关键词：
铅锌矿尾矿库（精选九篇）
铅锌矿尾矿库 篇1
铅锌矿是丹东地区主要矿产之一, 主要分布于凤城青城子、刘家河、爱阳至宽甸大金坑、张家堡、青山沟一带。有大型矿床1处, 小型矿床6处, 矿点及矿化点81处。保有资源储量铅13.64万t, 锌13.16万t。铅锌矿的环境污染因素主要是采矿废石、选矿尾矿、废渣、废液等, 其中含有铅、锌、砷等重金属元素和残留的选矿药剂, 在其堆放或排放过程中, 不仅占用了大量的土地, 也可能会造成矿区及周边地区的土壤、大气、地表水及地下水污染等环境问题。
1 基本调查[1]
本次土壤调查主要选取丹东地区4家铅锌矿尾矿库周边地区。调查面积为0.953km2, 共布设点位42个, 其中调查点位36个, 对照点位6个。每个点位采集表层0~20cm垂直混合土壤样品。监测项目为镉、汞、铅、铬、铜、锌、镍、锰、钒等9项重金属元素与砷、硒等2项类重金属元素, 共11项, 共获得监测数据462个。
2 土壤重金属污染现状评价[2]
2.1 评价方法
采用单项污染指数法, 其计算公式为:
式中Pip—土壤中污染物i的单项污染指数;
Ci—调查点位土壤中污染物i的实测浓度;
Sip—污染物i的评价标准参考值。
2.2 评价标准及分级
根据Pip的大小, 可将土壤污染程度划分为5级, 评价标准及评价分级见表1与表2。
2.3 污染现状评价结果[3]
丹东市铅锌矿尾矿库周边地区土壤元素中镉、汞、铬、铜、镍、硒、钒、锰等8种元素测定值均达到《重点区域土壤污染评价参考值 (除蔬菜地外) 》的要求, 污染等级为Ⅰ级, 评价结果为无污染。砷、铅、锌3种元素存在不同程度的超标, 具体如下:
36个调查点位中 (详见表3) , 砷有11个点位超标, 其中2个点位污染等级为Ⅱ级, 轻微污染;2个点位污染等级为Ⅲ级, 轻度污染;1个点位污染等级为Ⅳ级, 中度污染;6个点位污染等级为Ⅴ级, 重度污染。其余25个点位砷的污染等级为Ⅰ级, 评价结果为无污染。铅有7个点位超标, 其中1个点位污染等级为Ⅱ级, 轻微污染;3个点位污染等级为Ⅲ级, 轻度污染;2个点位污染等级为Ⅳ级, 中度污染;1个点位污染等级为Ⅴ级, 重度污染。其余29个点位铅的污染等级为Ⅰ级, 评价结果为无污染。锌有3个点位超标, 污染等级均为Ⅱ级, 轻微污染。其余33个点位锌的污染等级为Ⅰ级, 评价结果为无污染, 详见表3。
6个对照点位中, 有5个点位11项元素测定值全部达到《重点区域土壤污染评价参考值 (除蔬菜地外) 》的要求, 污染等级为Ⅰ级, 无污染。另1个点位砷的污染等级为Ⅴ级, 重度污染、铅的污染等级为Ⅱ级, 轻微污染, 其余9项元素污染等级为Ⅰ级, 无污染。对照点位中砷和铅出现超标, 说明调查区域内2项元素的本底值较高。
3 污染防治对策
土壤中的重金属长期停留和积累在环境中, 无法彻底清除[4]。根据丹东现有的土壤重金属污染状况, 结合丹东地区的具体情况, 提出以下污染防治措施:
3.1 应调整产业结构
矿山生产应从粗犷生产方式向深加工、精加工的生产方式转变, 提高回收率, 争取一矿多选。
3.2 提高废渣综合利用率
特别是提高硼泥等尾矿渣综合利用, 对伴生矿进行复选, 减少污染。
3.3 采取有效措施控制矿石采选过程中的粉尘和废水染物排放量
减少对周围环境土壤的污染。
3.4 加强矿区生态保护
全部矿山采选必须制定并落实水土流失防治措施、植被保护措施、动物保护措施、矿石回填等生态保护、恢复和重建措施, 最大程度减轻对周围环境生态系统的破坏, 增强生态系统的自净能力。
3.5 加强环境监管
污染物排放超标或超过总量控制指标的铅锌采选企业必须依法实施强制清洁生产审核。环保部门要定期对现有铅锌采选企业执行环保标准情况进行监督检查, 对达不到排放标准或超过排放总量的企业由当地政府责令停产治理, 治理后仍不达标的, 应予以关停。
4 结语
丹东市矿产资源具有矿产资源丰富、矿产地分布较集中、成矿地质条件良好、伴生矿产多等特点。根据丹东市矿山环境保护现状和矿产资源规划, 如果切实实施所提出的污染防治措施, 可有效解决采矿区的污水、粉尘和固废污染和区域生态破坏问题, 有效减缓重点采矿及周边地区的铅、锌砷污染的可持续性。
摘要：通过对丹东市铅锌矿尾矿库周边地区的土壤重金属污染状况调查, 并利用调查数据, 参考国际、国内标准进行评价, 掌握土壤重金属污染状况并有针对性地提出污染防治对策。
关键词：铅锌矿,尾矿库,土壤,重金属,污染
参考文献
[1]丹东市土壤调查报告[C].2011.
[2]全国土壤污染状况评价技术规定[S].2008.
[3]全国土壤污染状况调查样品分析测试技术规定[S].2011.
铅锌矿尾矿库 篇2
尾矿库安全工作汇报
一、基本情况简介
（一）矿山基本情况
矿山于2002年9月开始筹建，2006年11月投入试生产，设计采选规模为30万吨/年。矿山生产运行至今已有3年多，2010年预计达到年生产规模19万吨，现有三个井口：主井（箕斗井）、付井（竖井）和通风井（斜井）和五个采掘中段：一中段（-65m）、一中段（-105m）、二中段（-145ｍ）、四中段（-185m）、五中段（-225m）。采矿方法为上向水平分层胶结充填法。现将开拓、通风、充填、供电、排水等系统简介如下：
1、开拓系统：采用竖井—斜井联合开拓法。现有三个井口：①主井（箕斗井）井口标高53.761m；②付井（主井）井口标高53.10m；③风井（斜井）井口标高54.51m。
2、通风系统：采用单翼对角抽出式通风、由位于矿体中部的副井进风、位于矿体西部的斜井回风。抽风机安装在井下一中段。风机风率110KW。主扇铭牌风量42-100m3/s。实际风量74.6 m3/s。并且有同型号的备用主扇。
3、充填系统：于2008年底建成。充填能力36m3/h。可以满足年产30万吨矿量的充填要求（每天二班充填）。
4、排水系统：我矿在五中段、二中段分别建有一座水泵房。五 中段水泵房安装了4台水泵，排水能力700 m3/h，二中段水泵房安装2台水泵，排水能力200 m3/h。
我矿目前的涌水量仅170 m3/h，完全达到了安全排水能力要求。
5、井下供电系统：
井下建成双廻路供电外，竖井口还备有300KW自备发电机。正常生产是使用新庄35千伏供电线路，通过矿区降压站变压为10千伏并输送到井下二、三、五中段变压所，通过井下变电所转供各工作面，动力用电电压为380伏（其中架空式电机车为直流275伏），主巷道照明电压为127伏，采掘作业面照明电压36伏。
第二廻路由新庄10千伏农网供电，直供井下保安用电。另自备300KW柴油发电机可供井下保安排水用电。
（二）尾矿库基本情况
