許大洪,劉小妹,崔偉勇,陳建華
(1.廣西高峰礦業(yè)有限責(zé)任公司,廣西 河池 547205;2.廣西大學(xué)資源環(huán)境與材料學(xué)院,廣西 南寧 530004;3.廣西大學(xué)化學(xué)化工學(xué)院,廣西 南寧 530004)
鋅是一種重要的戰(zhàn)略金屬資源,其消費(fèi)量?jī)H次于鋁、銅,位居有色金屬第三位[1]。鋅的應(yīng)用非常廣泛,其中排在前列的有鋼鐵、冶金、電氣、化工以及軍工等領(lǐng)域[2-4]。同時(shí),鋅還是生命體必需元素之一[5]。目前全球范圍內(nèi)獲取鋅資源的主要途徑依然是通過(guò)對(duì)含硫化鋅礦物的處理獲得[6-7]。然而,經(jīng)過(guò)近百年來(lái)的不斷開(kāi)發(fā),易于處理的鋅硫化礦礦床資源已多數(shù)接近枯竭,因此人們不得不把目光投放到難處理的氧化礦或者硫-氧混合礦等。作為一種價(jià)格相對(duì)低廉且高效的預(yù)富集方式,浮選對(duì)于此類礦物的初步回收已經(jīng)獲得國(guó)內(nèi)外業(yè)界的認(rèn)可,但是礦物中常伴生細(xì)粒黏土類礦物,因此泥化現(xiàn)象帶來(lái)的一系列問(wèn)題仍然是阻礙其工業(yè)廣泛應(yīng)用的重要原因[8-9]。鋅氧化礦浮選方法主要有硫化-金屬離子活化-黃藥法、硫化-陽(yáng)離子捕收劑法(主要為胺類捕收劑)、脂肪酸法以及螯合捕收劑法等[10-13]。目前生產(chǎn)中主要以硫化-胺類捕收劑法最為常見(jiàn),然而該方法存在的不足時(shí)浮選指標(biāo)不盡人意,因此相關(guān)的研究亟待開(kāi)展。
緬甸某鋅氧化礦中鋅品位約為15%,但是雜質(zhì)含量高、嵌布復(fù)雜,且泥化率高,屬于典型的難選、難處理氧化鋅礦。本研究基于硫化-胺類捕收劑法對(duì)該礦進(jìn)行了選礦初步探索,初步確定了兩段分步浮選工藝流程,使鋅資源得到有效地分離,獲得較為滿意的指標(biāo)。
原礦化學(xué)多元素分析結(jié)果和礦物組成分別見(jiàn)表1、2。
表1 原礦化學(xué)多元素分析/%Table 1 Multi-element analysis results of the run-of-mine ore
表2 原礦物相分析Table 2 Analysis results of the run-of-mine ore
由表1、2 可知,該礦物為重度氧化礦,其中有價(jià)金屬鋅含量為14.5%,主要雜質(zhì)為SiO2,F(xiàn)e2O3,Al2O3和CaO。主要含鋅礦物是菱鋅礦,其次為異極礦;主要脈石礦物是白云石、方解石和蒙脫石。
該礦高度氧化且泥化現(xiàn)象嚴(yán)重,有用礦物與脈石礦物之間交互共生,嵌布粒度較細(xì),且各礦物之間可浮性相似,分選較為困難。經(jīng)綜合考慮,采用目前較為成熟的硫化鈉-胺類捕收劑工藝,實(shí)驗(yàn)原則流程見(jiàn)圖1。
圖1 實(shí)驗(yàn)原則流程Fig. 1 Flow chart of test principles
礦物入料顆粒對(duì)于浮選有著重大影響。顆粒過(guò)粗不僅達(dá)不到物料解離還會(huì)導(dǎo)致氣泡攜帶能力不足等問(wèn)題;顆粒過(guò)細(xì)則則產(chǎn)生嚴(yán)重泥化現(xiàn)象,最終惡化浮選環(huán)境。首先進(jìn)行磨礦細(xì)度實(shí)驗(yàn)研究,以獲得較佳的實(shí)驗(yàn)結(jié)果。考察磨礦細(xì)度(-0.074 mm)對(duì)礦物浮選的影響。采用制度如下:六偏磷酸鈉600 g/t,硫化鈉8.33 kg/t,十八胺400 g/t,2#油133 g/t,pH 值=11。浮選結(jié)果見(jiàn)圖2。
