低品位氧化锌矿

低品位氧化锌矿（精选7篇）

低品位氧化锌矿 篇1

摘要：对某难选低品位氧化锌矿的氨法浸出进行了研究。结果表明,以NH3-NH4Cl为浸出剂,在适宜的条件下浸出该低品位氧化锌矿,锌的浸出率可达87.51%。该浸出过程所需温度为35℃左右,能耗较低。

关键词：锌,低品位氧化锌矿,氨—铵盐浸出

氧化锌矿国外称之为“非硫化锌矿”。在氧化锌矿中,锌主要以菱锌矿、异极矿、硅锌矿等形态存在。矿石中尚含有大量的铅、镉、铜、铁、硅等杂质。氧化锌矿床中锌储量大约占世界已知锌储量的10%[1]。由于湿法冶金技术的进步,这类矿床近年来已成为引人注目的勘查靶区。在我国锌矿主要产地云南、四川、内蒙等省区,均储藏有较丰富的氧化锌矿资源。

氧化锌富矿(通常指锌含量>20%的氧化锌矿)的酸浸工艺经过多年的研究,已成功地用于工业生产中。如云南金鼎锌业公司等以Zn含量为25%±的氧化锌矿为原料经硫酸直接浸出生产电锌。由于该矿石中铁、硅等杂质含量较高,故浸出渣量较大(渣率72%±),渣含锌6%±,锌回收率仅78%±。但氧化锌矿较为便宜,因此国内以氧化锌富矿为原料,采用硫酸直接浸出—净化—电积工艺生产电锌,仍可取得较好的经济效益。

低品位氧化锌矿(特别是易泥化的低品位氧化锌矿)较难用选矿方法富集。对Zn含量为12%±的低品位氧化锌矿,可采用回转窑还原挥发,或采用鼓风炉熔矿—烟化炉挥发获得ZnO含量为60%±的氧化锌粉,再将其进行常规湿法处理生产电锌或锌盐。但该工艺流程长,能耗高,且往往对环境造成危害,从而限制了该法的推广应用。

氧化锌矿的碱法浸出由于矿石中的Ca、Mg、Fe、Si不进入溶液,可避免酸法浸出脱硅困难、渣量大、渣带失锌量高等缺点。对低品位氧化锌矿的碱法浸出,国内近年来开展了一些研究。李志华等[2]研究了难选氧化锌矿的氨浸动力学。所用氧化锌矿锌含量为10.57%,试验时每次取10g矿粉投入500mL氨水体系中,以保证整个浸出过程氨水浓度近似不变。该研究表明:氧化锌矿氨液浸出反应属不生成固体产物层的“未反应核缩减型”模型,浸出过程受扩散步骤所控制。刘三军等[3]以锌含量为18.34%的氧化锌矿为原料,开展了碱法浸出研究。所用矿粉-200目占95%,选用氢氧化钠和氨水—碳酸氢铵两种浸出体系。以浓度为5mol/L的NaOH溶液为浸出剂,在液固比为10∶1、60℃下浸出3h,锌的浸出率为92.5%。以NH3-NH4HCO3为浸出剂,液固比为15∶1、浸出剂浓度为5mol/L的条件下,锌的浸出率可达90%以上。该浸出研究的液固比较高,浸出液Zn2+含量低。张元福等[4]对锌含量为19.5%、SiO2含量为5.28%、S含量为0.2%的氧化锌矿的氨—铵盐浸出进行了研究,结果表明:浸出剂浓度、浸出温度为显著性因素,浸出时间与液固比为不显著性因素。获得的较佳浸出条件为:浸出温度90℃、液固比3、时间3h、NH4Cl/NH3为0.6。在该条件下,锌的浸出率达95.13%。

本研究以某难选低品位氧化锌矿为原料,进行了以NH3-NH4Cl为浸出剂的浸出试验研究,以期逐步完善低品位氧化锌矿的碱法浸出工艺。

1 矿样性质及试验方法

1.1 矿样的矿物组成

矿样的矿物组成分析表明,该矿石的矿物组成为:菱锌矿、异极矿、水锌矿、红锌矿、白铅矿、铅黄、铅丹、铅矾、褐铁矿、针铁矿、赤铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、黄铜矿、蓝铜矿、石英、长石、玉髓、粘土矿物等。

该矿样矿物组成复杂,含铁矿物主要为褐铁矿,其含量较高。

1.2 矿样的化学成分

该低品位氧化锌矿化学成分分析结果见表1。

1.3 矿粉粒度组成

* 含量单位为g/t。

经过探索性浸出试验,确定矿粉粒度90%左右通过150目筛即可。制备出的矿样经测定,其-150目占91%。

1.4 试验方法

将经称量的氯化铵放入烧杯,加入一定量的水及氨水,搅拌。氯化铵溶解后,调节溶液温度至规定值。然后加入矿粉,加盖,搅拌浸出。浸出毕,过滤、洗涤滤渣,取样进行化学分析。

2 浸出基本原理

氧化锌矿中的锌主要以ZnCO3、ZnO·SiO2·H2O、ZnCO3·2Zn(OH)2、ZnO形态存在,它们分别是菱锌矿、异极矿、水锌矿、红锌矿的主要成分,可与氨—铵盐溶液反应,锌呈锌氨络离子进入溶液。主要反应为:

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Zn(NH3)undefined+SiO2+H2O (2)

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此外,矿石中的Cu、Cd等杂质也能生成氨络合物进入溶液,但Mn、Mg、Si、Fe等成分则很难溶解而留在浸出渣中,因此铵盐浸出具有一定的选择性。

3 试验结果及讨论

3.1 NH3-NH4Cl浓度对锌浸出率的影响

研究表明[5],锌在NH3、NH+4摩尔浓度比为1的溶液中具有较高的溶解度。因此固定NH3、NH+4摩尔浓度比为1,并在反应温度为60℃、液固比为2.5∶1、浸出时间为4h的条件下,考察了浸出剂浓度对锌浸出率的影响,结果如图1所示。