尾矿库于2005年底竣工，2006年9月投入生产试运行，设计全库容积93万m3，有效库容积74万m3，属于五级库，现已正常运行3年多。截止2009年12月31日储存尾矿量为23万m3，尾矿库剩余有效容积为51万m3，按设计年生产规模30万吨，铜铁矿和铅锌矿综合尾矿率67%，其中：65%的尾矿用于井下充填，35%的尾矿输入尾矿库，年计划排放量为7.035万吨，尾矿堆积比重1.69吨/m3，年排放尾矿容积为4.163万m3，现在尾故库有效容积还可使用12年。
二、防汛准备情况
（一）矿山防汛情况
（1）我矿在地面100m以下开采，矿井涌水量受地表降雨影响 不明显，本矿区历史最高水位为海拔52.10m，井口标高比最高洪水位大于1米，可以确保三井安全度汛。
（2）尾矿库防汛情况
我矿尾矿防汛物资准备充足：有1200个编织袋、500m3泥砂和铁铲、土箕等防汛物资和工具。
尾矿库有2人24小时在尾矿库区值班，并成立了大（暴）雨期间尾矿库安全巡查组，规定了巡查制度。
我矿尾矿库汇水面积小，只有0.16平方公里，通过06年以来的观测，最大暴雨时，尾矿库的水位上升小于10cm。设计最小安全超高为40cm，最小干滩长度40m，现在尾矿库实际安全超高为1.6m，干滩长度达160m。
我矿尾矿库加强了防汛管理，可以确保安全运行。
三、安全生产管理情况
我矿安全生产管理制度，安全生产责任制度，安全操作规程，尾矿库管理制度等规章制度健全。并且执行制度常规化，如每月10日为下井安全大检查，由矿长、分管矿长带队，由安环部、生产技术部、机动能源部全体和相关部门负责人参加，每月20日为设备安全检查和地面安全检查，每个星期一晚上7点为安全生产调度会议，这已坚持3年。
四、安全生产自查和隐患整改情况
我矿一直坚持每月10日进行井下安全大检查，对井下各作业面进行全面的安全检查，并下达整改通知书，明确整改责任人，确定整 改时间和方案，由安环部督促检查整改落实。
每月20日对全矿设备和地面安全进行大检查，并下达整改通知书，并且由机动能源部和安环部督促相关部门进行按期整改。
每天有安环部、生产部、机能源、施工队等部门相关管理技术人员对各作业面进行巡查，发现问题及时督促整改，对各项安全整改情况，列入奖金考核中，对未按时整改到位的部门进行罚款处罚。
五、各类证照，特种作业办证情况
（一）证照
1、企业法人营业执照
2、安全生产许可证
3、采矿许可证
4、江西省民用爆炸物品储存许可证
5、江西省民用爆炸物品使用许可证
6、江西省爆破作业单位许可证
（二）特种岗位操作证
1、安全资格证书（7人）
2、电工操作证（6人）
3、钳工、电氧焊操作证（6人）
4、矿山排水操作证（尾矿工）（4人）
5、装载机械驾驶证（4人）
6、矿山设备操作绞车工（18人）
7、锅炉工（2人）
8、爆破作业和爆破器材安全员作业证（2人）
9、爆破作业和爆破器材保管员作业证（5人）
10、采掘（剥）作业凿岩工（9人）
11、爆破作业证（20人）
12、起重机械（1人）
铅锌矿尾矿库 篇3
关键词：采矿区；污染；铅、镉；全量；有效态；相关性
1样品采集
根据所研究的区域分布情况，于2014年6月至8月在昌化铅锌矿尾矿区按照尾矿库，修复区和边缘区3种区域进行采样。其中尾矿库8个采样点，修复区4个采样点，边缘区3个采样点，每个采样点均是5个样本。每个采样点的5个样品采用多点混合垂直取样。
2尾矿废弃地土壤铅、镉全量分析
2.1铅、镉全量特征
通过尾矿废弃地的土壤样品测定结果（见表2-1）显示，能够非常直观的看出尾矿区、修复区和边缘区，铅含量远远超出铅的海南土壤背景值和中国土壤背景值，其中尾矿区的铅含量平均值为海南土壤背景值的351.31倍，修复区和边缘区的铅含量依次是海南土壤背景值的296.23倍和92.00倍，结果显示该研究区域污染较严重。同时也说明铅含量在昌化铅锌矿尾矿废弃地的各个研究区域的水平分布和污染程度不相同。
同理，根据昌化尾矿废弃地研究结果（见表2-1），统计数据显示尾矿区略低于修复区，尾矿库和修复区均远远高于边缘区。三个研究区域的镉含量分别是海南土壤背景值的873.8倍，940.98倍和292.35倍。
综上所述，海南昌化铅锌矿尾矿废弃地的铅镉含量边缘区低于修复区和尾矿库，尾矿库和修复区的铅镉含量大致相同。但是，各个研究区域的铅镉含量均是远远超出海南土壤背景值和中国土壤背景值。说明研究区域的铅镉含量呈现出显著富集状态，受到比较严重的铅镉污染，该研究区域受到比较严重的铅锌矿冶炼的影响。边缘区的铅镉含量值小于修复区和尾矿库，说明离铅锌矿冶炼区越远受到的污染越小。
3.尾矿废弃地土壤铅、镉有效态含量分析
3.1研究区铅、镉有效态含量系数研究
各研究区域的最大值与最小值有很大差别，说明铅的有效态含量在研究区域内分布也极不均匀。此外昌化尾矿废弃地各研究区域铅有效态含量的平均值也远远超出全国土壤有效态含量评价标准，其中尾矿区铅的有效态含量为全国土壤有效态评价标准的58倍，修复区为其39倍，边缘区也近10倍。因此该地区土壤中铅的有效态含量对该地区的生态环境已经造成严重污染。
研究区域的镉的有效态含量同样远远超标。就每个研究区域而言，其最大值与最小值的比值较大，说明各研究区域内的不同水平方向和垂直方向镉的有效态含量分布不均匀。但是与国家土壤评价有效态含量标准来看，尾矿区的镉的有效态含量为国家土壤评价标准的79.5倍，修复区镉的有效态含量为其80倍，同样边缘区镉的有效态含量为其79.6倍，均远远高于国家标准，属于重度污染。
3.2研究区土壤铅、镉全量与有效态含量关系
海南昌化铅锌矿尾矿废弃地土壤铅、镉的全量与有效态的关系分别：昌化铅锌矿尾矿区废弃地的土壤铅、镉有效态的含量大致随着全量的变化。将研究区域的铅、镉的有效态数据与全量数据做相关性分析，得出铅的有效态与全量的相关系数为R铅=0.68（α<0.01），说明研究区域铅的有效态含量与全量之间呈显著的正相关。
而通过数据统计计算得出镉的有效态含量与全量的相关系数为R镉=0.26，（α<0.01），虽然也是呈正相关，但是相关性远远低于铅的有效态与全量的相关性。
综上所述：海南昌化铅锌矿尾矿废弃地土壤铅、镉的有效态与全量之间呈显著的正相关性，说明该地区的铅、镉的总量是影响有效态含量的主要因素，该地区土壤中铅、镉的总累积量越高，则该地区的铅、镉有效态含量就越高。
针对于目前昌化铅锌矿尾矿废弃地土壤铅、镉的污染情况，鉴于该地区的污染情况比较严重，本文建议采用生物法和添加抑制剂等方法对该区域进行治理。
参考文献：
[1] 白晓兰，阎春生等.铅锌矿区铅和镉对职业人群健康的影响[J]. 环境与健康杂志，2008，（09）：760-762.
[2] 谭凌智， 祁士华， 傅杨荣等. 海南八门湾高位池养殖区表层土壤重金属污染调查与评价[J].环境化学，2010，（2）：335-336.
[3] 白清云. 目前我国土壤中重金属污染研究的若干问题透视[R]. 全国铅污染监测与控制治理技术交流研讨会，2007.
