2009洱某难处理氧化锌矿的选矿试验研究

SeriesNo．391 January2009 金 属 矿 山 METALMINE 总第391期 2009年第1期 云南普洱某难处理氧化锌矿的选矿试验研究 李玉琼 陈建华 穆 枭魏宗武 (广西大学) 摘要针对云南普洱某含泥且含锌方解石的氧化锌矿，对原矿采取了直接浮选法、摇床重选处理后再浮选、 磨矿后脱泥再浮选及磨矿前脱泥再浮选等不同的选别方法回收氧化锌。试验结果表明，对含泥量大的氧化锌矿采 用直接浮选法，矿石难以选别；采用摇床处理后再浮选法，摇床过程锌损失较大，摇床作业回收率只有50．00％，导 致锌总回收率只有40．50％；对原矿磨矿后脱泥处理后再浮选，锌的回收率较重选法提高了18．70个百分点；采用 磨矿前脱泥后再浮选的选别流程，较之原矿磨矿后脱泥再浮选，锌品位及回收率分别提高了9．46个百分点和8．30 个百分点。采用磨矿前脱泥的氧化锌浮选新工艺已经在工业上获得了成功应用，生产指标稳定，精矿锌品位达到 37．21％，锌回收率达到64．97％。 关键词氧化锌重选浮选，脱泥方法 ResearchontheBeneficiationofaRefractoryZincOxideOrefromPuer．Yunnan LiYuqiongChenJianhuaMuXiaoWeiZongwu (GuangxiUniversity，Nanning) AbstractAsthezincoxideorefromPuer，Yunnan，containsbothslimeandzinc-calcite，differentbeneflciation methodsarcusedtorecoverthezincoxidefromtherun-of-mineore，includingdirectflotation，flotationaftertabling，and flotationafterde—slimingbeforeoraftergrinding．Thetestresultsshowthatforthezincoxideorecontainingalargeamount ofslime，directflotationishardtoachievegoodeffect；flotationaftertablingcanleadtoahishzinclossagthetablingre- coveryisonly50％，leadingtoatotalzincrecoveryofonly40．50％；flotationafterde—slimingaftergrindingcallobtaina 18．70％increaseinzincrecoverycomparedwithgravityseparation；andtheprocessofflotationafterde—slimingpriortO grindingcanachievea9．46％and8．30％increaseinzincgradeandrecoveryrespectivelycompared诵tIItheprocessin— volvingade-slimingaftergrinding．Now，thenewprocessofflotationafterade-slimingpriortogrindinghasachievedSUC— cessfulapplicationinindustrialproductionandachievedstableperformances．witIlthezincconcentrategrading37．21％at azincrecoveryof64．