四川某难选低品位氧化锌矿选矿工艺试验研究.pdf
第3 2 卷第6 期 2 0 1 2 年1 2 月 矿冶工程 M I N I N GA N DM E T A L L U R G I C A LE N G I N E E R I N G V o l3 2N 0 6 D e c e m b e r2 0 1 2 四川某难选低品位氧化锌矿选矿工艺试验研究① 罗仙平1 ,罗礼英1 ,杨备2 ,陈晓明1 ,吕玲芝1 1 .江西理工大学,江西赣州3 4 1 0 0 0 2 ,长沙矿冶研究院有限责任公司,湖南长沙4 1 0 0 1 2 摘要针对N J , I 某氧化锌矿锌含量偏低、氧化程度较深,泥化严重的特点,提出了“硫化锌优先浮选一尾矿摇床脱泥一氧化锌硫化浮 选”工艺流程。在原矿锌品位为1 .4 5 %时,可获得锌品位3 8 .4 2 %、锌回收率3 2 .6 3 %的硫化锌精矿和锌品位3 1 .2 4 %、锌回收率 3 5 .7 3 %的氧化锌精矿,所得硫化锌精矿及氧化锌精矿累计锌品位为3 4 .3 0 %,锌回收率为6 8 .3 6 %,取得了较理想的选矿指标。 关键词选矿;氧化锌矿;硫化浮选;摇床脱泥 中图分类号T D 9 2文献标识码A文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 2 0 6 0 0 4 0 0 4 B e n e f i c i a t i o nT e c h n o l o g yf o rR e f r a c t o r yL o w - g r a d eZ i n cO x i d eO r e f r o mS i c h u a n L U OX i a n p i n 9 1 ,L U OL i y i n 9 1 ,Y A N GB e i 2 ,C H E NX i a o m i n 9 1 ,L UL i n g z h i l 1 .J i a n g x iU n i v e r s i t yo fS c i e n c ea n dT e c h n o l o g y ,G a n z h o u3 4 10 0 0 ,J i a n g x i ,C h i n a ;2 .C h a n g s h aR e s e a r c hI n s t i t u t eo f M i n i n ga n dM e t a l l u r g yC oL t d ,C h a n g s h a4 1 0 0 1 2 ,H u n a n ,C h i n a A b s t r a c t T or e c o v e rah i g h l yo x i d i z e da n ds l i m e dz i n co x i d eo r ew i t hl o wc o n t e n to fz i n cf r o mS i e h u a nP r o v i n c e ,a t e c h n o l o g i c a lf l o w s h e e tw a si n t r o d u c e dc o n s i s t i n go fp r e f e r e n t i a lf l o t a t i o no fz i n cs u l f i d e ,d e s l i m i n gb yt a b l i n ga n ds u l f u r a t i o nf l o t a t i o no fz i n co x i d e .F r o mai M f l o f - m i n eo r ew i t haz i n cg r a d eo f1 .4 5 %,az i n cs u l f