某铅锌尾矿库资源评估方法 篇4
在尾矿综合利用中首先考虑的就是从尾矿中回收有价矿物, 一方面可以变废为宝, 另一方面可以对尾矿实施减量化。目前, 国内不少企业对尾矿中的有价矿物进行了回收利用, 主要的有价矿物包括:黄铁矿、磁铁矿、铜矿物、铬铁矿、绢云母、白云石等。本文就福建三明某铅锌尾矿库进行资源评估。
1 尾矿库的基本情况
库区地貌属低山丘陵区, 南侧为山垅田, 总体上为南高北低, 植被不甚发育, 但汇水面积较大, 沟谷常年流水, 经漫长的冲刷及剥蚀, 形成“U”字形地貌特征, 沟谷标高在97米左右, 两侧标高大约在115~120米, 地势较陡, 高差约15~20米。场地范围内上部为第四系形成的冲积淤积和坡残积物, 基底为一套前泥盆系 (AnD) 变质岩层。尾矿库河道长600.0米, 河道坡降29.1%, 汇水面积0.25km2。
尾矿初期坝为土坝, 坝高1 7.0 m, 坝顶宽3.0m, 坝外坡比1:2.00, 内坡比1:1.80, 在内坡面铺设反滤层, 内外坡面均干砌石护坡。在初期坝外坡脚处设置一高7.0m, 顶宽2.0m, 外坡比为1:1.5、内坡比为1:1.0的排渗棱体。初期坝外坡面长有茂盛芦苇, 坝外坡面潮湿、渗水, 有早期沼泽化现象。后期用尾矿砂逐级堆坝, 堆积坝高26.53m, 堆积坝总外坡比1:4.3, 部分堆积坝外坡面未覆盖种草护坡, 坡面受雨水冲蚀有拉拉沟现象。尾矿库排洪系统由断面尺寸为BXH=1.2m×1.2m的钢筋砼排水涵洞、斜槽及Φ500mm水泥涵管, 水泥涵管上间隔2.8m开2个Φ100mm圆孔, 库内水由2个Φ100mm的圆孔进入排水管、排水斜槽、排水涵洞后排出库外, 流入下游的溪河中。尾矿砂从坝左侧排入, 独头放矿, 沉积滩面不平顺, 尾矿沉积滩面较缓。尾矿坝与山坡连接处建有截水沟, 截水沟有护砌, 但局部堵塞, 不畅通。
2 尾矿库的采样和化验
该地区铅锌矿床主要矿石以闪锌矿为主, 次为方铅矿、黄铁矿、磁铁矿、黄铜矿等。据了解, 2005年以前该地区选矿厂未添加回收设备, 在05年后大部分选矿厂都进行了磁铁矿和磁黄铁矿的回收。
现阶段该尾矿库正在进行清理工作, 已经开挖了有6m左右, 库区表面基本平整, 但选矿结果不是很理想。为了得到该尾矿库成分的按层分布规律, 通过钻孔取样来做具体的分析。
2.1 钻孔取样
2011年7月对尾矿库进行了钻孔取样工作。总共钻孔6个, 钻孔位置见库区平面图 (图1) , 取样点基本上沿库区的中轴线分布, 取样的钻孔直径为100mm, 钻孔具体信息如下表。
取样标准为每5m一个样, 样长不足5m的也取一个样, 将每个样搅拌均匀, 然后取少量进行化验。
2.2 样品分析
由于原矿中主要为闪锌矿, 方铅矿、黄铁矿、磁铁矿、黄铜矿等, 因此主要对Pb、Zn、Fe、S这四种元素做分析。样品分析的具体的分析结果如表2。
3 尾矿库资源量评估
根据尾矿的分析数据, 对该尾矿库的资源量进行初步的评估。
3.1 资源评估对象
以实验室分析对象为准, 主要对尾矿库中的硫、铁、铅、锌这几种矿物做初步评估。
3.2 资源量估算方法
3.2.1 库区体积计算方法
由于尾矿都堆积在尾矿库中, 尾矿的边界以尾矿库边界为准, 因此计算尾矿体积即为计算尾矿库的体积。因为做尾矿库资源评价的比较少, 而该尾矿库属于上游式尾矿库, 结合库区平面图和剖面图分析, 可以尝试恢复库区内的等高线, 通过计算闭合等高线的面积来求得尾矿库的几何容积。计算公式如下:
h为闭合等高线之间的垂直距离, V1为第1等高线与第2等高线之间的几何体积, S1为第1等高线的面积, V为尾矿库的几何体积。
在该尾矿库的体积计算中, 等高线之间的垂直距离取5m为准, 等高线高程分别为133m, 128m, 123m, 118m, 113m, 108m和103m, 根据资料可知, 库区的最低处为97m, 所以最后的一个高差为6m。库区内封闭曲线的面积可以通过CAD的li命令可以计算出。
3.2.2 库区尾矿品位
根据取样分析结果, 按样品的样长和品位加权求得。
其中C为尾矿加权平均品位, Ci为单样品品位, Mi为样长。
3.2.3 尾矿密度
尾矿库的尾矿密度为2.3吨/立方米。
3.2.4 资源量的估算结果
由于尾矿库已经在开采, 现在的库顶海拔为133m。根据库内恢复的等高线, 分层计算面积, 然后根据体积计算方法求得库区的几何体积。
经过计算, 该尾矿库尾矿的体积约为18.13万方, 结合尾矿密度得到尾矿的质量为41.7万吨。
通过钻孔样的加权求Pb、Zn、S、Fe的品位, 算出尾矿库的平均品位为:Pb:0.146%, Zn:0.918%, Fe:28.42%, S:11.92%。由此可以求出尾矿中Pb资源量为608.8吨, Zn资源量为3828吨, Fe资源量为11.85万吨, S资源量为4.97万吨。
4 结语
我国矿产资源的矿产资源特征是贫矿较多, 富矿稀少, 开发利用难度大。在早期于当时的生产技术条件, 大量的早期形成的尾矿库中还有比较丰富的矿产资源, 可以及时的开发利用。
通过对该铅锌尾矿库的调查、取样、分析, 可以看出在该尾矿库里有黄铁矿和磁铁矿可以回收, 可以作为主要的再选矿物, 同时该尾矿库中有些层面铅锌品位不错, 可以附带进行锌的回收工作。
摘要：本文通过对铅锌尾矿库现状的调查、取样, 对尾矿库中含有的可用矿物进行了资源评估, 给该尾矿库提供了再选依据。
关键词：铅锌尾矿,资源评估,尾矿再选
参考文献
[1]福建省尤溪县铅锌尾矿综合治理规划.华东有色地质勘查局, 2010
[2]王世芬.铅锌尾矿砂综合利用及用于制备阻尼材料填料.江西科学, 2007 (25) :104-107
[3]张锦瑞, 王伟之, 李富平, 王爱东.金属矿山尾矿综合利用与资源化.冶金工业出版社, 2010
[4]曾懋华等.从凡口铅锌尾矿中回收硫精矿的研究.矿冶工程, 2007, 27 (1) :36-40
铅锌矿浮选尾矿选铁除硫试验研究 篇5
关键词：磁铁矿,磁黄铁矿,浮选,铁硫分离,活化剂
随着矿产资源的不断开发利用,我国有限的富矿和易选的铁矿资源逐渐减少,有的甚至已经枯竭,为满足铁矿资源的需求,大量的贫铁矿、含铁尾矿和一些难处理的铁矿石也逐渐被开发利用[1]。
新疆某铅锌银铁多金属矿主要金属矿物有黄铁矿、磁铁矿、磁黄铁矿、(铁)闪锌矿、方铅矿、赤铁矿、褐铁矿及微量的黄铜矿等。矿山选矿设计流程为浮选+磁选回收矿石中的铅、锌、银、铁四种元素。铅锌银浮选尾矿选铁除硫工艺流程为:铅锌银浮选尾矿弱磁选回收磁铁矿,铁粗精矿再磨精选后浮选除硫。矿山选矿生产铁精矿除硫添加硫酸铜和硫化钠活化剂,丁基黄药和DH捕收剂,铁精矿硫含量在1.2%左右,导致铁精矿产品无法销售。本研究在不改变选矿生产选铁除硫的流程结构前提下,对选铁除硫药剂制度的进一步优化。
1 矿石的化学组成
1.1 原矿主要元素化学分析
原矿主要元素分析结果见表1。表1原矿主要元素分析结果/%
Table1 The analysis results of the main elements
of the raw ore
*单位为g/t。
1.2 铁物相分析
原矿铁物相分析结果见表2,铅锌浮选尾矿铁物相分析结果见表3。
