硫酸盐型盐湖卤水盐田钾矿浮选尾矿堆浸溶钾工艺研究.pdf

收稿日期：2022-11-01；修回日期：2024-01-03基金项目：新疆维吾尔自治区科技支疆项目计划（指令性）项目（2021E02038）作者简介：王振（1989-），男，硕士，工程师，主要从事盐湖资源综合利用研究工作。Email：。通讯作者：热沙来提 司马义（1980-），女，硕士，正高级工程师，主要从事盐湖资源综合利用的研究工作。Email：。王振，热沙来提 司马义，马松亮，等.硫酸盐型盐湖卤水盐田钾矿浮选尾矿堆浸溶钾工艺研究 J.盐湖研究，2024，32（2）：24-29.Wang Z，Re ShalaitiSIMAYI，Ma S l，et al.Study on the Process of Leaching Potassium from Flotation Tailings of Potassium Ore in Sulfate Type SaltLake Brine Salt Field J.Journal of Salt Lake Research，2024，32（2）：24-29.DOI：10.12119/j.yhyj.202402004硫酸盐型盐湖卤水盐田钾矿浮选尾矿堆浸溶钾工艺研究王振，热沙来提 司马义*，马松亮，向晓成（国投新疆罗布泊钾盐有限责任公司，新疆 哈密839000）摘要：以罗布泊盐湖卤水含硫酸盐矿浮选尾矿为原料，高钠低钾卤水为浸取液，采用原位堆浸方法浸取硫酸钾浮选尾矿中K+、Mg2+、SO42-等有价元素，实现罗布泊盐湖卤水盐田含硫酸盐矿浮选尾矿中K+、Mg2+、SO42-等有价元素的综合回收利用。试验数据表明：经过堆浸工艺，实现了浮选尾矿中K+的回收；尾矿中K+含量从3.84%降至0.83%；K+收率77%，Mg2+收率79%，SO42-收率73%，浸取液K+含量达到1.42%。关键词：堆浸；浮选尾矿；罗布泊盐湖；钾中图分类号：P425.55文献标志码：A文章编号：1008-858X（2024）02-0024-06堆置浸出法简称堆浸，是通过将低浓度化学溶剂喷洒到预先堆置好的矿石堆上，选择性地溶解（浸出）矿石中的目标成分，形成离子或配合离子并使之转入溶液，以便进行提取或回收的浸出方法。作为一种湿法冶金工艺，与搅拌浸出工艺对比：堆浸没有磨矿、洗涤、固液分离等工序，流程短，工序少；堆浸浸出液大部分可以循环使用，浸出尾渣颗粒粗，含水量耗水量低，为搅拌浸出的 30%左右；堆浸工艺的能耗和物耗水平也低于搅拌浸出工艺。因此堆浸工艺节约基建投资、降低生产成本，提高项目经济效益。中国从唐朝开始应用铜矿堆浸技术，一直到宋朝发展极盛。而西方国家到了 19 世纪才开始广泛应用堆浸技术来处理铜矿石。该技术在国内外模仿应用几百年后，直到 20 世纪初才得到了系统的理论研究和试验研究。最早，美国、前苏联等国家在铀金属堆浸工艺技术方面开始研究堆浸工艺原理、并开展较系统的试验研究工作，技术逐步成熟。该技术在国内近几十年，也越来越受到重视，获得了较快地发展。目前，堆浸技术在处理低品位金矿等紧缺资源回收中得到了广泛的应用。该技术以其工艺简单、投资少、见效快、管理简单等诸多优点显示出了强大的应用价值。国投新疆罗布泊钾盐有限责任公司（以下简称国投罗钾公司）是世界最大的单体硫酸钾生产企业。在硫酸钾生产过程中的关键工序浮选，也就是含钾矿物的浮选工艺受现有技术条件和生产工艺的限制，浮选尾矿的钾含量较高，残留 K+质量浓度介于2%5%之间。经多年生产，所堆存的浮选尾矿资源总量达到 6 000104t，造成不可再生矿产资源的严重浪费。该低品位含钾矿物如能加以综合回收利用，将会大大提高罗布泊盐湖资源的利用率和资源综合开发水平。为有效回收这部分资源，企业开展了大量的研究工作。最终开发出了多种硫酸钾浮选尾矿循环利用技术。主要工艺有：机械溶钾工艺技术、管道输送溶钾工艺技术等。但未能完全解决库存多年、规模庞大的尾矿矿堆中有效回收钾元素的实际问题。该工程仍然存在投资大、转运难等难题。因此，借助国内外现有堆浸技术研究成果及应用案例，结合罗布泊盐湖储存多年的硫酸钾浮选尾矿矿物堆特点，采用原位堆浸方式开展了硫酸盐型盐湖卤水盐田钾矿浮选尾矿堆浸溶钾工艺研究。