97％． KeywordsZincoxideore，Gravityseparation，Flotation，Methodsofde—sli“Ilg 在氧化锌的回收过程中，矿泥对选矿过程的影 响很大，矿泥含量较大时，采用原矿直接浮选法不能 有效回收氧化锌，因此对于含泥难选氧化锌矿，需经 过对原矿进行预处理才能获得较好的回收指标。一 般的处理方法是对原矿进行脱泥处理，如摇床脱泥， 磨矿后脱泥再浮选等。本试验针对云南普洱某含泥 量大且含锌方解石的难选氧化锌矿，原矿锌品位 6．70％，其中菱锌矿中含锌5．30％，锌方解石中含 锌1．40％，实验室进行了原矿直接浮选法，摇床预 处理后再浮选法，原矿磨矿后脱泥再浮选，以及磨矿 前脱泥再浮选等选矿试验。试验结果表明磨矿前脱 泥再浮选，较之其它处理方法，能有效回收氧化锌， 并进行了工业试验，工业生产稳定。 1试验方法 1．1矿石性质及矿样制备 矿石取自云南普洱。矿石多元素化学分析和x 衍射分析见表1和图1。该矿石为含大量矿泥的沉积 型矿石，经矿石多元素分析和X衍射分析，主要有用 矿物为铅锌矿，铅矿主要以白铅矿形式存在，锌矿石 主要是以菱锌矿形式存在，且含有部分锌方解石 (ZnCa(CO，)：)。其中菱锌矿中含锌5．30％，锌方解石 中锌含量达1．40％，锌方解石中的锌难以回收导致总 李玉琼(1982一)，女，广西大学资源与环境学院，博士研究生， 530004广西南宁市大学路100号广西大学资源与环境学院研究 生信箱。 总第391期 金 属 矽 山 2009年第1期 锌回收率不高；脉石矿物主要是方解石、白云石和石 英。大量矿泥及锌方解石的存在，是影响锌矿选矿指 标的重要因素。矿样经过粗碎、细碎及混匀之后而 得，粒度控制在2mm以下。在充分混匀后用四分法 取化验样、粒度分析样和试验样以备用。 表1 矿石多元素化学分析结果 ％ 糕 鼎 盔 耀 ! 。㈠ LulL5。L．。．n．b．^．u^JUU 08-畔49辛‰汕、,,qile-Zn('O一 3670426辛¨“Ipmih,一』．囊M一{：(1、b 35r-06(『17>Millr·?。,,rdi,lf‘一CaZn(r(：哦 95一()，K6≥(．：air‘ilt～(：tl(j!){ 46一]045>Quartz-Si02 2IJ 25 311 j，4045 5U 55 60 20／f。) 图1矿石X衍射图谱 1．2试验方法及流程 试验在XFD型单槽浮选机中进行的，称取300 g原矿样，根据试验流程的不同而对矿石进行处理。 矿石用XWQ一西150mm×50mm锥型球磨机磨 矿，浮选精矿产品用2XZ一1型旋片真空泵抽虑精 矿，再放人远红外快速恒温干燥箱烘干，烘干后称取 产品质量并记录，制样，化验。 矿石含有白铅矿，本试验只考虑锌矿的浮选回 收。因矿石含大量矿泥，对浮选指标的影响很大。 因此，试验研究3种不同矿石处理方法，以求找出最 佳选矿流程，提高浮选指标。3种不同选矿流程分 别为原矿直接浮选、脱泥后浮选及摇床预处理后浮 选。 2试验结果及讨论 2．1原矿直接浮选 原矿是铅锌氧化矿，原生矿泥较多，含泥量太大 对铅锌的浮选造成很大的影响。在含泥量达到 17％、原矿锌品位6．70％时，直接浮选的锌品位只 有7．13％，回收率只有37．8％。为了确定药剂用 量，因此选用了含泥量较低的原矿作试验研究，含泥 量在10％以下。 2．1．1分散剂调整剂试验 针对脉石性质，试验选取六偏磷酸钠和水玻璃 作为矿泥分散剂和抑制剂。在硫化钠用量8kg／t、 十八胺用量533s／t、2”油用量167g／t的条件下，进 行原矿直接浮选，考察两种不同调整剂对氧化锌浮 选的影响。结果见图2、图3。 