铁物相分析结果表明,原矿中铁矿物主要有磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、黄铁矿和磁黄铁矿等。碳酸盐和硅酸盐矿物中的不可选铁占原矿全铁的36.56%,黄铁矿和磁黄铁矿中铁占全铁的21.24%,可选的磁铁矿中铁品位6.88%,占全铁的31.56%。说明矿石中可选铁的品位低,含硫高,进而推断该矿全铁回收率在30%以下。
铅锌浮选尾矿铁物相分析结果表明,铅锌浮选作业基本不损失磁铁矿中铁。铅锌浮选尾矿通过弱磁选,磁黄铁矿和磁铁矿在铁精矿中同步富集,使铁精矿硫杂质含量超标,进而影响铁精矿质量和销售。
2 磁黄铁矿晶体与可浮性
磁黄铁矿[Fe1-xS]具有单斜、六方、斜方3种同质多象变体,常见为六方磁黄铁矿和单斜磁黄铁矿的混合物。磁黄铁矿化学式中的x值在0～0.233之间,当x接近于0时,为六方晶系结构,当x接近于0.233时为单斜晶体结构。二者磁性差别很大,六方晶系的磁黄铁矿磁性很弱,且硫铁比相对较低,磁选工艺可以脱除;而单斜晶系的磁黄铁矿磁性很强,且硫铁比相对较高[2,3]。
单斜晶系磁黄铁矿与磁铁矿同属强磁性矿物,在弱磁场中很容易与其他矿物分离,而磁黄铁矿与磁铁矿之间的磁选分离几乎是不可能的。必须采用浮选工艺分离,而磁黄铁矿具有易碎、易泥化、易氧化的特点,是容易被抑制和较难浮的硫化铁矿物,给铁硫分离带来困难,必须添加适宜的活化剂才能有效分离。本次试验重点研究单斜磁黄铁矿的活化剂及活化效果。
3 试验结果及讨论
3.1 活化剂种类探索试验
铅锌浮选尾矿经一段弱磁选得铁粗精矿铁品位61.57%,含硫4.22%,铁粗精矿再磨至-0.074mm80%精选后的铁精矿品位67.43%,含硫3.06%。磁黄铁矿具有强磁性,磁选过程中与磁铁矿同时富集,导致铁精矿含硫超标,必须采用浮选工艺进行铁硫分离。
鉴于磁黄铁矿可浮性较差,加之在铅锌浮选流程中磁黄铁矿被抑制过,因此,磁黄铁矿需要进行有效地活化,才能获得较好的除硫效果。磁黄铁活化剂种类探索试验,固定铁粗精矿再磨细度-0.074mm 92%,探索了活化剂X+硫酸铜、氟硅酸钠+硫酸铜、硫酸+硫酸铜+Lc、硫化钠+硫酸铜等四组活化剂的除硫效果,试验结果表明,X+硫酸铜和硫酸+硫酸铜+Lc两组活化剂的除硫效果明显好于其他活化剂,铁精矿含硫0.30%左右。
3.2 选铁除硫再磨细度试验
暂定活化剂种类及用量为硫酸+硫酸铜+Lc(184+35+20)g/t,浮硫捕收剂用量为丁黄药+DH(15+5) g/t,考察铁粗精矿再磨细度对选铁除硫指标的影响。选铁除硫再磨细度试验结果见图1。
由图1可见,铁粗精矿再磨细度对除硫效果有较大的影响,随着再磨细度的增加,铁精矿含硫逐渐降低,再磨细度达到-0.074mm 80%以上,铁精矿含硫变化不明显,确定选铁除硫再磨细度为-0.074mm 80%。
3.3 硫酸+硫酸铜+Lc组合活化剂除硫条件试验
3.3.1 硫酸用量试验
固定选铁除硫试验条件为:铁粗精矿再磨细度-0.074mm 80%,浮硫捕收剂用量丁黄药+DH(15+5)g/t,活化剂硫酸铜35g/t、Lc 20g/t。考察四组硫酸用量对除硫指标的影响。试验获得铁精矿全铁品位均大于65%,硫酸用量试验结果见图2。
由图2可见,硫酸在硫酸+硫酸铜+Lc组合活化剂中起到关键作用,随着硫酸用量的增加,铁精矿含硫直线下降,硫酸用量为500g/t左右即可。
3.3.2 捕收剂用量试验
固定选铁除硫试验条件为:铁粗精矿再磨细度-0.074mm 80%,活化剂硫酸+硫酸铜+Lc(552+35+20)g/t。考察捕收剂用量对除硫指标的影响。试验获得铁精矿全铁品位均大于67%,硫酸组合活化剂捕收剂用量试验结果见图3。
由图3可见,除硫捕收剂丁黄药与少量DH配合使用的效果明显好于单一丁黄药。丁黄药与5g/t的DH,丁黄药用量从15g/t增加至35g/t,铁精矿含硫基本不变,可见除硫捕收剂用量丁黄药15g/t+DH5g/t即可。
3.3.3 有无硫酸铜对比试验
组合活化剂硫酸+硫酸铜+Lc (552+35+20) g/t活化磁黄铁矿,可以获得铁精矿全铁品位67.40%,含硫0.18%的良好指标,固定其他试验条件不变,取消组合活化剂中的硫酸铜,即硫酸+Lc(552+20)g/t,试验获得铁精矿全铁品位67.85%,含硫0.13%的优良指标,可见组合活化剂中的硫酸铜可以取消,硫酸+Lc组合活化剂可以获得优良的除硫效果。
3.4 X+硫酸铜组合活化剂除硫条件试验
3.4.1 X活化剂用量试验
铁粗精矿再磨细度-0.074mm 80%,硫酸铜200g/t,丁黄药50g/t,2#油10g/t,进行了四组X活化剂的用量试验,试验获得铁精矿全铁品位均大于66%X活化剂用量试验结果见图4。
由图4可见,X活化剂的用量对除硫指标有重要影响,随着X活化剂用量的增加,铁精矿含硫逐渐降低,X用量为1250g/t即可。
3.4.2 硫酸铜用量试验
铁粗精矿再磨细度-0.074mm 80%,X活化剂1250g/t,丁黄药50g/t,2#油1 0g/t,进行了四组硫酸铜的用量试验,试验获得铁精矿全铁品位均大于66%,硫酸铜用量试验结果见图5。由图5可见,随着硫酸铜用量的增加,铁精矿含硫反而逐渐升高,硫酸铜用量为0g/t时,铁精矿含硫0.11%,达到最低,可见单一X活化剂的除硫效果更好。
3.4.3捕收剂用量试验
铁粗精矿再磨细度-0.074mm 80%,X活化剂1250g/t,考查捕收剂用量对除硫指标的影响。试验获得铁精矿全铁品位均大于66%,X活化剂捕收剂用量试验结果见图6。
由图6可见,随着捕收剂丁黄药用量的增加,铁精矿含硫基本不变,丁黄药与少量DH复配能够降低丁黄药的用量,但铁精矿含硫差别不大。采用X做活化剂,除硫捕收剂单一黄药30g/t即可。
4全流程闭路试验
分别对X活化剂和硫酸+Lc组合活化剂除硫进行了选铁除硫全流程闭路对比试验,试验流程见图7,对比试验结果见表4。
由表4结果可知,X活化剂除硫获得铁精矿全铁品位68.30%,含硫0.17%,全铁回收率27.17%,磁铁矿中铁回收率86.09%;硫酸+Lc组合活化剂除硫获得铁精矿全铁品位67.97%,含硫0.19%,全铁回收率27.66%,磁铁矿中铁回收率87.64%。两种活化剂均可以获得优良的选铁除硫指标。按照当前药剂市场价格进行成本估算,X活化剂除硫药剂成本7.05元/t原矿,硫酸+Lc组合活化剂除硫药剂成本0.70元/t原矿。
5 结论
(1)磁铁矿与磁黄铁矿分离,活化剂是关键,试验重点研究了铅锌浮选尾矿选铁除硫的药剂制度。采用X活化剂及硫酸+Lc组合活化剂除硫,均能获得全铁品位大于67%,含硫小于0.20%的优级铁精矿。
(2)X与硫酸作磁黄铁矿的活化剂各有优缺点,X不腐蚀设备,但用量大,价格贵,除硫成本高,硫酸属危险化学品且大量使用易腐蚀设备,但是价格便宜,成本低。针对该铅锌浮选尾矿,X活化剂用量1000g/t与硫酸368g/t+Lc20g/t组合活化剂获得相同的技术指标,但X的除硫成本是硫酸的近10倍,最终推荐活化剂种类为硫酸+Lc组合活化剂。
(3)试验获得选铁除硫工艺已经应用于矿山,目前选厂铅锌浮选尾矿选铁除硫作业可以获得铁精矿全铁品位大于64%,含硫小于0.30%的良好指标。
参考文献
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[2]刘能云,邓海波,王虹.分离高硫磁铁矿中磁黄铁矿的研究进展[J].有色矿冶,2009(5):17-20.