由图1可知,当浸出剂浓度为4.5mol/L时,锌的浸出效果较好,进一步增大浸出剂浓度,锌的浸出率变化不大。因此,选择浸出剂浓度为4.5ml/L。

3.2 浸出时间对锌浸出率的影响

在NH4Cl及NH3浓度为4.5mol/L、液固比为2.5∶1、反应温度为60℃的条件下,考察了浸出时间对氧化锌矿锌浸出率的影响,结果见图2。

由图2可知,在本试验条件下,氧化锌矿中锌的浸出速度较快,浸出30min后,锌的浸出率随浸出时间的增加变化不大。为了使反应进行得较为充分,可选择浸出时间为1h。

3.3 浸出温度对锌浸出率的影响

在NH4Cl及NH3浓度为4.5mol/L、液固比为2.5∶1、浸出时间为1h的条件下,考察了浸出温度对氧化锌矿锌浸出率的影响,结果见图3。

由图3可知,当反应温度低于30℃时,锌的浸出率随浸出温度的升高快速增加。当浸出温度高于30℃时,锌的浸出率随温度的升高变化不大。因此,该低品位氧化锌矿的氨—铵盐浸出可在35℃±的较低温度下进行。

3.4 浸出液固比对锌浸出率的影响

浸出液固比对低品位氧化锌矿中锌浸出率的影响分别见图4、图5。

由图4可见,在NH4Cl、NH3用量固定的条件下,锌的浸出率随浸出液固比的不同而有所变化。当液固比为2.5∶1时,锌的浸出率较高。

图5所示的浸出试验条件为:NH4Cl及NH3浓度各为4.5mol/L、浸出温度35℃,浸出时间1h。由图5可知,当浸出液固比较低时,由于NH4Cl、NH3用量不足,锌的浸出率较低。当浸出液固比大于2.5时,锌的浸出率变化不大。因此,选择浸出液固比为2.5较为适当。

3.5 综合条件试验

通过上述试验可知,以NH3-NH4Cl为浸出剂浸出该低品位氧化锌矿,其最佳浸出条件为:NH4Cl及NH3浓度各为4.5mol/L、浸出温度35℃、浸出时间1h、浸出液固比2.5。

在上述条件下进行了该低品位氧化锌矿的浸出,最终获得了锌浸出率为87.51%的技术指标。

4 结 语

采用氨—铵盐溶液浸出工艺处理低品位氧化锌矿具有浸出温度低、浸出速率快、液固相易于过滤分离、锌浸出率较高、浸出过程对环境较友好、浸出液净化除杂较为容易等优点。其浸出液既可用于生产电锌,也可用于生产锌化工产品。因此,深入开展低品位氧化锌矿氨—铵盐浸出工艺的研究,将对湿法炼锌工艺技术的进步起到积极的推动作用。

参考文献

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[5]唐谟堂,鲁君乐,袁延胜,等.Zn(Ⅱ)-NH3-(NH4)2SO4-H2O系的氨络合平衡[J].中南矿冶学院学报,1994,25(6):701~705.

低品位氧化锌矿反浮选研究 篇2

为了降低Si O2含量, 提高品位, 将给低品位氧化矿带来显著的效益。反浮选是有效手段之一, 目前, 精矿反浮主要分两种:阴离子反浮工艺及阳离子反浮选工艺。与阴离子反浮选相比, 阳离子反浮选具有药剂制度简单、浮选温度低的优点, 但存在浮选泡沫量大、不易控制、对矿泥较敏感的缺点。开发捕收能力强、选择性高、泡沫流动性好、价格低廉的阳离子捕收剂, 是国内对矿反浮选的重要研究方向。而目前对低品位氧化锌矿的反浮选研究甚少。

适宜的工艺流程是提高选矿效果的前提, 针对矿石中硅铁含量高, 泥化程度高的特点, 分别进行了正选, 反浮选的探索试验。结果表明, 反浮选的工艺是适合该矿石性质的的选别方法。

1 反浮选流程图 (如图1)

2 试验结果讨论

2.1 矿浆浓度条件试验

该氧化矿大多具有泥化程度高的特点, 矿浆浓度越高, 则其黏度越高, 矿浆越不易分散, 对锌的可浮性影响越大。因而, 选择合适矿浆浓度对改善锌的可浮性具有重要意义。

2.2 矿浆酸碱度条件试验

氧化锌矿物浮选时, 其矿浆p H值控制6.5~8时, 浮选的后的精矿产率、精矿锌品位及锌的回收率均符合要求。而由于Zn是典型的两性金属, 当p H值≥10时, 有部分氧化锌与碱反应进入溶液, 这也是p H为10.0、11.0时, Zn的收率降低的主要原因 (如图2、3) 。

图3矿浆p H与回收率、精矿产率及精矿品位的关系说明:1—精矿品位曲线;2—精矿产率曲线;3—收率曲线

从图2可以看出, 矿浆浓度越小, 浮选的效果越好, 但是过小的矿浆浓度会导致浮选机的生产能力低, 浮选时间长, 水电消耗高。而25%~30%的矿浆浓度已可达到预期目标。

2.3 锌抑制剂

要将硅、铁选入泡沫, 故需对锌、铅、锑、银等有价元素进行抑制。选定锌的抑制剂为硫酸锌、亚硫酸钠;该抑制剂组合可有效将90%左右的锌抑制, 使锌在浮选泡沫中的收率不大于10%。而某些大分子有机抑制剂比如改性巯基乙酸 (DMPS) 在p H=8以上时, 对铅、锑具有强烈的抑制作用, 使铅、锑的收率低于15%;同时, 作为矿泥分散剂的六偏磷酸钠在加量大于1000~1500 g/t时, 除了具有分散矿泥的作用外, 还对铅、锑具有一定的抑制作用, 在加量大于1500 g/t之后, 抑制作用基本趋于稳定。