i d ec o n c e n t r a t ew i t hz i n c g r a d ea n dr e c o v e r yo f3 8 .4 2 %a n d3 2 .6 3 %,r e s p e c t i v e l y ,a n daz i n co x i d ec o n c e n t r a t ew i t hz i n cg r a d ea n dr e c o v e r yo f 3 1 .2 4 %a n d3 5 .7 3 %,r e s p e c t i v e l y ,w e r ep r e p a r e d ,a n dt h et o t a lz i n cg r a d ea n dr e c o v e r yw e r e3 4 .3 0 %a n d6 8 .3 6 %, r e s u l t i n gi ng o o ds e p a r a t i o ni n d e x . K e yw o r d s b e n e f i c i a t i o n ;z i n co x i d eo r e ;s u l f u r a t i o nf l o t a t i o n ;d e s l i m i n gb yt a b l i n g 四川某氧化锌矿锌含量偏低,仅1 .4 5 %,矿石组 成较复杂,不仅有原生矿的残面,而且次生矿物较多, 锌矿物主要以闪锌矿、菱锌矿、异极矿形式存在,氧化 程度较深。该矿属强风化矿石,主要为松散的粉矿,含 泥量较高,对选矿造成极大的困难,本质上属低品位难 选氧化锌矿石。针对该矿的矿石性质,对其进行了详 细的选矿工艺研究,最终确定“硫化锌优先浮选一尾矿 摇床脱泥一氧化锌硫化浮选”工艺流程,并获得了较好 的选别指标。 1 矿石性质 原矿化学多元素分析结果见表1 。矿石中金属矿 物主要有闪锌矿、菱锌矿、异极矿、水锌矿、硅锌矿、方 铅矿、黄铜矿、黄铁矿、白铅矿、铅矾、孔雀石、褐铁矿 等,脉石矿物主要为方解石、石英、绢云母、白云石等; 锌矿物主要以氧化态和硫化态两种形式存在,氧化率 达6 5 %左右。 矿物嵌布特征较复杂,闪锌矿表面被次生的水锌 矿交代残余,有的还被水锌矿呈细小薄膜状或土状粘 附;菱锌矿呈他形- 半自形粒状镶嵌,有的含有铁质呈 环带构造;异极矿呈板状、柱状,无色透明,集合体呈放 射状、扇形分布于脉石中,有的异极矿则呈脉状产出穿 切白云质岩石。该矿石为强风化矿石,主要是松散的 粉矿,含泥量较高,对选矿造成极大的困难,该矿总体 上属低品位难选氧化锌矿。 2 试验方案及设备 2 .1 试验方案 该矿石中锌矿物主要以氧化态和硫化态两种形式 存在,目前氧化锌矿的选矿方法仍以浮选为主q ] ,因 ①收稿E t 期2 0 1 2 - 0 6 Ⅲ4 基金项目闰家自然科学基金项目 5 0 7 0 4 0 1 8 ;江西省科技支撑计划 2 0 1 1 l B B E 5 0 0 1 5 ;江两省l { { j 然科学基金项目 0 4 5 0 0 6 8 ,2 0 0 7 G Q C 0 6 4 3 作者简介罗仙平 1 9 7 3 一 ,男,湖北仙桃人,教授,博土,主要研究方向为金属矿产资源高效开发和综合利用。 巍煮 万方数据 第6 期罗仙平等四川某难选低品位氧化锌矿选矿工艺试验研究 4 l 此,本文采用“先浮选硫化锌后浮选氧化锌”的原则工 艺流程。但原矿含泥量较高,为消除矿泥对选矿过程 的有害影响,分别探索了3 种脱泥方式,即原矿预先脱 泥、原矿磨矿后直接脱泥和硫化锌浮选尾矿脱泥,通过 试验对比,最终确定采用硫化锌浮选尾矿脱泥的方案, 该方案既能优先浮选出较易浮的闪锌矿,又能消除矿 泥对氧化锌浮选的有害影响,以达到最大限度地回收 矿石中的锌矿物。 