铅锌矿尾矿库 篇6
甘肃某铅锌矿选厂排出的尾矿量2 000t/d,粒度为-0.074mm占60%,浓度25%,尾矿中含铅0.2%~0.3%含锌1.1%~2%,含硫3%~5%。铅矿物主要为白铅矿、方铅矿,锌矿物有菱锌矿、闪锌矿。尾矿再选厂采用混合—优先浮选流程回收尾矿中的铅、锌、硫,浮选设备为高效射流浮选机。投产后,只能生产31.5%的低品位锌精矿外销,铅精矿、硫精矿品位低,不能作为产品销售。生产中只回收硫化矿未回收氧化矿,铅单体解离度61.11%,锌单体解离度25.5%,硫单体解离度88.8%,解离度不够,生产工艺中未设磨矿作业,造成选别效率低。针对生产工艺存在的问题,提出了重—浮联合混选混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的改造工艺,经过小型选矿试验验证取得较好指标,生产工艺改造后,提高了生产指标,铅精矿品位40%、回收率43%;锌精矿品位45%、回收率62.5%;硫精矿品位35.3%、回收率60%。均达到了当地销售要求的品位。
2 矿石性质
该尾矿主要矿物为菱锌矿、闪锌矿、方铅矿、白铅矿、黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿,微量矿物为毒砂、黄铜矿。脉石矿物主要是方解石,其次为石英、云母、长石、重晶石、绿泥石、榍石。尾矿多元素分析为:Pb 0.3%、Zn 1.85%、S 4%、Au<0.1g/t、Ag 3.69g/t。铅锌物相分析结果见表1,尾矿筛析结果见表2,铅锌硫矿物单体解离度见表3。上述各分析中铅锌的品位不同是由于取样时间不同造成的。
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分析结果表明,尾矿铅氧化率33.33%、锌氧化率64.41%,氧化程度高。-10μm品位最高铅0.27%、锌2.58%,金属分布率铅19.01%、锌13.52%,这部分金属回收率较低;+74μm金属分布率铅34.51%、锌40.83%,铅锌大部分以连生体存在。
3 生产流程及设备配置
尾矿矿浆经管道输送到搅拌槽加药调浆后,一粗一扫混合浮选铅锌矿后丢尾,混合浮选精矿进搅拌槽调浆后,一粗一扫二精选得锌精矿和硫精矿。混选药剂为丁基黄药、硫酸铜、2#油;锌硫分离药剂为石灰、丁基黄药、2#油,分离浮选矿浆p H=13。分离浮选铅精矿品位仅5%,含锌10%,铅锌分不开,因此停止了选铅流程。浮选设备选用高效射流浮选机,混选2台JF-5,铅浮选3台JF-1,锌浮选4台JF-1。工艺流程见图1。
4 工艺和设备评述
投产后,只能生产出品位31.5%、回收率46%的低品位锌精矿,但硫精矿品位只有25.22%,在当地无销路,铅未能生产出产品。存在的主要问题如下。
(1)工艺简单,不适应该尾矿的矿石性质。从矿物单体解离度可以看出,锌矿物单体解离度仅25.1%,41.98%与脉石连生,其它与方铅矿—脉石、黄铁矿—脉石、黄铁矿连生。方铅矿单体解离度61.11%,与脉石连生占22.32%、与闪锌矿连生占16.67%,黄铁矿单体解离度88.9%,主要与闪锌矿连生。使铅锌硫矿物单体解离是生产合格的铅精矿、锌精矿和硫精矿的前提,但生产工艺中未设磨矿作业。由于单体解离不够,锌只能回收一部分单体和富连生体;铅不能选出合格产品;硫单体解离度比较高,生产出35%以上的高品位硫精矿是可行的,但混合浮选的目的是将铅锌硫尽可能选入混合精矿中,所以有部分脉石和脉石连生体进入混合精矿中,分离浮选锌后,浮硫需加硫酸降低p H值,增加生产成本,由于硫精矿销路不畅,未设硫精选作业,致使硫精矿品位仅为25.22%。
(2)选别药剂只有黄药和硫酸铜,是硫化矿选别药剂。该尾矿铅氧化率33.33%,锌氧化率64.41%,氧化率高,添加氧化矿浮选药剂可提高铅锌技术指标。
(3)该尾矿中-10μm粒级含量8.39%,主要是前选厂磨矿产生的次生细粒,且尾矿中含有残留的药剂,对提高精矿品位不利。应采用加调整剂或浓缩的方法脱泥脱药。
(4)浮选设备采用高效射流浮选机,该机单槽富集比高,简化了生产流程,节电、节省占地面积,降低了生产成本。对该工艺能获利起到了关键作用。
高效射流浮选机将外来矿浆、浮选机的回流量汇集到特殊结构的供矿装置中(获国家专利),由一定扬程的砂泵送到混合室经喷嘴高速射流,在吸气室吸入空气,矿浆、空气、药剂混合体在下导管中短时间矿化后经分散器高速射向浮选机槽底,特殊结构的矿浆分散器可保证矿浆空气均匀分散至浮选槽,使矿浆在槽内形成有利于有用矿物矿化的运行轨迹。通过分散器高速射入槽内的矿浆与机械搅拌式浮选机浮选原理相同,再一次矿化,高速射入槽体的矿浆、空气混合体具有搅拌矿浆的作用。浮选槽为U型槽,泡沫从槽上部溢出,尾矿从尾矿箱流出。
5 工艺改进
5.1 改进思路
(1)解决磨矿问题,使有用矿物单体解离。尾矿中所含铅锌硫的品位低,铅锌氧化率高,技术指标不可能很高。所有尾矿全磨投资大,运营成本高,经济上不可取,对尾矿中的硫化矿预先富集后混精再磨矿,投资少,生产成本低。预先富集的方法有重选、浮选、粗粒重选—细粒浮选联合工艺,可选用摇床或螺旋溜槽作重选设备。重选可富集有用矿物,而且可脱掉一部分矿泥,但对细粒级回收率较低,摇床占地面积大。浮选对粗粒级连生体(特别是贫连生体)选别效果不理想。粗粒重选—细粒浮选对该尾矿是较合适的工艺。节省占地面积、节水方面,螺旋溜槽作为重选设备较好。硫化矿混合选别应以获得高回收率为重点,尽可能将贫连生体选入混合精矿中。
(2)泥质对氧化锌浮选有很大影响,浮选前通常要脱泥。该尾矿生产实践也证明,-10μm泥质和尾矿残留的药剂影响精矿品位,恶化分选过程。混合精矿磨矿后设脱泥斗脱除-10μm矿泥。
(3)为使硫精矿品位达到35%以上,混合精矿磨矿脱泥后设一次精选。
(4)加强对氧化矿物的回收。
5.2 工艺改进
尾矿回收厂生产期间,针对生产流程中出现的问题,进行了混合精矿再磨的小型试验,但思路只停留在选单一硫化锌上。当磨矿细度-0.074mm占77.5%,添加石灰1 000g/t,硫酸铜100g/t,丁基黄药120g/t,锌回收率68%,精矿品位32%,精矿含铅3.57%,铅回收率46%。锌精矿品位低的主要原因:一是矿泥的影响,二是铅进入锌精矿中。在该生产流程投产前,前面选厂用螺旋溜槽回收过尾矿中的硫化矿,硫精矿品位26.7%、铅1.35%、锌6.43%,硫回收率62%,+30μm粒级硫回收率78%;-30μm粒级硫回收率仅35%。当地销售硫精矿要求品位35%以上,铅锌不能超标,无法销售。
