黄铁矿常常出现在多金属硫化矿的伴生矿物中,由于黄铁矿的附加值不高,选矿时一般不倾向于提取硫铁矿,而更侧重于对主要金属矿物的回收,这就导致黄铁矿流失在尾矿中,造成了一定程度上的资源浪费。
本案例中,某铅锌选矿厂目前处理的铅锌矿有较高含量的硫,这些硫主要为黄铁矿。该铅锌矿针对铅、锌和硫的回收有一套成熟的工艺,可生产品位为47%,回收率为90%的高品质硫精矿。但是,经过检测发现,尾矿中依然存在部分可回收的硫,全年平均硫品位6%,据全年统计结果推算,该尾矿全年含硫量约为3.3万吨,经济价值上千万元。
那么,如何回收铅锌尾矿中的黄铁矿呢?为了能够更好的回收这部分硫,对该铅锌尾矿进行了选矿试验研究,研究过程如下:
取该铅锌尾矿的试样,进行试样分析,发现试样中金属硫化物主要为黄铁矿,微量磁黄铁矿、毒砂、黄铜矿和黝铜矿等;脉石矿物以石英、方解石和白云石为主,次为云母、石膏和菱铁矿。其他微量矿石有长石、石榴石、绿泥石、高岭土、金红石、辉石、闪石、磷灰石和硅灰石等。
该铅锌尾矿中的硫主要以黄铁矿形式存在,硫品位达9.1%,其他有用矿物含量都很低。黄铁矿的单体解离度为66.55%,并且主要分布在20~150μm粒级,在74μm以上粒级分布达38.68%,而这部分黄铁矿解离度只有35.84%,因此在设计回收这部分硫资源的试验研究中,需要考虑其解离度可能不够。
1、初步拟定试验流程
由于生产现场有4台闲置的浮选机,工艺流程为一粗两精一扫,为控制生产成本,以闲置浮选机为试验流程的设计雏形,将流程暂定为一粗两精。如果黄铁矿的单体解离度不够,再增加磨矿环节,将粗选的到的粗精矿磨到一定细度后,再进行两次精选试验,并增加一次酸选流程。
2、浮选药剂用量&浮选时间试验
丁基黄药:经试验确定丁基黄药用量为250g/t,此时可获得粗精矿产率为23.52%,硫回收率为76.12%,硫品位为25.89%。
起泡剂:2#油用量在5g/t时,综合浮选效果优良,可获得粗精矿产率为24.05%,硫回收率为75.84%,硫品位为25.22%。
浮选时间:经试验确定浮选时间为3min,可获得粗精矿产率为23.83%,硫回收率为78.95%,硫品位为26.50%。
3、开路试验
经过一次粗选,两次精选的开路试验,最终获得硫精矿品位为35.5%,回收率为55.25%。
然而,实际生产中硫精矿品位应达到46.5%才属于合格产品,因此,为了提高硫精矿品位需要加入粗精矿磨矿。
在进行粗精矿磨矿试验中,确定磨矿细度为-40μm 80%。
最终,在加入磨矿环节后,开路试验获得精矿品位为45.88%,回收率为53.51%的硫精矿,与前期未加入磨矿环节的浮选试验相比,硫精矿品位大幅提高,说明粗选精矿磨矿后再浮选对硫精矿品位的提高有明显的促进作用。
开路试验流程:
粗精矿磨后浮选开路试验结果:
4、闭路试验
在条件实验和开路试验的基础上,进行了闭路试验,流程如图所示,结果见下表:
由于闭路试验最终获得品位为42.58%,回收率为60.14%的硫精矿,未能达到生产指标,因此不能单独作为高硫精矿产品。但可与高硫精矿混合,作为标硫进行出售,也可增加年收入1540万元。
经过全面、科学的选矿试验研究,最终确定该铅锌尾矿回收黄铁矿的工艺流程为:
1、经过一次粗选,粗精矿磨到细度为-40μm80%后,进行两次精选和一次扫选的闭路浮选流程,最终可获得品位为42.58%,回收率为60.14%的硫精矿,尾矿品位从8%降到了3.59%,
2、结合现场生产要求,将试验所得硫精矿与工业生产的高品质硫精矿混合。理论上,在不低于硫精矿出售要求情况下,每年可多回收7.7万吨的标硫(硫品位为35%)。
通过该案例可知,虽然黄铁矿附加值低,但是如果尾矿中黄铁矿含量较高,而尾矿排放量又很大,此时,黄铁矿的价值仍然是不容忽视的。所以说,尾矿不一定是废渣,也可能是宝藏,就看你怎么利用!