分散剂用量／(v／O 图2不同分散剂及用量对氧化锌品位的影响 ◆一六偏磷酸钠_一水玻璃 堡 J脚 馨 匿 卤 分散刑崩量，(∥t) 图3不同分散剂及用量对氧化锌回收率的影响 ◆一六偏磷酸钠·一水玻璃 从图2、图3可知，在试验用量范围内，随着六 偏磷酸钠的加入和用量的增多，锌品位及回收率都 有较大变化，说明六偏磷酸钠对氧化锌浮选的影响 较大。随着用量的增大，锌品位及回收率都是先提 高后降低，在用量400g／t时，锌品位及回收率达最 高，锌品位19．83％，回收率55．83％，再增加用量 时，锌品位及回收率都明显下降。因此，较佳的六偏 磷酸钠用量为400g／t；随着水玻璃用量的增大，锌 品位逐渐上升，在用量大于266g／t后，品位下降，用 量再增大，品位变化不大。随着水玻璃用量增大，锌 的回收率逐渐升高，在用量为266sit后，回收率变 化不大，趋于稳定。 从图2及图3还可知，比较六偏磷酸钠和水玻 璃对氧化锌浮选效果的影响，六偏磷酸钠作用效果 好于水玻璃。在试验用量范围内，随着用量的增大， 锌的品位和回收率都是先升高再降低，但是六偏磷 X X X X X X X(㈣㈣姗㈣姗㈣姗o 3 3 2 2 l● 李玉琼等：云南普洱某难处理氧化锌矿的选矿试验研究 2009年第l期 酸钠对锌品位及回收率的升高影响更大，锌的品位 和回收率较之使用水玻璃有更多的提高。在用量都 为266g／t时，使用六偏磷酸钠的锌品位17．42％， 回收率51．78％；使用水玻璃的锌品位15．27％，回 收率27．45％。在用量都为400g／t时，使用六偏磷 酸钠的锌品位19．83％，回收率55．83％；使用水玻 璃的锌品位11．26％，回收率25．54％。经过试验比 较，六偏磷酸钠对氧化锌浮选效果好于水玻璃，所以 选取六偏磷酸钠为调整剂，且用量为400g／t。 2．1．2硫化钠用量试验 在磨矿细度一200目含量占80％、六偏磷酸钠 用量400g／t、十八胺用量533g／t、2。油用量167g／t 的条件下，考察了硫化钠用量对浮选氧化锌的影响， 试验结果见图4。 堡 瓣 娶 回 赵 趟 喀 蠢 硫化钠用量，(∥t) 图4硫化钠用量对锌品位及回收率的影响 ◆一锌品位；11一锌回收率 从图4可知，随着硫化钠用量的增大，锌的品位 和回收率都是先升高后降低。在用量较低时，锌的 品位和回收率较低，如在5．33kg／t时，锌品位 16．85％，回收率38．0l％；在用量升高到8kg／t的 时候，品位和回收率达最高，效果最好，锌品位 20．25％，回收率56．29％，随着硫化钠用量的继续 增大，锌的品位和回收率开始下降。硫化钠最佳用 量为8kg／t。 2．1．3十八胺用量试验 在磨矿细度一200目含量占80％、六偏磷酸钠 用量400g／t、硫化钠用量8l,g／t、2。油用量167g／t 的条件下，考察了十八胺不同用量对浮选氧化锌的 影响，试验结果见图5。 从图5可知，随着十八胺用量的增大，锌品位和 回收率先升高后降低。在用量较低时，品位和回收 率都很低，如在用量为266．67g／t时，锌品位 13．26％，回收率23．99％；胺用量继续增大，在用量 为533．33g／t时效果最好，锌品位为20．07％，回收 率为55．3l％；十八胺用量再增大，锌品位和回收率 都开始降低。十八胺最佳用量为533g／t。 零、 僻 娶 叵 赵 坦 喏 螽 十八胺用量／(v／t) 图5十八胺用量对锌品位及回收率的影响 ◆一锌品位；·一锌回收率 2．1．4硫化钠与矿浆作用时间对浮选的影响 在磨矿细度一200目含量占80％、六偏磷酸钠 用量400g／t、硫化钠用量8kg／t、十八胺用量533 g／t、24油用量167g／t的条件下，考察了硫化钠与矿 浆作用不同时间对氧化锌浮选指标的影响，试验结 果见图6。 