2.4 捕收剂

(1) 硅的捕收剂硅的阳离子捕收剂有伯胺与醚胺, 比较常用的是十二胺 (如图4、5) 。

(2) 铁的捕收剂。

氧化铁矿的阴离子捕收剂主要是各种脂肪酸如油酸、皂油酸钠、石油磺酸钠等。图4对比了油酸、皂油酸钠以及石油磺酸钠三种铁捕收剂的加量与收率的关系。

2.5 浮选时间条件试验

浮选时间长短对浮选指标的好坏影响很大, 以及对浮选机的造型都有重要作用。浮选工艺中, 浮选时间过长, 虽对精矿中有用成分的回收率有所增加, 但精矿质量也会降低。

从图6和7可以看出, 浮选的总时间为23 min为宜, 并且通过图中拐点划分粗选、扫选的时间分别为 (如表2) 。

在该反浮选流程试验中, 在给矿锌品位为12.88%的条件下, 获得了锌品位为25.1%、回收率为95.4%的锌精矿。

3 结论

最终得出的针对锌、铅、锑、银而言反浮选铁、硅的捕收剂为十二胺与皂油酸钠的按一定比例混合的混合物。用该混合捕收剂所浮选出的铁硅混合泡沫中铁的回收率可达91.1%, 硅的回收率可达90.3%。

通过有效的抑制锌、铅、银等有价金属, 采用反浮选硅、铁, 使锌等有价金属得到有效的富集和回收。解决了氧化锌矿正选难矿且硅铁不易与锌分离等难题。为氧化锌矿选矿提供了一条切合实际、更符合生产的技术途径。

1—油酸用量与铁的回收率关系;2—石油磺酸钠用量与铁的回收率关系;3—皂油酸钠用量与铁的回收率关系。

参考文献

[1]孙传尧, 印万忠.硅酸盐矿物浮选原理[M].北京:科学出版社, 2001.

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[3]段秀梅, 罗琳.氧化锌矿浮选研究现状[J].矿冶, 2004 (4) :47-51.

碱焙烧法综合利用低品位氧化锌矿 篇3

1 试验部分

1.1 试验原料和仪器

原料:氧化锌矿、Na OH(工业级)、去离子水(实验室自制)、CO2(金属所制气站)。

仪器:竖式焙烧炉、ZWK-1600智能温度控制仪、DK-S24型电热恒温水浴锅、SHZ-D(Ⅲ)循环水式真空泵、W-02搅拌器。

1.2 试验步骤

将氧化锌矿磨细后与工业氢氧化钠混合均匀,将混合物料置于坩埚中,并放入竖式焙烧炉的恒温带,在设定好的温度制度下焙烧,待反应结束后随炉冷取样。焙烧熟料趁热80℃溶出1 h,过滤分离,滤饼淋洗3次后烘干。向滤液中缓慢通入CO2气体,采用p H计和精密p H试纸检测溶液的p H值。待p H值降至12.5,过滤分离,滤渣返碱焙烧,滤液继续通入CO2气体,碳分至溶液p H值12.0,过滤分离,得到第二次碳分产物,溶液继续碳分至溶液p H值9.0,过滤分离,得到第三次碳分产物,分别得到富氧化锌和富二氧化硅的产品,碳分溶液结晶得到Na2CO3,也可以苛化制备轻质碳酸钙和Na OH,实现Na OH的循环利用。

2 结果和讨论

2.1 氧化锌矿的表征

图1为氧化锌矿的XRD图谱和SEM照片,由图1可见,氧化锌矿主要含有锌、硅、铁等元素,锌品位较低、成分复杂。锌主要以菱锌矿(Zn CO3)形式存在,硅主要以Si O2存在,铁以赤铁矿(Fe2O3)形式存在,同时含有硅酸锌(Zn2Si O4)。氧化锌矿表面粗糙,颗粒不均。

表1为氧化锌矿主要成分分析,由表1可见,Si O2含量高达44.70%,全铁含量为13.45%,Ca O含量达到12.88%,锌含量为6.99%,含量较低。此外还含有少量的铅、锶。

2.2 氧化锌矿综合利用工艺流程

图2是碱焙烧法综合利用低品位氧化锌矿的工艺流程。将氧化锌矿干燥后磨细,与工业氢氧化钠混合均匀后在一定的温度制度下焙烧。焙烧熟料经水溶出后过滤分离,得到碱性溶出液和滤渣。滤渣洗涤后回收铁产品。用二氧化碳碳分碱性溶出液,第一次碳分除杂,除杂滤渣返回碱焙烧工序;第二次碳分到溶液p H值12,得到富Zn O的产品;第三次碳分至溶液p H值9.0,得到富二氧化硅的产品。碳分溶液为碳酸钠溶液,结晶得到碳酸钠晶体,也可以用活性石灰乳苛化碳酸钠溶液,得到轻质碳酸钙产品和氢氧化钠溶液,结晶后返回碱焙烧工序。

整个过程综合提取利用了低品位氧化锌矿中的有价成分Zn O、Si O2、Pb O2、Fe2O3,又实现化工原料Na OH的循环利用。

2.3 碳分产品表征

图3、4分别是第二、三次碳分产品的XRD图谱和SEM照片,图5为结晶碳酸钠产品的XRD图谱。第二次碳分产品中含Zn O 66.24%,Pb O 2.14%,Si O228.15%,第三次碳分产品中对应组分的含量分别为32.42%、18.46%和41.84%,由此可见,以碳分方法不能完全分离净化Zn O、Si O2和Pb O2。前期产品中Zn O含量较高,Si O2含量较低,后期产品主要是Si O2。可见碳分前期Zn O沉淀为主,后期Si O2沉淀为主。成分分析表明产品中夹杂Pb O2。

通过对单纯物质Na2Si O3、Na2Zn O2、Na2Pb O3的碳分试验表明,其碳分沉淀区间分别为12.5~9.0、12.2~13.8和8.5~12,可见各碳分区间相互交叉,难以以碳分法分离完全。因此还需进一步探讨混合溶液的净化分离方法。

