效益，保护环境提供了一条新的途径，对同类型的铅锌矿老尾矿库中回收硫精矿具有较好的参考价值。 参考文献：[1]曾懋华，龙来寿，奚长生，等．凡口铅锌矿尾矿的综合利用[J]．韶关学院学报，)：56―59． [2]束文圣，叶志鸿，张志权，等．华南铅锌尾矿生态恢复的理论与实践[J]．生态学报，2003，23(8)：． [3]猛克礼．优先浮选提高硫回收率的实践[J]．金属矿山，1999(3)：11―13． [4]曾懋华，姚亚萍，奚长生，等．某难选铜铅混合精矿的分离试验研究[J]．金属矿山，2006(4)：19―22． [5]李瑾．浮选尾矿摇床再选试验研究[J]．有色矿山，)：26―28． [6]曾懋华，奚长生，彭翠红，等．浮选含铅废渣富集铅的研究[J]．有色金属(选矿部分)，2004(1)：12―15． [7]胡熙庚，黄和慰，毛钜凡．浮选理论与工艺[M]．长沙：中南工业大学出版社，1991．
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本报讯记者赵永峰通讯员吴香玉李红燕扩大稀土精矿产能实现白云鄂博铁矿资源综合利用和为稀土资源战略储备提供支撑，是包钢稀土《白云鄂博磁矿尾矿回收稀土精矿》科研成果实现工业化生产之后凸显出的三重效益。这项成果的产业化转型实现了白云鄂博磁矿中稀土资源的大规模综合利用，填补了白云鄂博磁矿综合利用的一。彩钼铅矿的化学分选方法从炼铜废渣中回收锡铜铅锌等金属的方法从镀锡浸锡和焊锡的金属废料回收锡的方法及其装置退锡或锡铅废液中回收锡的方法从无铅焊锡废料中回收锡和银的方法锡矿氯化挥发法从锡矿石中萃取锡从低品位锡矿中直接提取金属锡的方法用绒毯溜槽从重选尾矿中回收钨锡矿物的。可以预测，未来尾矿开发人工砂石的市场还会进一步的拓展，这也将是继能源节约之后又一经济增长点。郑州永灿机械设备有限公司正紧抓机遇，全力发力尾矿回收计划进程，将会源源不断地研发具有更高技术水平的人工机制砂设备。目前国内各省市正处于大规模土木工程建设的高峰时期，对建筑砂石需求十分旺盛。如能尽早地研发一种。尾矿回水系统该系统大多利用库内排洪井管将澄清水引入下游回水泵站，再扬至高位水池。也有在库内水面边缘设置活动泵站直接抽取澄清水，扬至高位水池。二尾矿库的功能保护环境选矿厂产生的尾矿不仅数量大，颗粒细，且尾矿水中往往含有多种药剂，如不加处理，则必造成选厂周围环境严重污染。将尾矿妥善贮存在尾矿。浅说金诚河卵石制砂机在尾矿回收中的应用浅说金诚河卵石制砂机在尾矿回收中的应用金诚河卵石制砂机将废弃尾矿变人工砂石一举两得，尾矿选矿中分选作业的产物之一，其中有用目标组分含量的部分称为尾矿。这些尾矿一般都堆积在矿山的周围，占用土地损伤地表，破坏土壤危害生物，淤塞河床污染水质，飞扬粉尘污染。随着技术进步和国际市场矿产品价格的上涨，尾矿回收可产生较好的综合经济效益，白灰回转窑应予以高度重视。近年来，我委通过国债等资金支持，引导企业通过技术创新开发利用尾矿残矿中的资源，已在相关技术和实践上取得重大进展。为进一步做好尾矿资源开发利用工作，建议采取以下措施一要制定和落实相关政策，支持企业开展。尾矿制砖的合理利用一尾矿的概念尾矿是指金属矿山选矿过程中排出的固体废弃物，其中有用目标组分含量的部分称为尾矿。在当前的技术经济条件下，已不宜再进一步分选。但随着生产科学技术的发展，有用目标组分还可能有进一步回收利用的经济价值。尾矿并不是完全无用的废料，往往含有可作其他用途的组分，可以综合利用。