众所周知,锌的硫化矿物用常规选矿方法比较易于富集,但是随着近年锌消耗不断增加,锌的硫化矿物资源却在逐渐枯竭。从世界范围内看,氧化锌矿资源占锌总储量的23% ,但由于氧化锌矿品位低、选矿指标不理想,大量氧化锌资源被废弃或成为“呆矿”长期闲置。如何利用好氧化锌矿资源,提高氧化锌矿的选别指标,对提高锌资源利用率、拓宽原料来源、缓解我国资源紧缺状况具有重要意义,对促进世界锌工业发展也有重要意义。
试验所用样品含锌品位为12.56%,锌的物相分析表明,矿石中锌的氧化率为86.46%(氧化率>30%即为氧化矿),矿石磨矿过程中易泥化,增大药剂消耗,并且对锌的选别指标造成不利影响。氧化锌的浮选一般有三种方法,即:1 脂肪酸及其皂类捕收剂浮选;2含长链CH 基和SH基直接浮选;3硫化后用黄药或胺类等捕收剂浮选。本文采用第三种方法进行试验,主要难点是:1矿石易泥化,胺类捕收剂对矿泥和溶盐敏感;2脉石矿物与目的矿物可浮性相近,难于分选。
1矿石性质
原矿主要化学成分分析结果见表1,锌的化学物相分析结果见表2。该矿石中锌品位为12.56%,氧化率非常高。主要为菱锌矿、异极矿、硅锌矿,含铅矿物为白铅矿,脉石矿物主要为白云石和方解石。其中铁矿物包含锌与硅酸盐包含锌无法单体解离,药剂也无法渗透,这部分锌目前没有办法回收。本文采用先硫化再浮选的流程[1]。该流程目前在工业中应用最为广泛。
表 1 原矿多元素化学分析结果
Table 1 Multi-element analysis results of run-of-mine ore /%
表 2 锌化学物相分析结果
Table 2 Analysis result of zinc phase /%
2选矿影响因素研究
2.1 磨矿细度对选别指标的影响
首先考察磨矿细度对选别指标的影响,磨矿细度不够无法有效回收锌矿物,过磨则导致矿石泥化,增大药剂消耗,同时会在随后的脱泥过程中损失较多的锌。磨矿后进行旋流器脱泥,再经过硫化钠2000g/t硫化,十二胺600g/t,二号油100g/t浮选六分钟,得到粗精矿和尾矿,结果见图1。
图 1 磨矿细度对锌品位及回收率的影响
Fig.1 Effect of grinding fineness on zinc recovery and grade
由图1可知,随一段磨矿细度提高,细泥品位逐步增加,细泥中损失锌回收率也逐步增加,粗精矿品位先增加后降低,粗选作业回收率先增加后降低,当一段磨矿细度达到-0.074mm70%时,进一步增磨矿细度,粗精矿品位降低,作业回收率降低,综合考虑,选取一段磨矿细度-0.074mm70%。
2.2 细泥对选别指标的影响
原矿磨矿-0.074mm 70%后,进行脱泥与不脱泥对比试验, 脱泥方法:手工筛除-0.020mm细泥,试验流程如图2,试验结果见表3。
由表3结果可知,脱泥后粗精矿品位明显提高,不脱泥尾矿损失的回收率较多。因此,脱泥是必要的[2]。
图2 脱泥对比试验流程图
Fig.2 Flowsheet of contrast tests of sliming
表3 脱泥对比试验结果
Table 1 Result of contrast tests of sliming
2.3 捕收剂种类对选别指标的影响
分别用十八胺、十二胺、BK440、CuSO4+丁基黄药、椰油胺作为捕收剂,硫化钠2000g/t作为硫化剂,浮选时间六分钟。试验结果见表4。
表4 捕收剂种类试验结果
Table 4 Result of collector species
由表4结果可知,捕收剂十八胺粗精矿品位最高,而作业回收率较低,捕收剂十二胺获得的粗精矿作业回收率较高,综合考虑,选取十二胺作捕收剂。
2.4 粗精矿精选六偏磷酸钠用量对选别指标的影响
为了防止矿泥吸附阳离子,增大药剂消耗,需添加调整剂使其分散。
粗精矿精选用六偏磷酸钠为调整剂,200g/t硫化钠为硫化剂,50g/t十二胺为捕收剂,浮选时间四分钟,考察六偏磷酸钠用量对选矿指标的影响,结果见图3。
由图3可知,精选作业添加六偏磷酸钠能提高精矿品位,但是作业回收率降低,建议精选作业适当添加六偏磷酸钠[3]。
2.5 粗精矿精选硫化钠用量对选别指标的影响
Na2S用量过低影响硫化效果,用量过高对菱锌矿的浮选也会起到抑制作用,所以应该通过实验研究硫化钠对选别作业的影响。
粗精矿精选用硫化钠作为硫化剂,50g/t六偏磷酸钠,50g/t十二胺为捕收剂,浮选时间四分钟,考察硫化钠用量对选矿指标的影响,结果见图4。
由图4可知,随硫化钠用量增加,精矿品位、作业回收率先增加后降低,当硫化钠用量超过400 g/t时,进一步增加硫化钠用量,粗精矿品位和作业回收率都降低[4],因此,硫化钠的用量应控制在合适的范围内。
Fig. 3 Effect of sodium hexametaphosphate dosage on zinc recovery and grade
图 4 硫化钠用量对锌品位和回收率的影响
Fig. 4 Effect of sodium sulphide dosage on zinc recovery and grade
2.6 闭路流程试验
在条件试验和开路实验的基础上进行了闭路试验,试验流程见图5,试验结果见表5。
Fig. 5 Flowsheet of closed-circuit flotation test
表 5 闭路流程试验结果
Table 5 Experiment results of closed-circuit test /%
3结论
1)试验矿样含Zn 12.56%、含Ag19.78 g/t,其它伴生有价元素的含量很低,综合回收价值不大。
2)本课题难点是细泥对浮选的影响,经过对比试验,建议浮选前脱泥,可获得较高品位的粗精矿和作业回收率。
3)一段磨矿细度对选矿技术指标影响很大,合适的磨矿细度既可以减少细泥的产率,又有利用提高浮选作业回收率。精矿和尾矿筛选结果表明,随粒级的降低,精矿中锌品位逐步降低;尾矿中较粗粒级和较细粒级中锌品位较高,因此,应严格控制一段磨矿细度及粒级分布。
4)通过实验室试验研究,推荐采用在一段磨矿细度-0.074mm70%时采用旋流器脱泥-浮选的工艺流程,闭路试验指标:锌精矿品位28.32%,产率27.02%,锌回收率60.92%,含银24.81g/t,银回收率33.89%。
参考文献
[1]杨成术,杨晓军,何剑,等.四川某铅锌混合矿选矿工艺试验[J].现代矿业,2012(6):17-20
[3]王少东,乔吉波.四川某高铁氧化铅锌矿选矿工艺研究[J].云南冶金,2011(3):12-18
[3] 刘万峰, 董干国,孙志建.河北某铁锌矿石选矿试验研究[J].有色金属(选矿部分),2009(6):31-35.
[4]乔吉波,简胜,王少东,等.建水某铅锌矿选矿工艺研究[J].矿冶工程,2012(4):51-55.
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