2 .2 试验设备和药剂 试验设备包括X M Q - 2 4 0X9 0 锥型球磨机磨矿, X F D 系列单槽和X F G 系列挂槽浮选机浮选,L Y 一1 1 0 0 5 0 0X 4 3 0 系列小型摇床。试验用水为自来水,试验试剂 除捕收剂、起泡剂为工业产品外,其它均为分析纯。 3 试验结果与讨论 3 .1 硫化锌浮选 3 .1 .1 N a ,S 用量试验以丁基黄药作闪锌矿浮选的 捕收剂时,由于闪锌矿表面被次生的水锌矿交代残余或 被其呈细小薄膜状及土状粘附,阻碍了丁基黄药与闪锌 矿之问的充分作用,因此需用N a s 预先硫化闪锌矿,消 除其对闪锌矿浮选的影响。为此考察了N a ,s 用量对选 矿指标的影响,试验流程见图1 ,试验结果见图2 。 原矿 N a 2 C 0 3 分散剂 C u S 0 4 丁基黄药 2 8 油 硫化锌浮选 硫化锌粗精矿尾矿 图lN a S 用量试验流程 N a 2 s 用量/ g f 1 图2N a S 用量对硫化锌粗选的影响 由图2 可见,随着N a S 用量增加,硫化锌粗精矿 中锌品位和回收率均有较大幅度的提高,当N a s 用量 增加到20 0 0g /t 时,锌品位和回收率达到最佳指标, 所以选取N a S 用量为20 0 0g /t 较为适宜。 3 .1 .2 分散剂种类及用量试验由于该矿石次生氧 化强烈,泥化程度较深,加大了选矿的难度,为消除矿 泥对浮选的有害影响,考虑添加矿泥分散剂,为此进行 了六偏磷酸钠、水玻璃、六偏磷酸钠 水玻璃的对比试 验。试验结果表明,使用组合分散剂六偏磷酸钠 水 玻璃,能显著减小矿泥和可溶性盐类矿物的有害影响, 因此选取六偏磷酸钠 水玻璃组合作为分散剂,并在 此基础上考察了其总用量对硫化锌粗选的影响。试验 结果表明,随着组合分散剂用量的增加,硫化锌粗精矿 中锌品位呈逐渐上升趋势,但用量过多会影响回收率, 综合考虑分散剂总用量确定为8 0 0g /t 。 3 .1 .3组合分散剂配比试验考察了组合分散剂六 偏磷酸钠 水玻璃的配比试验,固定分散剂总用量为 8 0 0g /t ,试验流程同图1 ,试验结果见图3 。 图3六偏磷酸钠与水玻璃的配比对硫化锌粗选的影响 由图3 可见,当六偏磷酸钠与水玻璃用量配比为 1 1 时,硫化锌粗精矿中锌品位和回收率都达到最佳指 标,因此,将组合分散剂六偏磷酸钠 水玻璃的配比控 制在1 1 较为合适。 3 .1 .4 矿浆p H 值试验以N a c o 。作为矿浆p H 值 凋整剂,考察了矿浆p H 值对选别指标的影响,试验流 程同图1 ,试验结果见图4 。 矿浆p H f 『f f 图4 矿浆p H 值对硫化锌粗选的影晌 万方数据 4 2 矿冶工程 第3 2 卷 由图4 可见,随着矿浆p H 值从7 提高到1 0 ,粗精 矿中锌品位和回收率不断升高,但当矿浆p H 值增至 1 1 时,品位和回收率开始明显下降。从试验现象看, 矿浆发粘,脉石上浮量较大,恶化了浮选过程。因此选 取矿浆p H 值为1 0 较为适宜,此时N a C O 。用量为 60 0 0g /t 。 3 .1 .5 C u S O 。用量试验C u S 0 4 是闪锌矿的一种有 效活化剂,C u 2 能在闪锌矿表面形成疏水膜,大大增 强闪锌矿的表面活性,而C u S O 。的用量直接影响闪锌 矿的活化程度‘3 j ,C u S O 。用量太少时,C u 2 会与黄药作 用生成黄原酸铜沉淀,将失去C u 2 的活化作用;C u S O 。 过量时,不仅活化闪锌矿,还活化其他金属矿物,并且 会使泡沫性质变脆,恶化浮选过程。为此,本文进行了 C u S O 。用量试验,试验流程同图1 ,试验结果见图5 。 c u s o , 用量/ g f 1 图5C u S O 。用量对硫化锌粗选的影响 由图5 可见,随着C u S O 。