2.4 提锌渣标准

图6是提锌渣的XRD图谱和SEM照片。可见,提锌渣中主要物相为石英态的Si O2、Na2Zn Si O4、铁氧化物、Na Fe O2和Ca2Si O4。石英态的Si O2、Na2Zn Si O4和Na Fe O2的衍射峰最强。反应生成的Na2Zn Si O4、Ca2Si O4影响了锌和硅的提取率,Ca2Si O4比较稳定,难溶于水,而Na2Zn Si O4在水溶液中能够缓慢水解,但时间长,水解后得到的Zn2Si O4是硅酸盐型氧化锌矿的主要成分。检测中还发现生成了少量的Ca2Pb O4,也是比较稳定的难溶化合物。碳酸钙或氧化钙的存在对酸法和碱法处理氧化锌矿均有不利影响,酸法处理不仅消耗大量硫酸,还生成难以处理的硫酸钙,碱法处理生成硅酸钙和硅酸锌钠,降低了锌和硅的提取率。因此,对于高钙的氧化锌矿的处理,还有很多工作要做。

3 结论

(1)碱焙烧法可有效提取氧化锌矿中的锌、铅、硅等有价成分,但钙的存在会降低锌、硅、铅的提取率。

(2)碳分法可有效沉淀碱性溶出液中的Zn O、Si O2和Pb O2,但难以实现完全净化分离,有待进一步试验研究。

参考文献

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低品位氧化锌矿 篇4

我国铅锌资源非常丰富[1], 以前铅锌分离多采用氰化物工艺, 虽能够获得较好的指标, 但氰化物有剧毒, 给生产管理和环境带来极大的压力, 因此, 在生产工艺中应尽量不用或者少用氰化物。福建某低品位铅锌矿原有工艺中铅锌分离采用氰化钠作为抑制剂, 不仅造成了严重环境污染, 还给管理带来很大的压力, 据此, 对该矿进行无氰工艺铅锌分离的试验研究具有重大的现实意义。

2 矿石性质

2.1矿石化学成分及铅锌物相分析

对该矿石进行了多元素化学分析、矿物组成及铅、锌的物相分析, 结果见表1～3。

从表1可以看出, 矿石中可利用的有价元素主要为Pb和Zn, 其次Au和Ag可以附带回收, 有害元素主要为As;脉石主要是硅酸盐矿物;由表2和表3可以看出, 该矿石主要为硫化物矿石, 氧化率较低矿石中的金属硫化矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿;非金属矿物为绢云母和石英。

2.2主要金属矿物的嵌布特征

(1) 方铅矿:与闪锌矿、毒砂、黄铜矿、脉石矿物均为复杂连晶关系。方铅矿的嵌布粒度较细, +0.045-0.075mm占87.6%。 (2) 闪锌矿:矿石中闪锌矿内部普遍含有乳滴状黄铜矿出溶物, 出溶黄铜矿粒度小于0.1mm, 且以小于0.01mm为主。闪锌矿主要与黄铁矿、黄铜矿、及脉石矿物呈简单-复杂连晶关系, 少量呈独立颗粒分布在脉石矿物粒间。闪锌矿嵌布粒度较细.tif, +0.045-0.075mm占58.1%。 (3) 黄铁矿:一部分以团块状分布;另有一定量的黄铁矿以断续脉状分布;还有一部分与闪锌矿、方铅矿组成细脉, 它们之间为简单-复杂嵌布关系, 少见与毒砂连晶的颗粒。

*含量单位为g/t。

3 浮选试验

铅锌浮选有直接优先浮选流程、混合浮选及等可浮流程[2]。根据该矿的矿石性质拟采用直接优先浮选原则流程, 金和银矿物富集于铅精矿和锌精矿中。

3.1 磨矿细度对铅锌粗选指标的影响

单体解离是获得高质量产品的必要条件, 如果磨矿细度达不到要求, 就不能使铅锌矿物充分解离, 而过磨后, 不仅增加了磨矿成本, 而且易泥化, 使浮选恶化, 所以磨矿细度是重要参数[3]。磨矿细度的试验结果见图1。

由图1看出:随着磨矿细度的增加, 铅和锌的回收率先增加后降低, 当磨矿细度为-0.074mm74%时, 回收率达到最大值, 此时铅和锌的回收率分别为89.88%和84.06%, 故选择磨矿细度为-0.074mm75%为宜。

3.2 铅粗选石灰用量的影响

根据矿石性质可知, 该矿含有大量的黄铁矿, 石灰是黄铁矿最常用的抑制剂[4], 它具有强烈的吸水性, 溶于水形成强碱性, 提高矿浆pH值, 其作用一方面是OH-的作用, 另一方面是Ca2+的作用。黄铁矿与磁黄铁矿在碱性介质中矿物表面可以生成Fe (OH) 2和Fe (OH) 3亲水薄膜, 从而起到抑制作用。石灰用量试验结果见图2。

由图2看出, 随着石灰用量的增加, 铅粗精矿的回收率先增加后有所减小, 在石灰用量为2500g/t时, 铅的品位为28.94%, 回收率则高达90.83%, 故选择石灰用量2500g/t为宜。

3.3 铅粗选抑制剂用量的影响

本次试验关键在于找到合适的替代氰化物的抑制剂, 通过探索试验选择硫酸锌与亚硫酸钠的组合药剂, 所生成的锌酸钠之所以能作闪锌矿的抑制剂是因为结构上酷似氰络合物的锌酸盐络合物阴离子对锌矿物表面具有极大的亲和力, 闪锌矿和锌酸根离子有相同的电子排列和相同几何结构, 导致锌酸根离子只吸附在闪锌矿表面上, 从而抑制了闪锌矿[5]。

亚硫酸银离子与还原共配位的硫 (三角形共配位的Cu-S组分和四面体共配位的Zn-S) 特效反应, 而以硫代硫酸盐进入溶液中, 然后氧化成硫酸盐。此时在闪锌矿表面上和溶液中形成氢氧化锌, 可用表面疏水性降低来解释在亚硫酸盐存在时闪锌矿的抑制过程[6,7]。

