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。
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 |
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 |
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 |
/%
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