结合生产实践和探索试验的数据,拟定了工艺改造方案,为了节省试验经费,进行了拟定流程验证试验。试验流程为:+0.074mm用螺旋溜槽回收铅锌硫,-0.074mm混合浮选铅锌硫,混合精矿磨矿后脱泥,脱泥后的混合精矿精选一次进分离浮铅、浮锌,,尾矿为硫精矿。对氧化铅、氧化锌作为回收重点。推荐的药剂制度和工艺流程见图2,试验指标见表4。
由表4可看出,铅精矿、锌精矿、硫精矿都达到了外销的品位要求。试验没有系统地对该矿进行工艺条件、药剂制度进行研究,但试验指标还比较理想,说明选别该尾矿的原则流程是可行的。
依据推荐流程及指标对工艺进行了改造:混合粗选采用重选(螺旋溜槽)+浮选(高效射流浮选机)联合工艺回收铅锌硫,混合精矿进入球磨机与水力旋流器闭路磨矿,-0.074mm占90%的旋流器溢流经脱泥斗脱泥,浓度25%的低流进混合浮选精选一次,精选尾矿返回混合粗选,精矿分离浮选工艺为浮铅一粗二精一扫、铅尾一粗一精一扫浮锌,尾矿为硫精矿。浮选设备全部采用高效射流浮选机。选矿药剂采用‘硫化钠—黄药法’浮选铅和锌。投产后经过短期调试,铅精矿品位40.6%、回收率43%;锌精矿品位45.2%、回收率62.5%;硫精矿品位35.3%回收率60.01%。获得了与试验指标相近的生产指标。混合精矿产率12.78%,铅、锌、硫回收率分别为64.92%、73.11%、84.47%,铅、锌、硫品位分别达到1.47%、10.41%、13.1%。进入磨矿的量只占原矿量的12.78%,大大节约了磨矿成本。工艺流程见图3。
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6 结语
(1)通常尾矿贫、细、杂,泥化严重,有用矿物嵌布粒度细,浮选尾矿含残余药剂多等。尾矿选矿时要处理好产品精矿品位与回收率之间的关系,不能追求与处理原矿等同的精矿品位,生产出市场需要的产品即可。处理尾矿无采矿、破碎和大量物料需要磨矿的费用,生产成本低,选矿工序相对处理原矿要简单得多。采用合理的工艺和高效节能的设备,注重综合回收,可获得较好的经济效益。
(2)该尾矿含铅0.3%、锌1.85%、硫4.6%,铅、锌氧化率33.33%、64.41%,品位低氧化率高,属难选的低品位物料。通过对生产工艺的完善,采用粗粒螺旋溜槽重选,细粒浮选的工艺得铅锌硫混合精矿,混精磨矿脱泥精选后分离铅锌硫,得品位40%、回收率43%的铅精矿;品位45%、回收率62.5%的锌精矿;品位35.3%、回收率60%的硫精矿。获得了较好的技术指标和经济效益,为此类尾矿的综合利用积累了经验。
参考文献
[1]罗仙平.会理锌矿尾矿中氧化锌的回收[J].金属矿山,2007,(9).
利用铅锌银矿尾矿研制琉璃瓦 篇7
琉璃瓦是中国传统的建筑物件, 通常因材料坚固、价廉物美, 一直是建筑陶瓷材料中流芳百世的骄子, 是中国古代建筑的上釉瓷砖本质的东西, 发挥了重要作用, 得到世界很多国家的认可[1,2,3]。随着我国城镇化建设的发展, 广大农村地区都选择琉璃瓦作为建筑屋顶的装饰材料, 使得琉璃瓦的市场前景看好[4,5,6]。南京某铅锌银矿尾矿每天均排放量200 t[7], 经分析铅锌银矿尾矿中主要含有Si O2、Fe2O3、Ca O和Mn O2, 还有少量Al2O3、Mg O、K2O、Na2O及少量Pb O和P2O5等其他氧化物, 这些氧化物组分可以作为硅酸盐制备的有用成分[8,9,10]。因此, 本文以铅锌银矿尾矿为主要原料烧制琉璃瓦, 不仅可以解决制瓦矿物原料紧张, 而且可以使铅锌银矿等矿山尾矿的再利用, 创造很好的环境和经济效益。
1 实验
1.1 原料
试验主要使用了铅锌银矿尾矿还用了红泥、高岭土, 他们的化学组成见表1。
1.2 试验过程
试验采用的是四因素三水平的正交表L9 (34) , 见表2, 共9个配方, 每个配方三个样品, 取吸水率和弯曲破坏荷重作考核指标, 采用综合评分=弯曲破坏荷重×0.01-吸水率, 进行正交分析。通过试验得出试验数据对烧成后的每一个坯体按照吸水率公式和弯曲破坏荷重分别进行测量和计算求出每一个坯体样品的吸水率和弯曲破坏荷重, 并对其同样配方的样品求平均值。在确定发最佳坯体组成的试样表面施以自制釉料, 在1160℃左右煅烧形成琉璃瓦。
1.3 熔块及釉的制备
熔块A (%) :铅丹28.0、方解石11.0、石英29.6、长石8.8、硼砂10.8、高岭土11.8
熔块B (%) :铅丹27.0、方解石13.5、石英30.2、长石8.6、硼砂12.8、高岭土11.8
化妆土 (%) :高岭土72+钾长石20+铅锌银矿尾矿8
熔块的制备方法, 是先将各种原料按上述配方称量, 经混均匀后置于自制的坩埚中, 在1250℃下进行熔炼, 至完全熔融后在倒入冷水中急冷, 收集备用。
釉的配方 (%) :熔块A 33.6, 熔块B 24.9, 钾长石6.2, 高岭土16.6, 铅锌银矿尾矿6.2, 玻璃粉10.5, 外加色料3-5, 混合磨细→过筛 (筛余小于0.3%) →上釉到琉璃瓦的坯体→烧1160℃-1170℃→保温30 min→出炉→性能检测。
1.4 分析表征与性能检测
原料的化学组成采用荷兰产的PAN alytical型Axios X射线荧光光谱仪分析;物相组成采用德国Bruker公司产的8D-advance型X-Ray仪确定;样品的截面形貌特征用中国科学院仪器中心生产的KYKY-1000B型扫描电镜观察;吸水率、气孔率及体积密度D用静力称重法测定;弯曲破坏荷重使用宁夏机械研究所TZS-4000弯曲强度试验机进行分析;热稳定性和抗冻性采用《建筑琉璃制品》JC/T765—2006标准的方法进行[11]。
2 结果分析与讨论
2.1 原料分析
南京某铅锌银矿尾矿化学分析结果见表1。从原料的化学组成中有Fe2O3和Mn O2的存在, 而且含量分别是11.42%和9.69%这样一来烧成的温度就会比较难控制, 并且烧结后的发色会收到Fe2O3和Mn O2的影响发色会偏向黑褐色。Ca O的含量为32.85%, 是相当高的。一般的铅锌尾矿中Mg O的含量比较高, 而该尾矿的含量却在3.04%, 是比较特别的。本试验的尾矿原料总体来说含溶剂性原料成分较多, 会使得烧成温度范围变的比较窄, 含显色粒子较多, 坯烧结后的颜色会偏暗, 图1是本次试验使用的铅锌尾矿的XRD图。铅锌银矿尾矿中主要有石英、黄铁矿、硅酸钙、硫酸钙。
红泥就是红粘土, 属于含铁质的半酸性粘土, 可以使泥料具有可塑性和烧结性, 它不仅能保证陶瓷制品的成型, 而且能决定烧成后制品的性质。本试验用的红泥化学成分见表1, 红泥的XRD分析图谱见图2。红泥中主要是石英、高岭石和钠长石, 高岭石可以增强琉璃瓦的强度;钠长石可以助融和有降低烧成温度。