中蓝长化工程科技有限公司（原化工部长沙设计研究院）于 1995 年完成了新疆鄯善 500 t 矿/年钠硝石堆喷淋堆浸现场中间试验研究：堆浸液中NaNO3浸出率达到 95.55%，矿堆中 NaNO3平均含量组成从 10.54%降低至 0.39%，堆浸效果明显。为本研究提供了有力的技术支撑和指导。1试验1.1原料本次试验主要原料有罗布泊盐湖盐田滩晒工艺所产生的高钠低钾卤水，硫酸钾生产系统排放的硫酸钾浮选尾矿。试验原料离子组成情况见下表 1。1.2试验方法本研究以高钠低钾卤水为浸取液，对多年累积堆存的硫酸钾浮选尾矿进行了堆浸溶钾，旨在探索一种高效、环保的尾矿资源化利用途径。从试验角度来看，硫酸钾生产所排浮选尾矿在尾矿池堆存时间长达十几年；矿堆面积和体积庞大，防渗施工难度大，不利于卤水的采样和数据采集。因此，项目组通过反复讨论，最终采用将硫酸钾系统排放的新鲜尾矿为原料，经管道输送至新建尾矿堆浸试验场地。试验场地提前进行地面水泥硬化，防止卤水渗漏。采用原有硫酸钾尾矿修成底 75 m26 m、堆高 3 m的长方形水池，便于新鲜尾矿浆在池中进行固液沉降分离。固液分离后的液体尾矿母液返回盐田系统；固体尾矿以自然沉积方式成堆。尾矿堆场上均匀分布喷淋管。高钠低钾卤水从卤水缓冲池泵送至喷淋管路，对尾矿进行喷淋。喷淋后得到的浸取液经自流进入浸出液池并取样化验。采用倒棱台设计2 个堆浸试验池，平行串联。单个堆场面积 75 m26 m、堆高 3 m、入堆矿量 5 000 t 左右；矿堆总量达到 10 000 t。由其开展硫酸钾尾矿堆浸溶钾试验研究，既能真实反映硫酸钾生产系统尾矿物料化学组成情况，也能较好的代表硫酸钾尾矿池堆存尾矿的堆积状况和渗透性能。2结果与分析2.1喷淋强度条件试验以高钠低钾卤水作为浸取喷淋液，通过调整喷淋管的低压配电柜变频频率，控制喷淋管出口压力。设计不同的喷淋管布置间隔距离，计算整体堆浸矿堆单位时间内的喷淋量（喷淋强度），喷淋强度逐步加强，研究其对尾矿堆场连续喷淋作业的影响。本研究对 1#和 2#堆浸矿堆开展了持续 72 h 的连续（平行串连）喷淋试验研究，试验结果如表 2 所示。由表 2 和图 2 可以看出，当喷淋泵变频频率在2937 Hz 时，喷淋管出口压力小，喷淋流量不大，喷淋口喷射半径（单个管喷淋面积）小。在此条件下的喷淋强度满足不了尾矿堆喷淋面积和厚度要求。喷表1试验原料组成Table 1Composition of raw materialswt%淡水管线（来自加工厂区淡水、生活污水等）尾矿矿浆通过管道输送至堆浸场地母液循环1号堆场2号堆场取消点1取消点2取消点3取消点4取消点5取消点7取消点6原卤来自3#输卤泵站新建储罐1新建储罐2新建储罐3新建卤水缓存池新建1#储卤池堆场围堰堆场围堰堆场围堰堆场围堰集卤沟集卤沟通过盐田输卤渠送至相应盐田系统通过盐田输卤渠送至相应盐田系统新建2#储卤池图1硫酸钾尾矿堆浸溶钾工艺路线Fig.1Potassium sulfate tailings leaching and dissolving process route第 32 卷第 2 期2 0 2 4年 4 月JOURNAL OF SALT LAKE RESEARCH盐湖研究Vol.32 No.2Apr.2024王振，等：硫酸盐型盐湖卤水盐田钾矿浮选尾矿堆浸溶钾工艺研究第2期计研究院）于 1995 年完成了新疆鄯善 500 t 矿/年钠硝石堆喷淋堆浸现场中间试验研究：堆浸液中NaNO3浸出率达到 95.55%，矿堆中 NaNO3平均含量组成从 10.54%降低至 0.39%，堆浸效果明显。为本研究提供了有力的技术支撑和指导。1试验1.1原料本次试验主要原料有罗布泊盐湖盐田滩晒工艺所产生的高钠低钾卤水，硫酸钾生产系统排放的硫酸钾浮选尾矿。试验原料离子组成情况见下表 1。1.2试验方法本研究以高钠低钾卤水为浸取液，对多年累积堆存的硫酸钾浮选尾矿进行了堆浸溶钾，旨在探索一种高效、环保的尾矿资源化利用途径。从试验角度来看，硫酸钾生产所排浮选尾矿在尾矿池堆存时间长达十几年；矿堆面积和体积庞大，防渗施工难度大，不利于卤水的采样和数据采集。因此，项目组通过反复讨论，最终采用将硫酸钾系统排放的新鲜尾矿为原料，经管道输送至新建尾矿堆浸试验场地。试验场地提前进行地面水泥硬化，防止卤水渗漏。