本批试验按正交试验设计法设计, 硫酸锌和亚硫酸钠用量试验的设计水平、试验指标及其结果分析分别见表4和表5。

由表4、表5看出, 选择硫酸锌1200g/t、亚硫酸钠400g/t时, 有利于降低铅粗精矿中锌品位和损失率, 从而提高铅品位, 且铅回收率仍处于较高水平。

3.4 铅捕收剂 (乙硫氮) 用量的影响

乙硫氮对方铅矿浮选具有良好的选择性, 浮选泡沫含铅较高, 黄铁矿含量较低[8], 故选择乙硫氮作为铅矿物捕收剂, 试验结果见图3。

由图3看出, 随着捕收剂用量的增加, 铅粗精矿的品位呈下降趋势, 回收率上升, 但乙硫氮用量在30g/t以后相差不大, 综合考虑选用乙硫氮用量为30g/t。

3.5 锌粗选氧化钙、硫酸铜、丁基黄药正交试验

铅经过一次粗选和一次扫选后的尾矿进行锌粗选正交试验[9,10], 试验的条件及试验结果见表6。

由表6可以看出, 氧化钙用量600g/t、硫酸铜用量100g/t、丁基黄药用量为30g/t时综合选矿指标较好。

3.6 闭路试验

在条件试验基础上, 调整精选作业药剂制度, 进行铅、锌闭路流程试验, 流程见图4, 试验结果见表7。

由图4和表7可知, 实验室小型闭路试验采用铅锌依次优先浮选流程。选铅作业经一次粗选、一次扫选、三次精选, 选锌作业一次粗选、两次扫选、三次精选的闭路试验, 最终获得铅精矿品位为65.33%, 含锌3.16%, 回收率为89.33%;锌精矿品位为53.18%, 含铅为0.75%, 回收率为91.91%。

4 结 语

1.福建某地铅锌矿石中可利用的有价元素主要为Pb和Zn, Au和Ag可以附带回收, 有害元素主要为As。该矿石主要为硫化矿矿石, 氧化率较低。矿石中的金属硫化矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿;非金属矿物为绢云母和石英。

2.实验室小型闭路试验采用铅锌依次优先浮选流程。选铅作业经一次粗选、一次扫选、三次精选, 选锌作业一次粗选、两次扫选、三次精选的闭路试验, 最终获得铅精矿品位为65.33%, 含锌3.16%, 回收率为89.33%;锌精矿品位为53.18%, 含铅为0.75%, 回收率为91.91%。

3.该矿采用硫酸锌与亚硫酸钠的组合药剂替代原有工艺中的氰化钠, 实现了铅锌的有效分离, 获得了很好的指标, 消除了氰化钠对环境的困扰。

参考文献

[1]薛亚洲, 王海军.我国铅锌矿资源综合利用现状[J].中国矿业, 2003 (8) :9～14.

[2]魏宗武, 陈建华, 艾光华, 等.硫化铅锌矿无氰浮选工艺流程及技术进展[J].矿产保护与利用, 2007 (4) :39～44.

[3]林美群, 魏宗武, 莫伟, 等.广西某难选铅锌矿石铅锌分离试验研究[J].金属矿山, 2007 (10) :72～74.

[4]孙水裕, 王淀佐, 李柏淡.硫化矿电化学调控浮选的行为及机理研究[A].第二届中国青年选矿学术会议论文集[C].1991.

[5]WZ申, 李长根, 等.亚硫酸钠存在时闪锌矿和黄铁矿的浮选[J].国外金属选矿, 2003 (11) :22～26.

[6]T.N.赫麦雷娃, 等.在被铜活化的闪锌矿黄药诱导浮选中亚硫酸氢钠的抑制作用机理[J].国外金属矿选矿, 2007 (1) :29～36.

[7]方夕辉, 邱廷省, 罗仙平.组合药剂对铜硫矿石浮选性能的影响[J].南方冶金学报, 2000 (4) :260～262.

[8]张会文.乙硫氮浮选铅及铅锌分离的研究[J].广东有色金属学报, 1996 (2) :89～93.

[9]叶雪均, 魏宗武, 钟常明.某低品位铅锌分离无氰工艺的研究[J].矿业工程, 2004 (2) :27～29.

某低品位萤石矿浮选工艺改进实践 篇5

1 矿石性质

该矿石的矿物组成简单,主要矿物为萤石和石英,萤石呈团粒状及细微脉状与石英共生,在偏光显微镜下观察,萤石晶体完整,轮廓清晰,多数为不规则粒状,正交偏光下呈不同颜色,晶体表面可见各种条纹、微坑及解理裂隙。不同形状萤石颗粒相互镶嵌,并与石英伴生,分布在0.020～0.12mm之间,多数石英的粒度分布在0.020～0.1mm之间,以单体形式产出的石英较少。而存在于石英间隙中的萤石颗粒为微米级的萤石矿物,萤石颗粒粒度主要为2.0～6.0μm,石英是与萤石紧密相嵌的矿物,矿石主要矿物含量见表1。

2 浮选工艺简介

2.1 原浮选工艺流程及问题分析

2.1.1 原浮选工艺流程

原浮选流程采用一段磨矿,磨矿细度-200目65%左右,先获得萤石粗精矿,大量抛尾。粗精矿进行一次精选,一精再磨,再磨细度-200目85%左右,经过再磨之后,可以使大量的萤石与石英解离,减少连生体的存在。所采用的药剂制度为:捕收剂油酸800g/t,调整剂Na2CO31.5kg/t,石英抑制剂Na2SiO31200g/t,工艺流程见图1。

2.1.2 存在的主要问题

由于目前的开采模式为露天采矿,随着矿石开采的延伸,矿石性质变化较大,原矿品位起伏也较大,原有浮选工艺及药剂条件不合理的问题越来越严重,主要存在问题如下:

(1)原工艺粗选10min,扫选15min,总浮选时间约为75min。由于矿浆中泥含量较高,矿浆黏度较大,萤石浮游速度较慢,因而需要浮选时间相对较长。由于浮选时间过短,萤石还没有浮出,或者泡沫产品未能及时刮出,大量萤石在系统中循环,导致萤石大量流失,违背了“早收快收”的选矿要求,回收率较低,仅在70%左右,且经常出现冒槽或者翻浆等异常现象[1],严重影响了生产的正常进行。

(2)中矿循环流程存在严重问题,在生产中经常出现严重“跑尾”现象,即扫选Ⅰ的泡沫产品返回至粗选环节,原矿品位在25%左右,而扫选Ⅰ的泡沫产品品位在60%左右,大量扫选泡沫产品全部进入到粗选当中,给粗选带来很大的压力,加之浮选时间不够,导致萤石粗选效果很差,大量萤石不能及时浮出。萤石在粗选和扫选中循环,最终大量的萤石从尾矿中流失,导致萤石的回收率较低,严重影响企业的生产指标和经济效益。表2为2009年10月浮选工艺考查结果。

(3)选用Na2SiO3对石英进行抑制,因矿泥较多,加之大量的萤石与石英连生体的存在,单纯用Na2SiO3对石英的抑制效果较差,经过七次精选,精矿品位仅为88%,回收率仅为75.56%。

2.2 浮选工艺和药剂条件的改造

针对原有浮选工艺存在工艺条件和药剂制度两个方面的问题,加强进行实验室试验,认真分析工艺流程当中存在的各种情况,并进行了一系列选矿对比试验,结合原有设备配置,最终拟定了扫选Ⅰ泡沫不再顺序返回粗选,改走精选Ⅰ,同时在精选过程中补充少量氟硅酸钠强化对石英的抑制[2],增加浮选槽,将整个流程的浮选时间由75min增加至120min。改造后,浮选指标有了很大的提高。改进后的工艺流程见图2,其特点为:

(1)从表2工艺流程考查可以看出,扫选Ⅰ的泡沫产品萤石品位为62.7%,而粗精矿的品位为70.3%,与扫选Ⅰ泡沫产品品位比较接近,所以扫选Ⅰ泡沫改走精选Ⅰ是非常有利的,这样就很好地避免了扫选高品位泡沫产品给粗选带来的冲击和矛盾,使粗选过程更加稳定和流畅,中间中矿产品循环量相对较小,矿浆面及泡沫层易于控制,浮选指标比较稳定,有利于浮选指标的提高。

(2)增加了浮选时间。由于矿浆中含泥量较高,矿浆黏度较大,萤石浮游速度较慢,因而需要浮选时间相对较长,而原来的工艺对此方面考虑欠佳,浮选时间严重不足,加之大量连生体的存在,致使萤石不能及时浮出,随中矿在流程反复循环。将整个流程的浮选时间由75min增加至120min之后,充分地解决了此问题,中间产品循环量相对较小,矿浆面及泡沫层易于控制,浮选指标比较稳定,有利于萤石回收率的提高。

(3)强化石英的抑制。通过工艺矿物学研究表明,萤石与石英紧密共生,若使萤石与石英充分解离,至少要将矿石磨至-325目85%以上。但考虑到整个工艺流程磨矿系统的具体配置,以及目前萤石产品的价格因素,磨矿细度仍选择-200目65%。此时还有大量连生体的存在,为此在原工艺采用Na2SiO3作为石英的抑制剂的条件下,确定在精选过程中补充少量氟硅酸钠强化对石英的抑制,这样可使萤石精矿的品位达到90%以上。工艺流程改进前后指标对比结果见表3。

3 结论

1.改造后与改造前的浮选指标相比,萤石精矿品位提高了4.12%,萤石回收率提高了11.22%,估算企业年增加经济收入320万元,预计年增加利税150万元。

2.改造后,整个萤石浮选流程指标得到了明显好转。由于增加了浮选槽,大大的延长了浮选时间,以及在精选过程中用氟硅酸钠强化石英的抑制,精矿品位有明显提高,在很大程度上降低了精矿中SiO2的含量,萤石的回收效果有了较大的改善。

3.将扫选Ⅰ泡沫产品改并入精选Ⅰ,可进一步加强精Ⅰ再磨效果,充分使萤石和石英连生体解离,优化了粗选环境,有利于萤石和石英的有效分选。

摘要：某萤石选厂目前的工艺已不能满足生产的需要,经过试验,将中矿流程进行改进,新的生产工艺可使萤石品位由88.52%提高到92.64%,回收率由原来的75.56%提高到86.78%,为企业增加了经济效益。

关键词：萤石,浮选,抑制剂

参考文献

[1]朱建光.萤石浮选的几个问题[J].国外金属矿选矿,2004,(6):4-9.

[2]姚阳.萤石浮选的流程结构及药剂制度[J].江苏冶金,1984,(4):99-105.

某低品位氧化铜矿选矿试验研究 篇6

1 矿石性质

试样矿石主要呈碎块状、粉状、砂状, 矿石肉眼下多显淡黄色或灰白色。主要金属矿物为硅孔雀石、孔雀石、磁铁矿及少量褐铁矿等, 脉石矿物主要是石英、长石、含铜铝硅酸盐矿物及少量碳酸盐矿物等。铜矿物与石英、铝硅酸盐矿物共生密切, 崁布粒度较细。另外, 硅孔雀石常被石英包裹, 或分布于石英粒间呈星点状、浸染状现象, 不易单体解离。矿石中主要有价金属为铜等。原矿化学多元素分析结果见表1, 铜物相分析结果见表2。

2 浮选试验研究

2.1 磨矿细度试验

由于该氧化铜矿石中铜矿物具细粒嵌布的特征, 所以细磨才能使有用矿物充分解离。试验条件为:粗选硫化钠3000g/t, 硫酸铵1000g/t, 水玻璃600g/t, 六偏磷酸钠200g/t, 混合丁基黄药与丁铵黑药按3∶1混合使用, 总用量为400g/t, 2号油100g/t, 扫选药剂用量减半。试验结果见表3。