圖2 磨礦細(xì)度對(duì)浮選效果的影響Fig. 2 Effect of grinding fineness on flotation effect
由圖2 可以看出,隨著磨礦細(xì)度的增加,精礦回收率呈現(xiàn)先上升后下降的趨勢(shì),在磨礦細(xì)度-0.074 mm 75%增大到85%時(shí),回收率從42.5%增加到50.79%,但是當(dāng)磨礦細(xì)度-0.074 mm 含量再增加時(shí),顆粒之間出現(xiàn)絮凝現(xiàn)象,浮選惡化嚴(yán)重,回收率則開(kāi)始下降。對(duì)于精礦品位曲線我們可以看出在磨礦細(xì)度變化時(shí)其品位較為緩和,但在磨礦細(xì)度-0.074 mm 85%時(shí)精礦品位最高達(dá)到31%。因此,經(jīng)過(guò)綜合考慮,磨礦細(xì)度選擇-0.074 mm 85%最為合適。
磨礦細(xì)度為-0.074 mm 85%,六偏磷酸鈉600 g/t,十八胺400 g/t,2#油133 g/t 條件下,進(jìn)行了硫化鈉用量實(shí)驗(yàn)。結(jié)果見(jiàn)圖3。
圖3 活化劑用量對(duì)浮選結(jié)果的影響Fig. 3 Effect of dosage of activator on flotation results
由圖3 可以看出,隨著硫化鈉用量的增加,精礦品位有所波動(dòng),硫化鈉的用量在5 ~ 6.67 kg/t時(shí),鋅的回收率呈現(xiàn)穩(wěn)步上升的趨勢(shì),但是精礦的品位卻呈下降趨勢(shì),即硫化鈉的用量為6.67 kg/t時(shí),鋅的回收率達(dá)到最高,為42.24%,但此時(shí)精礦品位僅為30.37%。當(dāng)硫化鈉用量繼續(xù)從6.67 kg/t加大至8.5 kg/t 時(shí),精礦品位達(dá)到42.19%,但是回收率較之前略有下降。隨著硫化鈉用量進(jìn)一步增加,無(wú)論是精礦品位還是回收率都呈現(xiàn)下降態(tài)勢(shì)。硫化鈉在此主要起兩種作用,其一是作為活化劑,其二是作為pH 值調(diào)整劑。適量的硫化鈉對(duì)于提高氧化鋅的浮選是有利的,但是隨著硫化鈉用量的增加,其在水溶液環(huán)境發(fā)生水解行為從而產(chǎn)生大量OH-離子。硫化鈉過(guò)量使得礦漿中pH 值超過(guò)了胺類捕收劑的較佳作用范圍,因而浮選指標(biāo)有所下降。因此,綜合考慮硫化鈉用量為6.67 kg/t 時(shí)精礦品位可以滿足要求,同時(shí)此時(shí)也可以較大限度回收有價(jià)礦物。
圖4 為十八胺用量對(duì)浮選結(jié)果的影響。
圖4 十八胺用量對(duì)浮選結(jié)果的影響Fig. 4 Effect of octadecylamine dosage on flotation results