采用原有硫酸钾尾矿修成底 75 m26 m、堆高 3 m的长方形水池，便于新鲜尾矿浆在池中进行固液沉降分离。固液分离后的液体尾矿母液返回盐田系统；固体尾矿以自然沉积方式成堆。尾矿堆场上均匀分布喷淋管。高钠低钾卤水从卤水缓冲池泵送至喷淋管路，对尾矿进行喷淋。喷淋后得到的浸取液经自流进入浸出液池并取样化验。采用倒棱台设计2 个堆浸试验池，平行串联。单个堆场面积 75 m26 m、堆高 3 m、入堆矿量 5 000 t 左右；矿堆总量达到 10 000 t。由其开展硫酸钾尾矿堆浸溶钾试验研究，既能真实反映硫酸钾生产系统尾矿物料化学组成情况，也能较好的代表硫酸钾尾矿池堆存尾矿的堆积状况和渗透性能。2结果与分析2.1喷淋强度条件试验以高钠低钾卤水作为浸取喷淋液，通过调整喷淋管的低压配电柜变频频率，控制喷淋管出口压力。设计不同的喷淋管布置间隔距离，计算整体堆浸矿堆单位时间内的喷淋量（喷淋强度），喷淋强度逐步加强，研究其对尾矿堆场连续喷淋作业的影响。本研究对 1#和 2#堆浸矿堆开展了持续 72 h 的连续（平行串连）喷淋试验研究，试验结果如表 2 所示。由表 2 和图 2 可以看出，当喷淋泵变频频率在2937 Hz 时，喷淋管出口压力小，喷淋流量不大，喷淋口喷射半径（单个管喷淋面积）小。在此条件下的喷淋强度满足不了尾矿堆喷淋面积和厚度要求。喷表1试验原料组成Table 1Composition of raw materialswt%名称高钠低钾卤水硫酸钾浮选尾矿组成K+0.913.84Mg2+2.391.96SO42-4.438.39Cl-13.9146.38Na+6.0628.12H2O72.3011.31淡水管线（来自加工厂区淡水、生活污水等）尾矿矿浆通过管道输送至堆浸场地母液循环1号堆场2号堆场取消点1取消点2取消点3取消点4取消点5取消点7取消点6原卤来自3#输卤泵站新建储罐1新建储罐2新建储罐3新建卤水缓存池新建1#储卤池堆场围堰堆场围堰堆场围堰堆场围堰集卤沟集卤沟通过盐田输卤渠送至相应盐田系统通过盐田输卤渠送至相应盐田系统新建2#储卤池图1硫酸钾尾矿堆浸溶钾工艺路线Fig.1Potassium sulfate tailings leaching and dissolving process route25盐湖研究第 32卷淋液无法完全渗透矿堆；整体喷淋作业效果较差。当喷淋泵变频频率在 3843 Hz 时，喷淋口喷射半径可以完全覆盖矿堆表面。在此条件下喷淋强度足以让平行串连的两个堆浸矿池固体矿物完全透湿；从矿池底层渗透出来的浸出液流速稳定。当喷淋泵变频频率在 44 Hz 以上时，喷淋管出口压力过大，喷淋强度过强。导致矿堆表面浸取液出现短路（见下图2），形成沟渠即表面径流现象。浸取液与尾矿堆不能达到充分接触润湿和固液转化的目的。因此，本次喷淋强度条件试验选取喷淋泵频率控制在 3843 Hz 之间，泵出口压力控制在 200210 Kpa 之间；流量控制在 16.6218.30 m3/h，稳定运行喷淋强度控制在 9.3810.32 L/m2h。2.2喷淋量条件试验1#和 2#堆浸尾矿堆场（矿堆总量 10 000 t）浸取液喷淋强度控制在 9.3810.32 L/m2h，自吸泵流量控制在 16.6218.30 m3/h，考察喷淋量变化对尾矿堆场浸出液浓度的影响。试验共耗时 79 天，消耗浸取液18 359.5 m3，浸取液体积与浸出液组成见下表 3。由表 3 可以看出，随着浸取液喷淋量增加，浸取液与浮选尾矿在尾矿堆场中逐步实现浸润转化溶解。通过控制尾矿堆场喷淋强度，较好地实现了浸取液在矿堆中的渗透效果。在溶解转化过程中，前期阶段浸取液对有用矿物，特别是 K+、Mg2+、SO42-的溶解推动力最强。高钠低钾卤水浸取液的 K+含量为 0.91%，通过喷淋渗透溶钾后，浸出液（堆浸矿堆底层渗透出来的液体）中 K+含量最高为 2.20%，溶液达到钾饱和状态。随着喷淋量的增加，因矿堆中有用（a）（b）图2a.尾矿堆场浸取液短路现象；b.