用量从2 0 0g /t 增加到 6 0 0g /t ,锌品位和回收率都有明显的提高,若继续增 加c u S Q 。用量,二者均开始下降,因此后续试验选取 C u S O 。用量为6 0 0g /t 。 3 .1 .6 磨矿粒度试验固定丁基黄药用量1 4 0g /t , 六偏磷酸钠 水玻璃 1 1 组合药剂总用量8 0 0g /t , C u S O 。用量6 0 0g /t ,按照图1 所示流程,进行了磨矿 粒度试验,结果见图6 。试验结果表明,随着磨矿粒度 变细,锌粗精矿中锌品位降低,回收率逐渐升高,当 一0 .0 7 4m m 粒级含量/% 图6 磨矿粒度对硫化锌粗选的影响 一0 .0 7 4m m 粒级含量超过8 0 %后,锌回收率开始下 降。因此选取一0 .0 7 4m m 粒级占8 0 %作为后续试验 磨矿粒度。 3 .1 .7 精选条件试验为得到合格的硫化锌精矿,进 行了精选试验,并添加适量的分散剂。试验结果表明, 经过三次精选后,可使硫化锌精矿中锌品位达到 4 1 .2 5 %,回收率达到2 7 .5 0 %。 3 .2 氧化锌浮选 3 .2 .1 脱泥工艺流程选择氧化锌矿主要的选矿工 艺为硫化.胺类捕收剂浮选法【4 i ,但该法对矿泥和可溶 性盐类矿物较敏感,因为矿泥具有较大的比表面积,会 吸附胺类捕收剂,消耗药剂量,且可溶性盐类矿物和一 些脉石矿物在有氧的溶液中,与氧化锌矿接触时生成 相应的可溶盐及氢氧化物,也会污染氧化锌矿物表面, 恶化浮选过程,导致精矿产品锌品位和回收率均不理 想”o 。探索性试验结果表明,氧化锌浮选前先进行摇 床脱泥,可以消除矿泥的有害影响,获得锌品位为 5 .6 1 %,回收率为3 0 .3 7 %的氧化锌粗精矿,与不进行 摇床脱泥相比,氧化锌粗精矿锌品位提高了4 .1 3 %, 回收率提高了9 .9 6 %。可见,矿泥对氧化锌浮选影响 较大,因此选取“尾矿摇床脱泥.硫化浮选”工艺作为后 续浮选氧化锌的工艺流程,试验流程见图7 。 氧化锌粗精矿尾矿 图7 硫化锌浮选尾矿摇床脱泥一氧化锌浮选流程 3 .2 .2 组合分散剂用量及配比试验虽然摇床脱泥 作业丢弃了部分脉石,但大部分脉石随摇床精矿产出, 并以石英、方解石为主,为消除它们对浮选过程的影 响,仍需添加分散剂,而组合分散剂六偏磷酸钠 水玻 璃的效果最佳。确定分散剂总用量为10 0 0g /t ,在此 基础上考察了六偏磷酸钠与水玻璃配比对氧化锌浮选 的影响,试验流程见图7 ,试验结果见图8 。 试验结果表明,当六偏磷酸钠与水玻璃用量配比 为1 1 时,氧化锌粗精矿的选矿指标较好,因此确定六 偏磷酸钠与水玻璃用量为5 0 0 5 0 0g /t 作为后续试验 条件。 万方数据 第6 期罗仙平等四川某难选低品位氧化锌矿选矿工艺试验研究 4 3 六偏磷酸钠水玻璃 图8六偏磷酸钠与水玻璃的配比对氧化锌粗选的影响 3 .2 .3 N a s 用量试验N a s 是影响硫化一胺类捕收 剂浮选法浮选氧化锌的重要因素,它一方面可以调节 矿浆p H 值,使氧化锌表面带负电,创造浮选的外部条 件,同时对氧化锌矿有很好的硫化作用∞- 。考察了 N a ,S 用量对氧化锌浮选指标的影响。试验流程见图 7 ,试验结果见图9 。 N a s 用量/ g t 1 图9 硫化钠用量对氧化锌粗选的影响 由图9 可见,随着N a s 用量不断增加,锌精矿品 位和回收率均升高,当N a s 用量为15 0 0g /t 时,氧化 锌精矿中锌品位为7 .2 1 %,锌回收率3 6 .2 0 %,因此选 取N a ,s 用量为15 0 0g /t 作为后续试验条件。 3 .3 工艺流程试验 在条件及开路流程试验的基础上,进行了闭路流 程试验。试验流程与药剂制度见图1 0 。