本报讯记者赵永峰通讯员吴香玉李红燕扩大稀土精矿产能实现白云鄂博铁矿资源综合利用和为稀土资源战略储备提供支撑，是包钢稀土《白云鄂博磁矿尾矿回收稀土精矿》科研成果实现工业化生产之后凸显出的三重效益。这项成果的产业化转型实现了白云鄂博磁矿中稀土资源的大规模综合利用，填补了白云鄂博磁矿综合利用的一。一般尾矿粒度在占~，仅长江中下游一带尾矿粒度较粗。根据尾矿粒度的差异性矿山尾矿回收投资情况和加工产量等情况，重工科技提供多型号欧版颚式破碎机立式辊磨机超压梯形磨粉机加强超细磨粉机组成全套磨矿工艺，根据实际情况选择不同设备组合，对铁尾矿再次粉磨，处理加工后达到一定细度制备微晶。国内外目前选钢渣机器对尾矿资源的综合利用可以概括为下列几种途径首先要尽量做好尾矿资源的有用组分的综合回收利用，选钢渣机器采用先进技术和合理工艺对尾矿进行再选，限度地回收尾矿中的有用组分，这样可以进一步减少尾矿数量。尾矿不能随意丢弃，尾矿处理不仅涉及到环境保护资源合理利用的问题，还与法律方面。什么是尾矿?尾矿是选矿中分选作业的产物之一，是有用目标组分含量的部分。尾矿是在当前的技术经济条件下，已不宜再进一步分选的矿石资源。但随着生产科学技术的发展，尾矿还具有进一步回收利用的经济价值。尾矿是有待挖潜的宝藏，尾矿并不是完全无用的废料，往往含有可作其他用途的组分，可以综合利用。一直以来，实现。揭秘解决尾矿堆积大难题技巧据市场调查分析，铁矿石资源需求依然有增加趋势，面对广阔的市场舞台，众多企业投资铁矿石资源开发更是纷至沓来。同时在节能减排的，大量开发铁矿石资源的背后产生的大量尾矿同样赢得各部门的关注。由于尾矿中含有暂时不能回收的有用成分，如果随意排放，一方面会造成资源流失，另一个方。尾矿的综合回收表业生产持续发展近年来我国矿山企业每年产生的尾矿约有亿吨，综合回收利用量为亿，综合回收利用率为，尾矿库占地面积累计已达,不仅损失浪费了尾矿中宝贵的有价矿产资源，压占了大量耕地，而且尾矿库所产生的砂尘对矿山周边地区的生态环境和水资源造成极大污染，尾矿虽是矿山排出的。根据尾矿粒度的差异性矿山尾矿回收投资情况和加工产量等情况，提供多型号欧版颚式破碎机立式辊磨机超压梯形磨粉机加强超细磨粉机组成全套磨矿工艺，根据实际情况择不同设备组合，第三代制砂机对铁尾矿再次粉磨，处理加工后达到一定细度制备微晶玻璃，开发出高性能低成本的高档建筑装饰或工业耐损耐腐蚀材料，提高。简述尾矿磁选进行试验的流程及结果山东某矿业公司委托中钢集团马鞍山矿山研究院在对其尾矿磁选粗精矿进行试验的基础上，用MD药剂作为阴离子反浮选的捕收剂，采用细筛一磨矿一中磁选一反浮选流程，在给矿品位磨矿细度占的条件下，获得了最终铁精矿品位产率作业回收率的铁精。
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从氰化尾矿中浮选回收铅_锌的生产实践
第23卷黄　金第7期　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　?28?GOLD2002年7月从氰化尾矿中浮选回收铅、锌的生产实践于振福,郝建贞(山东平度大庄子金矿)摘要:叙述了从氰化尾矿中浮选回收铅、锌的小型试验和工业生产情况。用优先浮选方法,从氰化尾矿中回收铅、锌工艺,在同类矿山中的应用前景看好,可为企业创造新的经济增长点。