现场喷淋堆浸溶钾试验Fig.2a.Short circuit phenomenon of leaching solutionin tailings storage yard b.Field spray reactor immersionpotassium test表2喷淋强度条件试验数据表Table 2Test data table for spray intensity conditions编号1234567变频频率/Hz29323538414450出口压力/Kpa135155182200210227250喷淋液泵流量/（m3h-1）11.3413.1414.9216.6218.3019.9423.10喷淋半径/m1.782.072.662.873.133.203.67喷淋强度/（Lm-2h-1）6.407.418.429.3810.3211.2513.03喷淋效果喷淋液渗透性差喷淋液渗透性差喷淋液渗透性差矿堆完全渗透，渗透液流速稳定矿堆完全渗透，渗透液流速稳定浸取液短路，表面径流浸取液短路，表面径流表3喷淋量变化对尾矿堆场浸出液浓度的影响Table 3Effect of spray volume change on the concentration of leaching solution in tailings yard浸取液体积/m33009002 6004 8006 5008 60010 00012 00014 00016 00018 359.5温度/33.624.925.125.325.625.826.923.023.318.311.0密度/（gmL-1）1.2881.2831.2821.2851.2821.2851.2831.2821.2741.2751.264浸出液化学组成/w%K+2.202.051.801.631.591.531.461.421.381.100.99Mg2+2.762.732.722.672.522.402.462.342.312.292.24SO42-8.368.298.498.127.217.887.107.696.547.056.79Cl-13.3613.4413.1413.1413.3313.0313.3113.2613.6212.8213.45Na+6.156.316.386.406.396.786.527.026.847.007.16H2O67.1767.1867.4768.0468.9668.3869.1568.2769.4168.8769.38成分逐步溶解并被前段浸出液带走，浸取液的溶解推动力下降，后段浸出液 K+含量出现逐步下降的趋势。比如，当浸取液体积是喷淋量 300 m3时，浸出液中 K+为 2.20%；当浸取液体积 1 400 m3时，浸出液中K+为 1.38%，下降了 1 个百分点。随着尾矿堆场中有用元素缓慢浸出后，浸出液中 K+、Mg2+、SO42-浓度逐渐降低至接近浸取液浓度。当浸取液体积达到18 359.5 m3时，浸出液中 K+1.00%，浸取液的溶解推动力接近于零，固体矿中有用成分基本不再被溶解。为有效利用浸取液溶解动力，在试验过程中通过理论计算确定当 1#堆浸矿池浸出液中 K+为 1.4%时，浸出液再次喷淋到 2#堆浸矿池上循环利用，从而达到提高浸取液循环利用率，减少后期浸出液蒸发析出固体钾矿的良好效果（喷淋浸取后尾矿堆表面可见图 3）。2.3堆浸试验尾渣组成分析1#和 2#尾矿堆场喷淋、抽取浸出液等操作结束后，分别对两个矿池分布取样点。在堆场顶部每隔7 m（长）、3 m（宽）对应取样点垂直向下依次分层取样。分层厚度分别为00.7 m、0.71.4 m、1.42.0 m。每个取样点分高、中、低三个平面尾矿矿样，同一宽度取样点采用统一深度混合样作为该取样点综合样，化验其中离子组成，结果如表 4 所示。由表 4 可知，尾矿堆场堆浸浸取后其表层 00.7 m 尾矿盐层为溶解转化完全的氯化钠废盐，K+含量集中在 0.1%0.2%，试验效果最为理想；中层0.71.4 m 尾矿盐层次之，K+含量集中在 0.7%左右；底层 1.42.0 m，其 K+含量集中在 1.60%左右。在堆浸浸取的过程中，越靠近边坡位置，上层浸取液向下压头越小，其浸润效果越差。尾矿堆场越接近浸出液出口位置其浸取效果越好；中层、底层尾矿与浸取液浸润效果、溶解转化效果越好，其矿层中有用元素浸出率越高。堆浸完成后尾矿堆场 K+平均含量为0.84%。尾矿堆场表层浸取效果和尾矿堆场浸出的饱和母液详见图 4。