磨礦細(xì)度-0.074 mm 85%,六偏磷酸鈉600 g/t,硫化鈉6.67 g/t,2#油133 g/t,十八胺用量分別是600 g/t,800 g/t,1000 g/t,1200 g/t和1400 g/t。由圖可以看到,隨著十八胺用量的增加精礦品位總體上不升反降。這些主要是因?yàn)榈V物成分復(fù)雜,脈石礦中硅類礦物含量高達(dá)41%,其他金屬特別是鐵主要以針鐵礦形式存在,而且礦物含有難選的鋅白云石,進(jìn)一步提高了氧化鋅的浮選難度。因此,隨著十八胺用量的不斷增加,一些硅質(zhì)脈石礦物也一并上浮,消耗藥劑的同時(shí)也降低了精礦的品質(zhì),這也符合石英礦泥和方解石礦泥對(duì)菱鋅礦上浮率的影響規(guī)律。捕收劑用量為1000 ~ 1200 g/t 時(shí),硅類礦物形成的礦泥對(duì)浮選的影響突然減小了,此時(shí)精礦品位分別是31.88%和31.90%,處于一個(gè)可以接受的階段,且回收率也處于高位。隨著捕收劑用量進(jìn)一步增加,可以看到精礦品位從31.90%迅速降至30.32%,說(shuō)明此時(shí)脈石礦物大量上浮,浮選出現(xiàn)惡化。綜上所述,捕收劑十八胺用量取1200 g/t 較為合適。
分別考察不同劑量等額六偏磷酸鈉和硅酸鈉作為分散劑對(duì)礦物浮選的影響。磨礦細(xì)度-0.074 mm 85%,六偏磷酸鈉600 g/t,硫化鈉6.67 g/t,2#油133 g/t,十八胺用量1200 g/t。六偏磷酸鈉和硅酸鈉作為分散劑對(duì)礦物浮選的影響結(jié)果見(jiàn)圖5。
圖5 硅酸鈉對(duì)浮選結(jié)果的影響Fig. 5 Effect of sodium silicate on flotation results
可以看到,隨著兩種分散劑劑量的增大,精礦品位均有所浮動(dòng),其中硅酸鈉作為分散劑時(shí)精礦品位在600 g/t 至1000 g/t 區(qū)間呈緩慢下降趨勢(shì),其中在600 g/t 時(shí)品位為29.93%,這主要?dú)w結(jié)于硅酸鈉在水溶液環(huán)境中存在水解形成包括Si(OH)4、[SiO(OH)3]-、[SiO2(OH)4]4-以及二聚物[Si2O4(OH)4]4-和四聚物[Si4O8(OH)4]4-等多種復(fù)雜存在形式,這些物質(zhì)可以與礦漿中不同離子產(chǎn)生作用,形成不同的產(chǎn)物;六偏磷酸鈉作為分散劑時(shí),精礦品位呈跳躍性分布,但是總體指標(biāo)略優(yōu)于同等劑量的硅酸鈉。隨著劑量增大,兩種分散劑對(duì)于浮選回收率的作用也比較明顯,但是以硅酸鈉作為分散劑時(shí)整體回收率均保持在57.31%以上,尤其是用量在600 g/t 時(shí)其回收率更是高達(dá)58.35%,這顯著優(yōu)于同期的六偏磷酸鈉。因此,綜上所述,以硅酸鈉作為浮選分散劑較為合適,其用量為600 g/t 較為適宜。
圖6 為硫化鈉作用時(shí)間對(duì)礦物浮選結(jié)果的影響。磨礦細(xì)度為-0.074 mm 85%,硅酸鈉600 g/t,硫化鈉6.67 kg/t,十八胺1200 g/t,2#油133 g/t。圖6 表明,在0 ~ 180 s 之間,隨著硫化鈉作用時(shí)間不斷增加,精礦品位卻急劇降低,然而同期對(duì)應(yīng)的整體回收率卻不斷增加,在作用時(shí)間為180 s時(shí),精礦品位為27.35%,此時(shí)回收率較大(61.62%);隨著時(shí)間進(jìn)一步增加,浮選的精礦品位和回收率均呈現(xiàn)下降趨勢(shì)。這主要?dú)w結(jié)于硫化鈉在溶液體系中發(fā)生水解的原因。硫化鈉在水溶液環(huán)境存在復(fù)雜的離子間作用,具體如下:
因此,當(dāng)硫化鈉加入到溶液體系中時(shí),最初會(huì)形成大量的S2-和HS-,但是隨著反應(yīng)不斷進(jìn)行,大量的HS-被消耗掉,對(duì)應(yīng)礦物浮選指標(biāo)下降。因此,綜合考慮選取硫化鈉作用時(shí)間為180s較為合適,此時(shí)對(duì)應(yīng)精礦品位以及回收率分別為27.35%和61.62%。