从表3试验结果看出, 随着磨矿细度增大铜回收率迅速提高, 品位有所下降。磨矿细度越细, 磨矿成本会大幅度增加, 因此综合考虑, 选择磨矿细度为一200目、占有率约为80%为宜。

2.2 捕收剂种类试验

黄药类、黑药类和羟肟酸类等捕收剂常作为氧化铜矿的捕收剂。本次试验使用4种不同的捕收剂 (丁基黄药、丁铵黑药、羟肟酸和苯并三唑) , 考察了捕收剂及其组合对氧化铜矿的捕收性能, 并确定最佳种类药剂的组合。试验条件为:磨矿细度-200目占78.65%;粗选:硫化钠3000g/t、硫酸铵1000g/t、水玻璃600g/t、六偏磷酸钠200g/t, 2号油100g/t;扫选用量减半。试验流程见图1, 试验结果见表4。

试验结果表明, 使用丁基黄药、丁铵黑药、羟肟酸或苯并三唑的组合可得到较高的回收率。但考虑到使用羟肟酸时回收率高些, 同时来源也较广, 因此使用丁基黄药和丁铵黑药与羟肟酸组合捕收剂进行试验。

2.3 捕收剂用量试验

选用丁基黄药、丁铵黑药与羟肟酸按3∶1∶3的比例混合使用, 考察药剂用量对铜回收率的影响。试验条件为:粗选硫酸铵和硫化钠用量分别为1000g/t和3000g/t, 水玻璃600g/t, 六偏磷酸钠200g/t, 2号油用量100g/t, 捕收剂变量, 扫选药剂用量减半, 试验结果见表5。

从表5可看出, 随着捕收剂用量的增加, 回收率随之增加, 但精矿品位有所降低。实验结果表明, 选用丁基黄药、丁铵黑药与羟肟酸按3∶1∶3的比例混合使用, 粗选总用量为467g/t、扫选总用量为233g/t, 是比较合理的药剂用量。

2.4 活化剂硫化钠和硫酸铵用量对浮选的影响

矿石氧化率高, 采用硫化浮选, 实践中主要采用硫化钠作为硫化剂。在矿浆中, 硫化钠用量适当时, 有利于氧化铜矿物浮选, 而当硫化钠用量过大时对浮选不利。硫酸铵在氧化铜矿浮选中可以排除硫化钠过量时对氧化铜矿的抑制作用, 也具有硫化促进作用, 而且在氧化铜矿的直接浮选中具有活化作用。

硫化钠和硫酸铵以3∶1组合使用。试验条件为:粗选硫酸铵和硫化钠为变量, 水玻璃600g/t, 六偏磷酸钠200g/t, 丁基黄药200g/t, 丁铵黑药67g/t, 羟肟酸200g/t, 2号油用量100g/t, 扫选药剂用量减半, 试验结果见表6。

试验结果表明, 硫化钠和硫酸铵的总用量分别为4500g/t和1500 g/t时较好。

2.5 抑制剂用量对浮选的影响

矿石中含有量石英、硅酸盐、铝硅酸盐等脉石, 有用矿物以硅孔雀石为主, 同时在磨矿过程中也产生许多矿泥, 因此采用水玻璃和六偏磷酸钠抑制脉石及分散矿泥, 考察其对浮选的影响。水玻璃和六偏磷酸钠按3∶1混合使用, 试验条件为:粗选硫酸铵1000g/t和硫化钠3000g/t, 水玻璃和六偏磷酸钠为变量, 丁基黄药200g/t, 丁铵黑药67g/t, 羟肟酸200g/t, 2号油用量100g/t, 扫选药剂用量减半, 试验结果见表7。

从试验结果可以看出, 水玻璃和六偏磷酸钠总用量分别为900 g/t和300 g/t时较好。用量多了反而对硅孔雀石有抑制作用。

2.6 全流程开路试验

在条件试验的基础上, 按试验选定的药剂及其用量等条件进行开路试验, 试验流程见图2, 试验结果见表8。试验结果表明, 经过两次精选所获得铜精矿的品位为11.06%, 回收率为42.24%, 中矿铜的回收率为36.20%, 尾矿铜损失率为21.56%, 铜精矿品位较难提高。

2.7 闭路试验

根据开路试验结果进行闭路试验研究, 试验的药剂制度与开路试验一致, 试验流程如图3, 试验结果见表9。

闭路试验结果表明, 在磨矿细度为一200目、占78.65%的条件下, 采用组合捕收剂经一次粗选、二次精选、二次扫选的硫化浮选工艺, 可有效地浮选回收矿石中的铜矿物。闭路试验获得铜精矿品位10.06%, 回收率68.30%的较好指标。

3 结论

(1) 该矿为低品位氧化铜矿石, 铜氧化程度高, 嵌布粒度细, 回收难度较大。

(2) 根据矿石性质, 在采取硫化浮选时, 用水玻璃和六偏磷酸钠按3∶1组合分散矿泥及抑制脉石, 同时添加硫酸铵作为活化剂, 采用丁基黄药、丁铵黑药和羟肟酸按3∶1∶3组合捕收剂回收铜, 试验回收铜的效果较好。

摘要：文章分析了采用丁基黄药、丁铵黑药和羟肟酸组合药剂作捕收剂, 浮选回收某低品位难选的氧化铜矿。试验表明, 试验回收铜的效果较好, 闭路试验指标为铜精矿品位10.06%, 回收率68.30%。

关键词：氧化铜矿,硫化,组合药剂,浮选

参考文献

[1]胡为柏.浮选[M].北京:冶金工业出版社, 1992.