2.4矿物组成变化及固液相之间转化分析从表 1 试验原料组成来看，溶剂高钠低钾卤水的平均组成 K+：0.91%、Mg2+：2.39%、SO42-：4.43%、表4堆浸试验尾渣组成分析表Table 4Analysis of tailings composition in heap leaching test注：K+浸出率=（尾矿中 K+-浸出后尾渣中 K+）/尾矿中 K+100；K+收率=浸出液中 K+/（浸取液中 K+尾矿中 K+）100。图3尾矿堆场喷淋量条件试验浸取后表面Fig.3 Surface of tailings dump after immersion test underspraying volume conditions26王振，等：硫酸盐型盐湖卤水盐田钾矿浮选尾矿堆浸溶钾工艺研究第2期成分逐步溶解并被前段浸出液带走，浸取液的溶解推动力下降，后段浸出液 K+含量出现逐步下降的趋势。比如，当浸取液体积是喷淋量 300 m3时，浸出液中 K+为 2.20%；当浸取液体积 1 400 m3时，浸出液中K+为 1.38%，下降了 1 个百分点。随着尾矿堆场中有用元素缓慢浸出后，浸出液中 K+、Mg2+、SO42-浓度逐渐降低至接近浸取液浓度。当浸取液体积达到18 359.5 m3时，浸出液中 K+1.00%，浸取液的溶解推动力接近于零，固体矿中有用成分基本不再被溶解。为有效利用浸取液溶解动力，在试验过程中通过理论计算确定当 1#堆浸矿池浸出液中 K+为 1.4%时，浸出液再次喷淋到 2#堆浸矿池上循环利用，从而达到提高浸取液循环利用率，减少后期浸出液蒸发析出固体钾矿的良好效果（喷淋浸取后尾矿堆表面可见图 3）。2.3堆浸试验尾渣组成分析1#和 2#尾矿堆场喷淋、抽取浸出液等操作结束后，分别对两个矿池分布取样点。在堆场顶部每隔7 m（长）、3 m（宽）对应取样点垂直向下依次分层取样。分层厚度分别为00.7 m、0.71.4 m、1.42.0 m。每个取样点分高、中、低三个平面尾矿矿样，同一宽度取样点采用统一深度混合样作为该取样点综合样，化验其中离子组成，结果如表 4 所示。由表 4 可知，尾矿堆场堆浸浸取后其表层 00.7 m 尾矿盐层为溶解转化完全的氯化钠废盐，K+含量集中在 0.1%0.2%，试验效果最为理想；中层0.71.4 m 尾矿盐层次之，K+含量集中在 0.7%左右；底层 1.42.0 m，其 K+含量集中在 1.60%左右。在堆浸浸取的过程中，越靠近边坡位置，上层浸取液向下压头越小，其浸润效果越差。尾矿堆场越接近浸出液出口位置其浸取效果越好；中层、底层尾矿与浸取液浸润效果、溶解转化效果越好，其矿层中有用元素浸出率越高。堆浸完成后尾矿堆场 K+平均含量为0.84%。尾矿堆场表层浸取效果和尾矿堆场浸出的饱和母液详见图 4。2.4矿物组成变化及固液相之间转化分析从表 1 试验原料组成来看，溶剂高钠低钾卤水的平均组成 K+：0.91%、Mg2+：2.39%、SO42-：4.43%、表4堆浸试验尾渣组成分析表Table 4Analysis of tailings composition in heap leaching test原料1#尾矿堆平均收率2#尾矿堆平均收率浸出液K+/%1.0K+1.421.0K+1.42尾矿堆深度/m00.70.71.41.42.000.70.71.41.42.0尾渣组成/w%K+3.840.190.751.600.8577.860.220.701.580.8378.38Mg2+1.960.160.360.630.3880.610.320.240.630.4079.59SO42-8.390.582.053.722.1174.851.172.123.422.2473.30浸出率/%K+94.4479.5659.0877.6994.3470.7357.9874.35Mg2+91.4981.2564.4179.0584.3179.6567.5377.16SO42-92.8476.7661.8577.1586.7378.8258.5074.68注：K+浸出率=（尾矿中 K+-浸出后尾渣中 K+）/尾矿中 K+100；K+收率=浸出液中 K+/（浸取液中 K+尾矿中 K+）100。