关键词:优先浮选;回收铅、锌;氰化尾矿中图分类号:TD92　　文献标识码:B　　文章编号:02)07-0028-03200t/d,选矿生产工艺流程为:浮选―金精矿氰化―氰化尾矿再选回收铅、锌(见图1)。该流程中的铅、锌浮选部分是由烟台研究设计1　引　言山东黄金集团平度大庄子金矿的生产规模为图1　选矿生产工艺流程院于1999年根据试验情况设计的。大庄子金矿利用一座旧厂房和部分闲置设备及新增投资两百万元,组建了氰化尾矿再选车间。用优先浮选法回收铅、锌,产出铅精矿和锌精矿。该项目于2000年8月份进行生产调试,经过一段时间试生产,已初见成效。2　小型试验情况大庄子金矿氰化尾矿再选的试验工作,先后由长春黄金研究院和烟台黄金研究设计院分别完成。烟台黄金设计院的试验样品取自户外堆存的氰化尾渣,样品分析结果见表1,小型试验结果见表2、表3、表4。表1　样品分析结果细度(-325目)/%93金品位/g?t-11.35银品位/g?t-129.03铅品位/%5.321锌品位/%6.784　　试验结果表明有价元素得到回收,铅、锌两种精收稿日期:矿均可为合格产品,回收率达81%。作者简介:于振福(1957-),男,选矿工程师,主要从事选厂技术管理工作;山东省平度市大庄子金矿,266715第23卷　2002年　第7期表2　小型试验结果品位/%产品名称铅精矿锌精矿尾矿原矿产率/%Pb9.100.0046.4851.3Zn5.09747.6Pb81.583..00回收率/%?29?Zn6.8281..00表3　铅精矿多元素分析结果元素wB/%Pb46.485Zn5.097Cu0.769As0.012S18.265Au(g/t)10.79Ag(g/t)292.84MgO0.765Al2O31.150表4　锌精矿多元素分析结果元素wB/%Zn47.650Pb1.373Cu0.580Fe2.320As0.020SiO2<0.09Au(g/t)Ag(g/t)1.9996.80Ca0.74S22.393　试生产情况3.1　生产工艺流程含水20%的氰化尾渣经清水调浆后,以30%的浓度给入铅粗选作业,铅粗精矿经三次精选产出铅精矿。铅粗尾矿经两次扫选进入锌粗选,锌粗精矿经三次精选产出锌精矿,锌粗尾经两次扫选后排到活性炭2.96～4.53石灰21.15～24.21黑药0.38尾矿库中。3.2　生产调试2000年8月开始生产调试,生产初期效果较差,铅、锌精矿均达不到合格的要求。由于受除杂不好和设备配置不合理等因素的影响,使生产过程断断续续地进行了4个多月,生产和指标都不正常,初期生产指标见表5、表6。kg/t丁基黄药2.11～2.38硫酸铜6.09～7.89硫酸锌4.70～13.68　　　　　　　　　　　　　　　　　　　表5　药剂用量表6　生产调试期间指标铅精矿品位/%Pb30.70Zn9.01Pb回收率/X.93Zn41.04锌精矿品位/%Pb5.60Zn回收率/6.663.3　生产中存在的问题及解决的办法(1)给矿量不平稳,造成浮选机经常跑槽或落槽导致产品质量不合格。原因:①由于储矿槽直接供矿浆,给入储矿槽的矿浆是每小时一次,而储槽中的矿浆是连续排出的,随储矿槽内矿浆面高度的变化,排矿压差也随时变化。排矿速度不能稳定,难以控制均稳给矿;②由于矿浆中含有一些杂物,经常堵塞给矿阀门和浮选机之间的控制阀。解决方法:①在储矿槽的排出端加装一稳压箱,稳定矿浆排放量。其工作原理见图2。②调浆工序加除杂筛除杂。③改变浮选机中间控制阀的关闭形式,将原来旋塞封闭矿浆压入式,改为升降管隔离矿浆溢入式。(2)泡沫槽跑槽。