低品位氧化锌矿 篇7

湖南某萤石-方解石类萤石矿, 原矿含Ca F240%, 碳酸钙含量15%, 属于高碳酸钙低品位萤石难选萤石矿。该矿自2007年生产以来, 始终无法解决碳酸钙与萤石的分离问题, 产品品质没法达到酸级萤石精粉, 只能生产85%~90%的冶金级产品, 精矿回收率长期处在45%~50%的低水平线上。本次研究打破传统的中矿顺序返回闭路选别工艺流程, 中矿不再顺序返回, 集中处理选别部分低品级的冶金级产品。新工艺流程不仅可以避免由于中矿返回恶化浮选环境影响精矿指标, 在得到回收率45%左右的酸级萤石粉的同时, 中矿集中选别得到部分冶金级产品, 两者综合回收率在70%以上, 提高了产品价值, 萤石资源得到有效回收。

1 原矿性质

湖南某方解石型萤石矿原矿含萤石40%左右, 多呈半自形或者它形晶粒状集合体, 在矿体自身成矿的过程中, 萤石集合体的裂缝包裹着方解石和绢云母类, 同时夹杂少量的褐铁矿细粒体, 矿体嵌布紧密, 大部分萤石颗粒与方解石颗粒无法充分解离, 造成选矿中萤石与方解石分离困难[2]。

矿石中的主要矿物有:萤石、方解石、云母、重晶石、褐铁矿、磁铁矿、石英以及少量的黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿等硫化矿, 对原矿进行物相组成分析, 结果如表1所示。

2 原工艺流程

传统的萤石选矿工艺流程一般采用中矿顺序返回[3], 这种选矿方法的局限性在于中矿中存在的碳酸钙恶化浮选坏境, 特别是原矿碳酸钙含量较高时, 一次选别精选难以获得高品质的萤石精矿, 萤石回收率低, 不能实现萤石资源的价值利用化, 造成资源的浪费。某高碳酸钙萤石矿选矿厂采用传统的中矿顺序返回闭路工艺流程, 受碳酸钙的影响, 在多年的生产中只能得到85%~90%的冶金级产品, 并且回收率长期处在50%左右的低水平线上, 其工艺流程如图1所示。

酸化水玻璃是目前比较常用的方解石抑制剂, 从试验结果来看, 传统的闭路工艺, 碳酸钙在精选过程中被抑制在中矿中, 又随着中矿返回到精选过程中, 恶化了浮选环境, 碳酸钙在精选中反复循环, 是造成精矿品位不高的主要原因[4]。同时, 对碳酸钙的抑制也会造成部分萤石的抑制, 要想获得高品位的萤石, 就会损失很多萤石, 造成回收率比较低, 尾矿萤石含量比较高。因此, 对于原矿含碳酸钙很高的萤石矿, 要想获得高品位萤石, 同时又保证萤石高回收率, 采用传统的中矿顺序返回闭路工艺流程, 现场可行性比较差, 必须寻找选矿的新工艺路线。

3 新工艺流程试验

要想从含高碳酸钙的萤石矿中, 浮选得到高品位的萤石精矿, 同时又要保证高回收率, 就必须避免碳酸钙与萤石的过多接触[5]。本次研究试图采用一种简单可行的方法, 将碳酸钙在精选中抑制, 同时又避免碳酸钙返回到精选环境中, 即一种精选中矿集中处理选别低品位的方法。具体实施方案是粗选将含钙矿物混合浮选, 在一次选别过程中添加酸化水玻璃等碳酸钙抑制剂将碳酸钙抑制至中矿中, 中矿不顺序返回, 确保一次精选不再受碳酸钙的影响, 得到部分高品位的萤石精矿, 精选中矿混合进行二次选别得到部分冶金级产品, 提高萤石综合回收率。经过多次试验探索, 最终确定如图2工艺流程, 闭路试验结果如表3所示。

此工艺的创新之处在于分次选别, 即一次选别得到部分大于95%的高品位精矿, 要想得到这部分高品位的萤石精矿的关键之处在于, 精选过程中选用合适的碳酸钙抑制剂, 将碳酸钙抑制在中矿中, 确保一次精选选别不受到碳酸钙的影响, 顺利得到高品位的萤石精矿。中矿集中处理进行二次选别, 经过若干次精选得到部分大于80%的冶金级产品, 两种产品在试验中按照一定的比例产出, 提高萤石的综合回收率。由于高品位萤石精矿的产出, 整个萤石产品价值得到很大的提高。从试验过程中看出, 这种新工艺操作简单, 可行性好, 不需要复杂的药剂制度, 特别是针对当萤石矿中萤石与碳酸钙比例小于3∶1时, 具有一定的先进性, 可以同时得到两种不同品级的萤石矿, 提高萤石的综合回收率。

4 结论

(1) 方解石因为与萤石同属于含钙矿物, 两者晶格中都含有Ca2+, 因此两者表面具有相似的物理化学性质, 当采用油酸作捕收剂时, 两者可浮性相似, 碳酸钙的存在极大的影响了萤石的浮选。

(2) 某高碳酸钙低品位萤石矿采用传统的中矿顺序返回全闭路流程, 只能获得85%~90%的冶金级品位, 并且回收率也只有55%左右, 本研究在充分考虑萤石选矿的特殊性, 提出来一种精选中矿集中处理的选矿工艺, 一次选别得到部分大于95%的化工级产品, 二次选别得到部分80%~85%的冶金级萤石精矿, 两者综合回收率达到70%以上, 由于高品位萤石精矿的产出, 整个萤石产品价值得到很大的提高, 萤石资源得到有效回收。

参考文献

[1]周文波.难选萤石矿矿石浮选工艺研究[J].成都矿产综合利用, 2004 (3) :25-28.

[2]叶先贤.萤石矿石的矿物组成及特性[R].武汉理工大学, 2002.

[3]周晓彤, 邓丽红.萤石与方解石和云母浮选分离的研究[J].广东有色金属学报, 2006 (4) :236-239.

[4]窦源东, 王慧, 贾珍, 等.低贫萤石矿酸化水玻璃浮选应用[M].现代矿业, 2009 (12) :21-23.