图3尾矿堆场喷淋量条件试验浸取后表面Fig.3 Surface of tailings dump after immersion test underspraying volume conditions27盐湖研究第 32卷Cl-：13.91%、Na+：6.06%。溶剂正处于对氯化钠饱和，对各种离子未达到饱和状态，对 K+、Mg2+、SO42-离子有相当大的溶解动力。硫酸钾浮选尾矿平均组成K+：3.84%、Mg2+：1.96%、SO42-：8.39%、Cl-：46.38%。其 主 要 成 分 为 NaCl、KCl、Mg2SO4、MgCl2、KClMg2SO42.75H2O 等。当高钠低钾卤水喷淋到硫酸钾浮选尾矿堆上时，处于未饱和状态的溶剂快速溶解吸收固体矿中的 K+、Mg2+、SO42-等离子；对 Na+、Cl-离子影响不大。固体中的 KCl、Mg2SO4、MgCl2、KClMg2SO42.75H2O 等成分快速溶解到溶液中，溶液达到饱和状态。氯化钠，水不溶物以及未溶解完全的大颗粒固体矿仍然留到尾渣中。通过双堆串联循环浸取工艺试验后，硫酸钾尾矿中 K+从 3.84%降低至0.83%；Mg2+从 1.96%降低至 0.40%；SO42-从 8.39%降低至 2.24%。在实现堆浸溶钾回收钾资源的同时，同步回收了镁和硫酸根资源。所得浸出液成品卤水 K+指标从 0.91%上升到 1.42%；Mg2+从 2.39%上升到2.76%；SO42-从 4.43%上升到 8.36%。浸出液 K+收率77%，Mg2+收率79%，SO42-收率73%，浸取液 K+含量达到 1.42%。3结论本试验以盐湖高钠低钾卤水作为浸取喷淋液，采用双堆串联浸取技术对硫酸盐型盐湖卤水盐田钾矿浮选尾矿进行堆浸溶钾研究。分别开展了规格为75 m26 m3 m 的倒棱台设计、平行串联、总规模10 000 t 堆浸尾矿池建设，喷淋强度和喷淋量条件试验，并对今后尾渣组成，有用成分回收率，浸出率进行了分析研究。研究结果表明，1）通过条件试验确定了喷淋强度的最佳范围：喷淋泵频率控制在 3843 Hz，泵出口压力控制在200210 Kpa，流量 16.6218.30 m3/h，喷淋强度控制在 9.3810.32 L/m2h，能达到矿堆完全渗透，保证渗透液流速稳定。2）在最优喷淋强度条件下，本研究对总规模10 000 t 堆浸尾矿进行了为期 79 天的喷淋量条件试验，总消耗浸取液 18 359.5 m3。得出的结论是：喷淋前期阶段浸取液对有用矿物，特别是 K+、Mg2+、SO42-的溶解推动力最强。试验溶液中 K+含量从 0.91%最高能增加到 2.20%，达到钾饱和状态。随着喷淋量的增加，溶解推动力下降；当浸出液中 K+1.00%，浸取液的溶解推动力接近于零，固体矿中有用成分基本不再被溶解。3）通过堆浸工艺实现了较好的堆浸溶钾效果，其中 K+收率达到 77%以上、Mg2+收率达到 79%以上、SO42-收率达到 73%以上；K+浸出率平均超过74%，所得浸出液成品卤水 K+平均指标达到 1.4%以上，硫酸钾尾矿中 K+指标从 3.84%降低至 0.83%。试验结果证明了堆浸工艺在针对堆存尾矿溶钾回收方面的可行性，最终为硫酸盐型盐湖卤水盐田钾矿浮选尾矿综合开发利用，有效回收宝贵钾资源及其规模化生产提供可靠的技术支撑。参考文献：1 闫树旺，唐明林，邓天龙，等.铜矿堆浸技术现状和发展趋势J.化学世界，1994，（6）：292-296.2 田雨川，邢晨.影响金矿堆浸工艺的因素与优化研究 J.世界有色金属，2022，（6）：205-207.3 田雨川，邢晨.堆浸工艺在低品位金矿山中的应用分析 J.世界有色金属，2022，（5）：208-210.4 邱欣，池汝安，朱国才，等.堆浸工艺及理论的研究进展 J.金属矿山，2000，（11）：20-23.5 代豪，萨伍提 阿卜杜热伊木，孙春宝，等.磁化浸金溶液提高某低品位金矿石滴淋堆浸效果研究 J 金属矿山，2022，（3）：105-110.6 张晓文，徐伟箭.碱法堆浸提铀新工艺的研究 J.矿冶工程，2004，（5）：53-56.7 巫汉泉，牛兰良.饥饿给药及强喷淋堆浸工艺 J.矿产综合利用，2002，（6）：10-12.8 吴爱祥，尹升华，王洪江，等.