试验采用的高岭土, 其化学组成见表1。是建筑陶瓷中重要组成原料之一, 可以提高琉璃瓦的抗弯强度, 具有较高的耐磨性, 耐酸耐碱度比较好, 可以广泛应用在环境恶劣的地区而不致影响玻璃陶瓷的表面装饰效果[12]。
2.2 正交试验结果
正交试验及计算结果见表3, 由表3可以看出, 极差R为B>A>C>D, 各影响因素的主次关系为高岭土>铅锌银矿尾矿>红泥>烧成温度。由因素A可以看出随着铅锌银矿尾矿的用量的增加, 琉璃瓦坯体的综合评分指标值先增加后减少的趋势;因素B可以看出随着高岭土用量的增加, 琉璃瓦坯体的综合评分指标值出现一直下降的趋势;因素C可以看出随着红泥用量的增加, 坯体综合评分指标值呈现不断上升的趋势, 而因素D烧成温度对坯体的影响是先上升再下降。最佳配方为A2B1C3D2。从试验中可以选定最佳配方的质量份数为铅锌尾矿8、高岭土4、红泥10;烧成温度为1160℃左右, 经过换算即铅锌银矿尾矿36.37%、高岭土18.18%、红泥45.45%。对最佳配方进行验证试验结果为:琉璃瓦坯体的吸水率为8.7~9.6%, 弯曲破坏荷重大于1350N。
2.3 坯釉适应性
因为研制琉璃瓦的坯会在1160℃左右烧结, 所以本次试验希望研制的釉的烧成温度在1160℃左右, 本试验选择了一般的熔块釉来试验坯釉的适应性。使用化妆土是因为坯与釉的结合性不好, 加上坯中含有大量的带色离子 (Fe、Mn...) 会影响釉的颜色, 存在很严重的混色现象。釉中加入少量的尾矿是为了提高坯釉的适应性, 加入少量的玻璃粉则是为了提高釉表面的流动性, 同时使釉的表面更有光泽。
2.3 烧成制度
琉璃瓦的烧成过程中的升温制度为:初始温度为20℃。进过60 min加热到200℃, 期间平均每分钟升温3℃, 是属于缓慢升温的过程这一阶段主要是排出坯内的紧密结合水, 以确保坯不会炸裂, 为下一阶段的极速升温做准备。60 min到220 min温度由200℃升至1160℃, 平均每分钟升温8℃。然后保温10 min, 之后急冷至30℃, 用时100 min。
2.4 样品的性能分析
琉璃瓦试验样品的性能测试结果见表4, XRD和SEM分析分别见图3和图4。XRD分析结果表明琉璃瓦试样的主晶相有钙长石、石英、含有少量莫来石、赤铁矿晶相等。由图4 (a) 琉璃瓦坯体颗粒间紧密排列, 颗粒间有很少量的间隙, 对降低琉璃瓦的强度有一定的影响。图4 (b) 坯釉结合性断面可以看出, 釉面比较平整, 坯和釉中间层较致密, 中间层含有少量的气泡, 这并不影响琉璃瓦的使用性能。
3 结论
(1) 利用铅锌银矿尾矿研制琉璃瓦的具体配方组成是:即铅锌银矿尾矿36~37%、高岭土18~19%、红泥45~46%, 在1160℃煅烧形成结构致密的琉璃瓦。XRD分析结果表明试样的主晶相有石英、钙长石、少量莫来石、赤铁矿晶相等。扫描电镜 (SEM) 结果表明琉璃瓦坯体较致密, 颗粒之间有少量的间隙, 釉面平整, 坯和釉的中间层也较为紧密。
(2) 琉璃瓦样品吸水率为5.7~8.6%, 弯曲破坏荷重, 热稳定性能和抗冻性能均达到了JC/T765—2006琉璃瓦性能标准。
(3) 以铅锌银矿尾矿等研制制琉璃瓦, 不仅解决制瓦原材料短缺问题, 而且实现了铅锌银矿尾矿的再利用, 能够获得很好的经济和环境效益。
参考文献
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从铅锌尾矿中回收重晶石的应用研究 篇8
1 试样性质
试验样品(铅锌尾矿)采自尾矿库,经晒干后混合均匀。试样的化学多项分析及X衍射分析结果见表1和表2。
由以上分析数据可以看出,试样中有用矿物主要是重晶石,含量65.58%,脉石矿物主要为方解石和石英,含量分别为19.72%和7.08%。
2 试验方法
通过对试样性质进行分析,确定采用重选及浮选-重选联合工艺对铅锌尾矿中所含重晶石进行回收。该铅锌矿公司根据实际情况,要求试验均在不磨矿条件下进行。
2.1 重选
考虑到重晶石的密度比较大(4.3～4.7g/cm3),石英的密度为2.5～3.0g/cm3,方解石密度为2.7g/cm3,鉴于三者的密度差异,进行了重选试验。入选试样粒度51%-0.074mm,粗精矿再磨80.7%-0.074mm进行重晶石再磨回收探索试验。试验流程见图1,试验结果见表3。
根据试验结果可以看出,重选工艺得到的选矿指标较差,细磨后效果仍不明显,因此进行了浮选-重选联合工艺综合回收重晶石。
2.2 浮选—重选联合工艺
根据矿石性质分析结果,对该矿采用浮选-重选联合工艺流程试验。浮选工艺中,通过加入抑制剂Na2SiO3主要除去石英等脉石矿物,同时亦可除去部分重晶石-石英脉石矿物连生体。又根据方解石等脉石矿物与重晶石间比重差异,依靠重选来达到两者的有效分离。试验流程见图2。
2.2.1 捕收剂种类及用量试验
按照图2所示流程(浮选部分),初步选定粗选硅酸钠1500g/t,考查了捕收剂种类及用量对浮选的影响。分别采用油酸钠、十二烷基硫酸钠和氧化石蜡皂作为捕收剂进行对比试验。试验结果表明,十二烷基硫酸钠为捕收剂时效果较好。故选择十二烷基硫酸钠为重晶石的浮选捕收剂,其用量试验结果见图3。
由图3可知,十二烷基硫酸钠用量150g/t为宜。
2.2.2 硅酸钠用量试验
固定捕收剂十二烷基硫酸钠用量150g/t,进行硅酸钠用量试验。试验结果见图4。
由图4可知,硅酸钠用量选用2000g/t为宜。
2.2.3 浮选-重选联合试验
确定了浮选较佳条件:浮选硅酸钠用量2000g/t,捕收剂十二烷基硫酸钠用量150g/t。按图2进行浮选-重选联合试验,试验结果见表4。
由表4试验结果看出,浮选-重选联合工艺流程试验获得了BaSO4品位90.18%,回收率52.45%的重晶石精矿,选矿指标较好,达到了该铅锌尾矿中重晶石的回收目的。
3 结 论
1.本文针对青海某铅锌尾矿中重晶石进行综合回收试验,试验所用试样中有用矿物主要为重晶石,含量65.58%,脉石矿物主要为方解石和石英,含量分别为19.72%和7.08%。
2.试验采用重选及浮选-重选联合工艺流程两种方案进行对比,结果表明采用单一重选流程选矿指标较差。采用浮选-重选联合工艺可获得BaSO4品位90.18%,回收率52.45%的重晶石精矿,选矿指标较好,达到了对该铅锌尾矿中重晶石的回收。
参考文献
[1]于延棠,毕双.中国出口前景展望[J].中国非金属矿工业导刊,2002,(1):41-43.
[2]李占远.我国重晶石资源分布与开发前景[J].中国非金属矿工业导刊,2004,(5):86-88.
[3]邹德余,许原,何平生,等.高温焙烧毒重石的实验研究[J].矿冶工程,2003,(3):25-26.
