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氧化锌矿自硫化焙烧-浮选扩大试验研究

作者:1180发布时间:2019-12-13
氧化锌矿自硫化焙烧-浮选扩大试验研究
    石云良,肖金雄,龙艳,柯佳焱,赵睿

  长沙矿冶研究院有限责任公司

 

  随着人类对锌的需求日趋增加以及锌资源日益枯竭,开发和利用氧化锌矿越来越受到人们高度重视。然而由于氧化锌矿物种类繁多,矿物组成复杂,嵌布粒度较细,可溶性盐含量高,目前常规浮选效果还不能令人满意。目前处理氧化锌矿的工艺主要有:硫化浮选法、脂肪酸直接浮选法、冶金方法等,其中硫化浮选法应用最广。硫化浮选法通常是采用硫化剂首先对氧化矿进行硫化处理,然后运用硫化矿的浮选方法对其进行回收,常用的捕收剂是胺类和黄药。

  硫化剂在矿物颗粒表面发生硫化反应,从而在矿物表面形成一层硫化物,这样就可以用黄药或硫氮类药剂按照常规的硫化矿方法选别。

  余江鸿等[1]针对四川省甘洛县某铅锌矿矿石氧化程度高、矿物嵌布粒度粗细不均、易泥化的矿石性质,采用先硫化浮铅,然后脱泥浮锌的工艺流程,并选用浮铅的高效辅助捕收剂S-8和氧化锌矿物的胺类组合捕收剂A-9,使铅、锌得到了较好的分选,获得了锌精矿锌品位38.31%,锌回收率81.83%。

  王宏菊等[2]针对越南某氧化率大于93%,且矿物成分复杂、主要为菱锌矿的氧化锌矿,采用了硫化钠硫化,用KZF作捕收剂进行捕收的方法回收氧化锌,获得了锌品位为43.17%,锌回收率为87.23%的理想结果。

  黄承波等[3]针对云南某低品位氧化铅锌矿,其特点是嵌布粒度微细、伴生关系复杂、含泥量大。采用硫化-黄药法,硫化-胺法,并在浮选过程中,加入矿泥分散剂,对高铁氧化铅锌矿起到了较好的回收效果。通过多种试验方案进行试验,获得了含锌40.39%、锌回收率为75.85%的锌精矿。

  叶雪均等[4]对某大型白云岩铅锌矿的贫铅富锌难选矿石,采用先浮铅后浮锌不脱泥主干流程进行了试验研究。选锌作业中不脱泥,用六偏磷酸盐与水玻璃分散矿泥和抑制脉石。可得到含锌45.3%、回收率74.1%的锌精矿。

  对氧化锌浮选捕收剂研究较多,以选择性强、新型捕收剂、组合捕收剂以及调整剂等的研究为主。主要解决矿物复杂,以及消除矿泥和可溶性盐影响等方面难题,在一定程度上也获得较好的结果。

  此外,难选氧化铅锌的预处理后再浮选,能处理目前不能利用的矿石,受到日益重视。预处理的方法包括预先脱泥、硫化处理后再进行浮选的工艺,取得了较好的效果,实践证明是可行的。

  可见,经过很多选矿工作者实践研究和改进,对氧化锌矿选别方法在实验室和工业中已经取得了一些较大的进步,但大部分方法只能针对相对容易选别的矿石;部分方法由于对技术和(或)经济要求较高,还不能达到工业化规模。对于低品位难选氧化矿石的处理,目前尚没有较好的选别方法。

  1 矿石性质

  试验所用矿样多元素分析结果,铅、锌物相分析结果分别见表1、2、3。

   表1 多元素分析结果/%

元素

Pb

Zn

TFe

SiO2

Al2O3

CaO

MgO

MnO

含量

1.45

6.02

6.05

23.60

3.95

29.75

0.54

0.42

 

 

 

 

 

 

 

 

 

元素

S

P

As

K2O

Na2O

Ti

Cd

Ig

含量

4.23

0.016

0.14

0.69

0.11

0.10

0.11

12.24


  表2 铅的化学物相分析结果/%

铅  相

氧化铅

硫化铅

铅铁矾

合  计

铅氧化率

含  量

1.09

0.25

0.11

1.45

82.76

分布率

75.17

17.24

7.57

100.00


  表3 锌的化学物相分析结果/%

锌  相

氧化锌

硫化锌

硅酸锌

合  计

锌氧化率

含  量

4.46

1.08

0.48

6.02

82.06

分布率

74.09

17.94

7.97

100.00


  由表1、2、3可以看出,矿石中可供选矿回收的主要组分是铅和锌,其含量分别为1.45%、6.02%,铅锌矿物的氧化程度都较为强烈,其中铅的氧化率为82.76%,锌的氧化率为82.06%。