堆浸过程溶质运移机理与模型J.中南大学学报自然科学版，2006，（2）：385-389.（a）（b）图4a.尾矿堆场表层浸取效果；b.尾矿堆场浸出液池Fig.4a.Surface leaching effect of tailings storage yard；b.Leaching solution pool of tailings storage yard9 尹升华，吴爱祥，胡凯建，等.堆浸过程中溶质运移机制及影响因素 J.中南大学学报自然科学版，2011，42（4）：1092-1098.10 吴爱祥，刘金枝，唐玲艳，等.堆浸工艺中流动-反应-变形-传质耦合过程数值模拟及应用 J.2007，（3）：297-304.11 梁建龙，刘惠娟，史文革，等.某泥质氧化金矿制粒堆浸工业试验 J.金属矿山，2004，（12）：39-41.12刘美林，刘国梁，武彪，等.低品位氧化铜矿堆浸工业试验 J.有色金属冶炼部分，2012，（7）：1-5，15.13 吴爱祥，刘金枝，尹升华，等.堆浸工艺中溶质运移的数学模型及其解析解 J.矿冶工程，2005，（5）：7-10.14 陈喜山，梁晓春，荀志远.堆浸工艺中溶浸液的渗透模型 J.黄金，1999，（4）：30-33.15习泳，吴爱祥，朱志根.矿石堆浸浸出率影响因素研究及其优化 J.矿业研究与开发，2005，（5）：19-22.16 缪秀秀，吴爱祥，杨保华.堆浸水力学研究前沿：结构表征与模型仿真 J.中国有色金属学报，2018，28（11）：2327-2340.17尹升华，吴爱祥.堆浸矿堆溶液渗流规律初探 J.矿业研究与开发，2006，（1）：31-33，36.18 黄志华，杨政国，苏秀珠.低品位金矿石直接堆浸工艺研究J.有色金属（冶炼部分），2014，（5）：52-55.Study on the Process of Leaching Potassium from Flotation Tailings ofPotassium Ore in Sulfate Type Salt Lake Brine Salt FieldWANG Zhen，Re ShalaitiSIMAYI*，MA Songliang，XIANG Xiaocheng（SDIC Xinjiang Luobupo Potash Co.，Ltd.，Hami，839000，China）Abstract：Using the flotation tailings of sulfate containing ore in the brine of Lop Nur Salt Lake as rawmaterial and high sodium and low potassium brine as leaching solution，the valuable elements such as K+，Mg2+，SO42-in the potassium sulfate flotation tailings are extracted using in-situ heap leaching method，achieving comprehensive recovery and utilization of valuable elements such as K+，Mg2+，SO42-in the flotation tailings of sulfate containing ore in the brine salt field of Lop Nur Salt Lake.The experimental datashows that through heap leaching process，the recovery of K+in flotation tailings has been achieved，andthe K+content in tailings has decreased from 3.84%to 0.84%；The yield of K+77%，the yield of Mg2+77%，the yield of SO42-73%，and the K+content in the leaching solution reaches 1.4%.Key words：Heap leaching；Flotation tailings；Lop Nur Salt Lake；Kali28王振，等：硫酸盐型盐湖卤水盐田钾矿浮选尾矿堆浸溶钾工艺研究第2期9 尹升华，吴爱祥，胡凯建，等.