铅锌矿尾矿库 篇9
一些历史遗留尾砂无序堆放区域是重金属污染十分严重的地区, 其重金属含量高, 成分复杂, 因此在尾矿污染区寻找重金属富集和耐性的优势植物具有重要意义。近两年常用土法、浸提法、改良法、淋滤法等方法来治理重金属污染土壤。但这些方法成本高、处理过程复杂, 对大面积的污染治理困难。植物修复方法是利用植物对某些重金属元素的吸收与富集能力, 将土壤重金属转移到植物体内, 以实现生态恢复与污染治理的目的[1,2]。植物修复技术作为安全可靠、成本低、效果好的生态修复方法越来越受到重视。因此, 筛选重金属富集与耐性植物具有重要意义。
生长在矿山区、成矿作用带、重金属污染区域上的植物对重金属污染具有较强的耐性, 因此对矿区废弃地上生长的植物进行调查是寻找重金属耐性植物的有效途径之一。本研究通过对湖南资兴市东江湖桥口和永兴棚铅锌尾矿污染区的植物与土壤进行测定与分析, 初步筛选出湖南铅锌尾矿污染区耐性植物, 以期为湖南铅锌尾矿的生态治理提供参考依据。
1 材料与方法
1.1 调查区概括
野外植被调查在2015年春季-2015年秋季进行, 采样区设在资兴市东江湖桥口和永兴棚铅锌尾矿堆放区及周边污染区。东江湖流域属亚热带季风湿润气候, 四季分明, 雨水充沛。年均气温17.7℃, 年均降雨量1487.6mm, 多集中在春夏3-6月和8月, 夏季盛行南风, 冬季盛行北风, 年均日照1700小时。
1.2 取样与测定
根据矿区废渣堆积点的分布情况, 采用蛇行布点法由尾矿库中心区向外设置12个10m×10m的样方, 采集样方内植物样本并记录优势植物。草本植物与小灌木采集地上部分与地下部分, 高大乔木则采集其叶片与枝条, 每个样本采集3个重复。同时在植物根系周围采集0~20cm土层的土壤。土壤在室内风干, 除去石块、植物根系和凋落物等, 过0.6mm筛以备测定土壤重金属含量。植物样用自来水清洗干净, 再用去离子水淋洗2次, 烘箱内80℃烘干, 粉碎用于测定重金属含量。土壤样品用浓HNO3-H2O2消煮 (EPA 3050B) ;植物样品用HNO3-HCl O4消煮。砷含量用原子荧光法测定, Cu、Pb、Zn、Cr和Cd等重金属含量用原子吸收光谱法测定。分析过程加入了国家标准植物样品 (GSV-3) 和国家标准土壤样品 (GSS-1) 进行分析质量控制。
2 结果与分析
2.1 铅锌尾矿污染区植被组成特征
由于铅锌尾矿有机质、总N、速效P、速效钾含量低、保土保水性差、p H偏高、重金属含量高等因素, 要在尾矿地上进行植被恢复工作, 选育出能够在尾矿地上适生的耐性植物是非常重要的。在耐性植物的选育过程中, 调查尾矿地上自然定居植物具有重要意义[3,4,5,6,7,8,9,10,11]。一般来说, 尾矿污染区自然定居植物多为耐性植物。调查发现, 在桥口和永兴棚铅锌尾矿污染区共釆集到植物46种, 分属16科、43属 (表1) 。其中禾本科14种, 菊科15种, 莎草科和桑科各2种, 桑科、唇形科、漆树科、马鞭草科、商陆科、马齿苋科、忍冬科、凤尾蕨科、车前草科、酢浆草科、荨麻科、鸭跖草科、豆科各1种。可以得出桥口和永兴棚铅锌尾矿污染区及尾矿污染区周围生长的植物以禾本科植物和菊科植物为主, 禾本科植物占物种总数的31.11%。菊科植物仅次于禾本科植物, 占物种总数的33.33%。禾本科植物繁殖能力强、能耐贫瘠、抗干旱、能耐重金属毒害, 菊科植物对环境的适应能力及其种子的传播能力较强等特性, 从而使禾本科和菊科成为桥口和永兴棚铅锌尾矿砂污染区的优势植物种类。
在桥口和永兴棚铅锌尾矿污染区采集的45种植物中, 根据植物的相对密度和相对频度, 相对多度及盖度, 确定样区内在采样期间的优势植物10种 (表2) 。分别为黑麦草Lolium perenne L, 香根草Vetiveria zizanioides L., 五节芒Miscanthus floridulus Schum., 高羊茅Festuca arundinace, 商陆Phytolacca americana, 小飞蓬Conyza canadensis (L.) , 野艾蒿Artemisia lavandulaefolia DC, 地枇杷Ficus tikoua, 盐肤木Rhus chinensis, 胡枝子Lespedeza bicolor Turcz等10种植物在所调查的样地里都出现, 相对密度和相对频度高, 在尾矿库上普遍发生, 确定为植物的优势类群。其中草本植物有7种占70.0%, 说明草本植物对桥口和永兴棚铅锌尾矿污染区恶劣环境有较强的适应能力, 具有较强的抗逆性, 这些植物为乡土植物, 适应本地的气候条件, 即使是在尾砂库附近污染物较高的地方也能较好地生长, 具有较强的重金属耐性。
2.2 优势植物重金属含量及其分布特征
根据自然植被调查, 在桥口和永兴棚铅锌尾矿污染区选取了10种优势植物, 10种优势植物体内的Zn, Pb, Cd含量的测定结果见表3。
从不同植物来看, 10种植物体内重金属含量有很大的区别 (见表4) 。
从重金属种类来看, 各重金属在优势植物体内的含量差异很大。植物地上部含量最高的为Zn, 平均含量63.01mg/kg, 变化范围45.33~96.15mg/kg。植物地上部Pb含量较高, 平均含量34.76mg/kg, 变化范围4.45~215.26mg/kg。植物地上部Cd平均含量1.34mg/kg, 变化范围0.65~2.41mg/kg。植物根部含量最高的也是Zn, 平均含量55.37mg/kg, 变化范围5.64~113.21mg/kg。其次为Pb, 平均含量22.30mg/kg, 变化范围3.12~57.35mg/kg。植物根部Cd含量最低, 平均含量1.08mg/kg, 变化范围0.42~2.09mg/kg。
研究表明, 一般植物的正常重金属含Pb (0.1~41.7mg/kg) 、Zn (1~160mg/kg) 、Cd (0.2~3mg/kg) 。10种优势植物体中, 地枇杷地上部分Pb含量非常高, 说明地枇杷对Pb具有非常强的富集能力, 而其他优势植物体内Zn和Cd的含量均在正内, 说明它们对该环境有较强的适应能力, 能在此重金属污染严重的环境中生长良好, 具有一定的重金属耐性。
单位:mg·kg-1
2.3 优势植物重金属元素的转运与富集特征
转移系数 (transfer factor, TF) 指的是植物地上部与地下部重金属含量的比值。通常我们根据该系数来判断植物对重金属的转运能力。假设TF>1, 则说明植物能够将从地下吸收的大部分重金属元素转运到地上, 通过大量吸收和转运来实现自身的耐性生长, [12]因此, 我们可以通过植物萃取来改善高污染的土壤环境;而在TF<1的条件下, 植物自身会启动自身的排斥机制来控制自身对毒害的吸收量, 以阻止从地下部分吸收的重金属向地上转运。
由表5可知:黑麦草、五节芒、高羊茅、地枇杷、胡枝子、香根草等6种植物Pb转移系数大于1;商陆、高羊茅、黑麦草、地枇杷、五节芒、香根草、胡枝子等7种植物均满足“Zn>1”, 高羊茅、黑麦草、盐肤木、香根草、胡枝子等等7种植物均满足“Cd>1”。在Pb、Zn含量比较高的铅锌尾砂矿区, 可选用Pb、Zn转移系数都大于1的高羊茅、黑麦草、地枇杷、五节芒、香根草、胡枝子等6种乡土植物作为耐性植物。
富集系数 (bioaccumulation factor, BCF) 是指植物地上部与土壤中相应重金属含量的比值, 用于衡量植物对土壤中重金属元素的吸收累积能力, 是正确反映植物富集重金属能力的一个关键指标[13,14,15,16,17,18]。假设BCF>1, 则植物地上部分的重金属含量必将超过地下土体的重金属元素含量, 通常可种植这类植物来改善重金属含量超标的土壤环境。由表1~4得知, 地枇杷对Pb的BCF值为2.16, 胡枝子对Zn的BCF值为1.28, 地枇杷、胡枝子和黑麦草分别对Pb和Zn的BCF值与TF值均在1以上, 表明这三种植物能够降低土体中Pb、Zn的含量, 有助于改善Pb型和Zn型土壤环境。
3 结论与讨论
本研究通过在桥口和永兴棚铅锌尾矿污染区的适生植物选择研究发现, 当地10种优势植物都符合土壤改善的备选物种, 草本植物所起到的改善功效最大, 在所有优势植物中占70%。另外有一项研究显示, 植物对重金属元素的吸收和迁移能力因物种和栽植地区的差异而呈现出不同的效果。这说明, 植物本身的遗传结构决定了其对金属元素的吸收或迁移能力, 但这种吸收或迁移的能力也会其所处环境的变化而呈现增强或弱化的趋势。地枇杷、胡枝子、黑麦草对Pb和Zn具有很强的转运能力与富集能力, 对铅锌污染土壤修复具有巨大潜力。