  肉眼下观察部分为结构较为松疏的黄褐色或灰褐~灰黑色块状,部分为土状或碎屑状。经镜下鉴定、X射线衍射分析和扫描电镜分析综合研究表明,混合样中锌矿物包括闪锌矿、菱锌矿和异极矿,铅矿物有方铅矿、白铅矿和铅矾,其他金属硫化物主要是黄铁矿和少量的毒砂;脉石矿物以石英和方解石为主,次为玉髓、白云石、重晶石、高岭石、长石、绢云母、绿泥石、石膏和褐铁矿,其它微量矿物尚见锆石、黝帘石、金红石和榍石等。

  2 实验室小型试验

  2.1 焙烧条件试验

  主要进行了不同焙烧温度和时间条件试验,焙烧产品进行铅锌混合浮选试验,由浮选精矿品位与回收率来评价焙烧效果。

  矿石600克,配入0.5%华坪煤做保护剂,人工混匀,进行不同焙烧温度和时间试验,浮选试验流程为铅锌混合三次浮选,试验结果列入表4、5、6中。

表5 焙烧温度600℃的焙烧时间试验   表4 焙烧温度700℃的焙烧时间试验/%

 

焙烧条件

产品名称

产率

品位

回收率

Pb

Zn

Pb

Zn

600℃ 30min

浮选精矿

31.09

3.79

15.75

77.52

75.92

浮选尾矿

68.91

0.50

2.25

22.48

24.08

给矿

100.00

1.52

6.45

100.00

100.00

600℃ 50min

浮选精矿

36.77

3.71

15.31

88.58

86.08

浮选尾矿

63.23

0.28

1.44

11.42

13.92

给矿

100.00

1.54

6.54

100.00

100.00

600℃ 70min

浮选精矿

37.91

3.72

15.21

90.98

88.44

浮选尾矿

62.09

0.23

1.21

9.02

11.56

给矿

100.00

1.55

6.52

100.00

100.00

600℃ 90min

浮选精矿

38.14

3.71

15.25

91.29

88.80

浮选尾矿

61.86

0.22

1.19

8.71

11.20

给矿

100.00

1.55

6.55

100.00

100.0    


表6 焙烧温度500℃和550℃的焙烧时间试验/%

焙烧条件

产品名称

产率

品位

回收率

Pb

Zn

Pb

Zn

500℃ 90min

浮选精矿

34.79

3.67

15.31

85.69

81.94

浮选尾矿

65.21

0.33

1.80

14.31

18.06

给矿

100.00

1.49

6.50

100.00

100.00

500℃ 120min

浮选精矿

37.89

3.68

15.25

89.96

88.76

浮选尾矿

62.11

0.25

1.18

10.04

11.24

给矿

100.00

1.55

6.51

100.00

100.00

550℃ 60min

浮选精矿

34.68

3.77

15.34

87.16

81.59

浮选尾矿

65.32

0.29

1.84

12.84

18.41

给矿

100.00

1.50

6.52

100.00

100.00

550℃ 90min

浮选精矿

38.14

3.62

15.18

90.24

88.66

浮选尾矿

61.86

0.24

1.20

9.76

11.34

给矿

100.00

1.53

6.53

100.00

100.00


……

 

焙烧条件

产品名称

产率

品位

回收率

Pb

Zn

Pb

Zn

700℃ 20min

浮选精矿

31.47

3.82

16.13

78.57

77.85

浮选尾矿

68.53

0.48

2.11

21.43

22.15

给矿

100.00

1.53

6.52

100.00

100.00

700℃ 30min

浮选精矿

37.13

3.71

15.34

88.87

87.49

浮选尾矿

62.87

0.27

1.30

11.13

12.51

给矿

100.00

1.55

6.51

100.00

100.00

700℃ 40min

浮选精矿

37.93

3.71

15.29

91.38

88.81

浮选尾矿

62.07

0.21

1.18

8.62

11.19

给矿

100.00

1.54

6.53

100.00

100.00

700℃ 50min

浮选精矿

38.35

3.71

15.36

91.20

89.93

浮选尾矿

61.65

0.22

1.07

8.80

10.07

给矿

100.00

1.56

6.55

100.00

100.0    


/%