采用“硫化锌 优先浮选一尾矿摇床脱泥一氧化锌硫化浮选”工艺流程, 在原矿含锌1 .4 5 %时,可获得锌品位3 8 .4 2 %、锌回收 率3 2 .6 3 %的硫化锌精矿和锌品位3 1 .2 4 %、锌回收率 3 5 .7 3 %的氧化锌精矿,所得硫化锌精矿与氧化锌精矿 累计锌品位为3 4 .3 0 %,锌回收率为6 8 .3 6 %。 4 结语 1 四川某氧化锌矿为强风化矿石,主要是松散的 粉矿,含泥量较高,给选矿造成极大地困难。矿石矿物 氧化锌精矿 图1 0 “硫化锌优先浮选- 尾矿摇床脱泥- 氧化锌硫化浮选”闭 路试验流程 组成较复杂,以次生矿物为主;原矿含锌仅为1 .4 5 %, 其中锌矿物以闪锌矿、异极矿、菱锌矿为主,锌矿物粒 级属细.中粒范围,该矿总体上属低品位难选矿石 类型。 2 根据该矿石的性质,提出采用“硫化锌优先浮 选.尾矿摇床脱泥一氧化锌硫化浮选”工艺流程来回收 该矿石中的锌矿物,在原矿含锌1 .4 5 %时,可获得锌 品位3 8 .4 2 %、锌回收率3 2 .6 3 %的硫化锌精矿和锌品 位3 1 .2 4 %、锌回收率3 5 .7 3 %的氧化锌精矿,所得硫 化锌精矿和氧化锌精矿累计锌品位为3 4 .3 0 %,锌回 收率为6 8 .3 6 %,取得了较为满意的选别指标。 下转第4 6 页 万方数据 矿冶工程 第3 2 卷 过滤一烘干改为浓缩.过滤。精矿压滤指标见表3 。 表3 精矿压滤技术指标 从表3 可以看出,精矿滤饼水分均控制在1 4 %以 下,明显低于2 51 T 1 2 绳索式圆筒过滤机的精矿滤饼水 分,且运行稳定。 4 .3 效果 ⅪZ 自动压滤机自2 0 0 7 年运行以来,经济效益和 环境效益明显。显著特点如下 1 生产成本明显降低。据初步核算,与2 5I T l 2 绳 索式圆筒过滤机 精矿需三段脱水 相比,操作人员减 少1 0 人,燃煤节约1 5 0t /a ,水电节约8 万衫年,维修 费用节约8 万元,年节约生产成本6 0 .5 万元。 2 处理能力大。采用2 台设备同时工作,每天生 产5 ~6h 即可完成生产任务。 3 运行可靠,机构简便,操作维护方便,自动化程 度高。 4 滤液清澈度高,可以作为回水使用,节约了清 水,环保效益好。 5 由于精矿滤饼含水率降低,汽车运输过程中不存 在精矿流淌现象,既减少了锑金属损失,又保护了环境。 4 .4 存在的问题及建议 因浮选精矿中夹带有导爆管、木梢等杂物,妨碍电 磁阀的开关,导致电磁阀容易损坏,提高了维修难度及 生产成本。故在生产中应对浮选精矿进行严格的脱渣 控制,杂物不得进入浓缩机;另外压滤机的阀门开关控 制在时间上并不需要极速控制,因此可以选用价格较 低的、经久耐用的气动阀门。 由于硫化锑矿浮选精矿粘度大,压滤拉开卸矿时, 总有滤饼不能自动掉下,需要操作人员辅助卸矿,增加 了操作人员的劳动强度。因此操作人员应每班对滤布 进行清洗,保持滤布的清洁,同时建议厂家采取措施改 进滤饼卸矿系统。 5 结语 1 采用X J Z 2 8 /1 0 0 0 型高效自动压滤机能够将锡 矿山硫化锑选厂难以过滤的浮选精矿滤饼水分控制在 冶炼制粒要求的水分以内,取消了烘干作业,综合成本 低,同时减少了运输费用及精矿在运输过程中的途损, 经济、环境效益明显。 2 该压滤脱水工艺简单,设备配套合理;设备结 构简单,密封陛能好,过滤介质使用寿命长,脱水效果 好;操作简单方便。对粒度小、粘度大、滤饼水分要求 高的难过滤物料具有推广应用价值。 参考文献 [ 1 ] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[ M ] .北京冶金工业出版社, 1 9 8 7 . 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