堡 旃 擎 回 赵 趔 喏 舀 硫化钠作州时fsl／min 图6硫化钠作用时间对锌品位及回收率的影响 ◆一锌品位；·一锌回收率 从图6可知，硫化钠跟矿浆作用时间对浮选有 一定的影响，随着作用时间的增多，锌的品位逐渐降 低，作用5min时最低，之后稍有升高。锌回收率在 作用时间为0min时最高，作用时间增多后回收率 降低，之后随着作用时间增多变化不大。由试验可 知，硫化钠作用0min的浮选效果最好，即硫化钠可 以跟十八胺捕收剂一起加入矿浆中浮选。 原矿直接浮选，氧化锌的浮选回收率较低，即使 增加药剂用量，锌的回收率都低于60％。而生产实 践上，矿石的性质变化较大，含泥量也因此而变化， 为了提高回收率，需考虑其它的处理方法，有效地回 收氧化锌。 2．2摇床预处理 摇床预处理考虑用摇床先脱泥，然后摇床精矿 再进行浮选。摇床预处理脱泥后，摇床尾矿中损失 锌量较大，锌的回收率较低，即使加大十八胺捕收剂 总第391期 整 砥 簿 灿 2009年第1期 的用量，胺用量达到667g／t，回收率也低于50％。 表2摇床预处理对锌浮选的影响 ％ 2．3原矿脱泥处理 大量矿泥导致直接浮选效果不好，而摇床预处 理脱泥的氧化锌的回收率很低。为了减少矿泥对浮 选的影响，提高浮选指标，拟采取原矿脱泥预处理流 程。在脱泥技术上采取两种技术：磨矿后脱泥 以及磨矿前脱泥方案。脱泥后采用一次粗选浮选， 十八胺用量533g／t，2’油167g／t，试验结果见表3。 表3不同脱泥方案对锌浮选的影响 ％ 从表2、表3比较可知，采用磨矿前脱泥方案能 提高锌的回收率，在同样的浮选条件下，磨矿前脱泥 比磨矿后脱泥再浮选，锌的回收率提高8．30个百分 点，达到67．50％。 2．4工业试验 生产实践上，矿石性质变化较大，原矿含泥量变 化也大，对这种含泥量大的氧化矿石，原矿直接浮选 的方案不可行；而摇床预处理后再浮选锌的回收率 太低，考虑到成本等问题，该方案也不可行；磨矿后 脱泥再浮选，锌的回收率也在60％以下；实验室试 验表明，磨矿前脱泥方案能有效回收氧化锌，且回收 率在60％以上，因此在工业生产实践上，采用了磨 矿前脱泥方案。原矿品位6．08％，经过一次粗选和 三次精选、三次扫选，六偏磷酸钠加水玻璃用量400 g／t、硫化钠用量10kg／t、十八胺用量450g／t的条件 下，浮选锌精矿品位37．21％，回收率64．97％，经过 6个月的生产实践，浮选指标稳定。 3 结 论 (1)矿石的含泥量对氧化锌的浮选回收影响很 大，对于含矿泥量大的原矿，直接浮选不能有效回收 氧化锌矿，如何处理含大量矿泥的原矿，减少矿泥对 氧化锌浮选回收的影响，脱泥非常关键。 (2)原矿锌品位6．70％，其中菱锌矿中锌品位 5．30％，占总锌的79％，锌方解石中锌品位1．40％， 占总锌的21％。由于锌方解石中的锌难以回收，锌 方解石的存在，导致总锌回收率不高。 (3)针对含泥量较大且含锌方解石的云南普洱 氧化锌矿，采用磨矿前脱泥方案处理原矿后，氧化锌 的浮选回收率达到60％以上，且能适应处理原矿变 化大的情况。该方案已经成功应用在工业生产上， 氧化锌的回收率达到64．97％，生产稳定。 参考文献 [1]朱从杰．矿泥对氧化锌矿物浮选行为的影响[J]．矿产综合利 用，2005(1)：7一11． [2]周怡玫，严志明，等．从四川某铅锌尾矿中回收氧化锌的选矿 工艺研究[J]．有色金属：选矿部分，2008(1)：11—15． (收稿日期2008—1l-22) ·+—+一+一+一+-+-+一+-+一+-+一+一+一+一+—+一+一+一+一+一+-+-—卜——卜—+—+—+—+一+—+一+一+-—+--+一+一+——+-——卜—+一+一+—·卜—‘■一—。—卜一。●—-。+“