堆浸过程中溶质运移机制及影响因素 J.中南大学学报自然科学版，2011，42（4）：1092-1098.10 吴爱祥，刘金枝，唐玲艳，等.堆浸工艺中流动-反应-变形-传质耦合过程数值模拟及应用 J.2007，（3）：297-304.11 梁建龙，刘惠娟，史文革，等.某泥质氧化金矿制粒堆浸工业试验 J.金属矿山，2004，（12）：39-41.12刘美林，刘国梁，武彪，等.低品位氧化铜矿堆浸工业试验 J.有色金属冶炼部分，2012，（7）：1-5，15.13 吴爱祥，刘金枝，尹升华，等.堆浸工艺中溶质运移的数学模型及其解析解 J.矿冶工程，2005，（5）：7-10.14 陈喜山，梁晓春，荀志远.堆浸工艺中溶浸液的渗透模型 J.黄金，1999，（4）：30-33.15习泳，吴爱祥，朱志根.矿石堆浸浸出率影响因素研究及其优化 J.矿业研究与开发，2005，（5）：19-22.16 缪秀秀，吴爱祥，杨保华.堆浸水力学研究前沿：结构表征与模型仿真 J.中国有色金属学报，2018，28（11）：2327-2340.17尹升华，吴爱祥.堆浸矿堆溶液渗流规律初探 J.矿业研究与开发，2006，（1）：31-33，36.18 黄志华，杨政国，苏秀珠.低品位金矿石直接堆浸工艺研究J.有色金属（冶炼部分），2014，（5）：52-55.Study on the Process of Leaching Potassium from Flotation Tailings ofPotassium Ore in Sulfate Type Salt Lake Brine Salt FieldWANG Zhen，Re ShalaitiSIMAYI*，MA Songliang，XIANG Xiaocheng（SDIC Xinjiang Luobupo Potash Co.，Ltd.，Hami，839000，China）Abstract：Using the flotation tailings of sulfate containing ore in the brine of Lop Nur Salt Lake as rawmaterial and high sodium and low potassium brine as leaching solution，the valuable elements such as K+，Mg2+，SO42-in the potassium sulfate flotation tailings are extracted using in-situ heap leaching method，achieving comprehensive recovery and utilization of valuable elements such as K+，Mg2+，SO42-in the flotation tailings of sulfate containing ore in the brine salt field of Lop Nur Salt Lake.The experimental datashows that through heap leaching process，the recovery of K+in flotation tailings has been achieved，andthe K+content in tailings has decreased from 3.84%to 0.84%；The yield of K+77%，the yield of Mg2+77%，the yield of SO42-73%，and the K+content in the leaching solution reaches 1.4%.Key words：Heap leaching；Flotation tailings；Lop Nur Salt Lake；Kali29