由于氰化尾渣中过剩的浮选油及脱药剂(活性炭)干式添加不合理,使泡沫难以定量控制,造成泡沫跑槽。解决方法:将活性炭在搅拌槽中水合浆化后,以定体积形式通过计量箱加入矿浆中。这样就保证了?30?活性炭的定量加入。同时在浮选时再辅以人工少许补加调量部分,这样就解决了泡沫跑槽问题。黄　金4　本工艺的几个技术关键问题(1)氰原中不同产地的精矿配矿比例要稳定,以减少对选铅工序药剂用量的影响。(2)氰化尾矿的水分要尽量减少,以降低随这部分水带入的氰根量,减少活化剂的消耗。(3)脱药药剂要适量,加点要正确。(4)严格控制机械油进入流程。(5)由于原料过细,泥化严重,精矿的品级不高,要合理使用分散剂。图2　矿浆稳压箱构造示意图1―储矿槽　2―阀门　3―浮子锥阀　4―浮子　5―矿浆稳压箱5　经济效益情况按照第二阶段试生产的指标计算,每吨氰化尾矿成本为263.45元,生产单位成本为:药剂60.25元/t;电费54.50元/t;其它材料20.00元/t;人员工资17.50元/t;设备折旧费30.00元/t;销售及其它费用30.00元/t,这几项合计212.25元/t,吨矿利税51.20元。年创效益56万元。(3)加灰量不稳造成产品的不合格。因石灰是人工用灰勺按每5min加一次。试生产期间由于人手有限,加之处理其它故障时间较多,经常不能保证按时加灰。解决方法:购入一台、自制一台圆盘加灰机连续定量加灰,保证了平稳加灰量。通过解决上述问题和对制药、加药系统及压力给水等进行一系列的改造后,选铅、锌车间于2000年初进行了第二阶段的试生产。经过一个多月的调试,生产较平稳,药剂消耗下降,技术指标有明显提高。第二阶段试生产指标见表7、表8。　　　　　表7　药剂用量活性炭1.70石灰14.17丁基黄药1.39硫酸铜4.51kg/t硫酸锌8.236　目前生产中存在的问题(1)精矿配比不稳。(2)有价金属回收率还不高,距小型试验结果尚差20%之多。(3)原料过粉碎,高品级的精矿产量还很低。(4)含氰污水的处理和处理后回用水的问题还有待解决。7　结　语大庄子金矿从氰化尾矿中回收铅、锌的工艺,在我国黄金生产厂家尚属首例。生产工艺流程和生产控制方面无经验可借鉴。入选矿物粒度较细,-325表8　第二阶段试生产指标铅精矿Pb品位/E～63回收率/a.68锌精矿Zn品位/E～58回收率/P.86目达93%以上,且氰化后的矿粒表面性质不够理想,生产不易控制,指标波动大,但生产发展趋势良好。笔者认为,经过进一步的努力,各项指标将会达到较理想的水平。Theoperationofseparatinglead,zincfromcyanidetailYuZhenfu,HaoJianzhen(DazhuangziGoldMineofPingduCounty,ShandongProvince)Abstract:Thesmallandpilotscaletestsofseparatinglead,Zincfromcyanidetailaredescribed,Adoptingpreferen-tialflotationmethodtorecoverlead,zincfromcyanidetailopenvastvistainthesimilarmines.Keywords:pthesepcyanidetail(编辑:李玉敏)
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