圖6 硫化鈉作用時(shí)間對(duì)浮選結(jié)果的影響Fig. 6 Effect of sodium sulfide action time on flotation results
在上述參數(shù)確定的基礎(chǔ)上,我們做了探索實(shí)驗(yàn),工藝流程見(jiàn)圖7。
圖7 探索實(shí)驗(yàn)流程Fig. 7 Flowsheet of the explore test
藥劑制度如下:硅酸鈉600 g/t,硫化鈉6.67 k g/t,十八胺1200 g/t,2#油133 g/t,pH 值=11,浮選結(jié)果見(jiàn)表3。
可以看到,精礦品位雖然達(dá)標(biāo),但是綜合回收率偏低,尾礦中仍有31.9%的鋅得不到回收,且脫泥產(chǎn)品中鋅得不到合理的回收。鑒于此,我們決定對(duì)脫泥產(chǎn)品以及尾礦進(jìn)行合并再選處理。由于合并所得的產(chǎn)品中含有較多的礦泥,它會(huì)覆蓋在礦物表面,造成其表面的親水性增強(qiáng),與捕收劑等藥劑難發(fā)生作用,還會(huì)阻礙礦物與起泡劑發(fā)生作用,導(dǎo)致礦物可浮性下降。另外,礦泥還會(huì)吸附大量的藥劑,急劇增加浮選藥劑的用量,惡化浮選過(guò)程,降低氧化鋅的選別指標(biāo)。因此,在進(jìn)行第二次浮選之前,決定將合并后的產(chǎn)品進(jìn)行二次脫泥,然后再進(jìn)行浮選。
考慮到綜合回收尾礦及脫泥產(chǎn)品中的鋅資源,制定了圖8 工藝。第一段一次洗礦,一次粗選和一次掃選,精礦合并為精Ⅰ,尾礦與洗礦產(chǎn)品合并進(jìn)入第二段分選;第二段包含一次脫泥,一次粗選和兩次掃選,精礦合并為精Ⅱ,尾礦為終尾,脫泥產(chǎn)品單獨(dú)處理。具體藥劑制度和浮選結(jié)果分別見(jiàn)圖8 和表4。
可以看到,經(jīng)過(guò)調(diào)整增加尾礦與脫泥產(chǎn)品合并再處理后,鋅資源的綜合回收率達(dá)到84.77%,其中精Ⅰ和精Ⅱ的品位分別為32.15%和27.07%,基本滿足預(yù)期要求;同時(shí)二次脫泥尾礦和二段選別尾礦中鋅的品位分別降至4.82%和6.15%。
表4 閉路實(shí)驗(yàn)結(jié)果Table 4 The result of closed-circuit test
緬甸某難選高硅、高鈣氧化鋅礦雜質(zhì)含量高、嵌布復(fù)雜,且泥化率高,屬于典型的難選、難處理氧化鋅礦。
(1) 礦物中鋅主要以菱鋅礦(10.62%)和異極礦(4.45%)形式存在,綜合含鋅量約為14.5%;主要脈石礦物為白云石、蒙脫石和方解石。
(2) 條件實(shí)驗(yàn)確定磨礦細(xì)度為-0.074 mm 85%,硅酸鈉600 g/t,硫化鈉6.67 kg/t,十八胺1200 g/t,2#油133 g/t,pH 值=11,硫化鈉作用時(shí)間180 s。
(3) 條件實(shí)驗(yàn)的基礎(chǔ)上制定了分步閉路實(shí)驗(yàn),其中第一段為預(yù)先洗礦,一粗一掃工藝,精礦合并為精Ⅰ,尾礦和洗礦產(chǎn)品混合合并進(jìn)入下一步處理;第二段合并洗礦產(chǎn)品和精選尾礦進(jìn)行再脫泥然后一次粗選兩次掃選,精礦合并為精Ⅱ,掃三尾礦為終尾。最終獲得一段精礦品位32.15%,二段精礦品位27.07%,綜合回收率達(dá)84.77%。