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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
    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/%

 

氧化铅

硫化铅

铅铁矾

 

铅氧化率

 

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/%

 

氧化锌

硫化锌

硅酸锌

 

锌氧化率

 

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。

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    


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    


/%