CN106179761A - 一种氧化锌矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种氧化锌矿的选矿方法。氧化锌矿石首先进行破碎、磨矿至‑74μm的矿粉含量占75～90wt%，调浆至矿浆浓度为50～70%后，加入氯‑氨活化剂搅拌10～20min，再加入硫化钠，搅拌10～30min，调浆至矿浆浓度为25～35%，加入硫酸铜，搅拌5～20min后，进行黄药浮选得到锌精矿。结果表明，在高浓度矿浆中加入氯‑氨活化剂，粗选可提高硫化‑黄药浮选锌回收率8～10%。本发明通过提高矿浆的浓度、并利用氯‑氨活化剂与矿物表面Zn的络合作用促使矿物表面硫化过程的强化，实现提高其浮选指标的目的。
Description
技术领域
本发明涉及一种氧化锌矿的选矿方法，属于选矿技术领域。
背景技术
我国具有丰富的氧化锌矿资源，但贫矿多、富矿少，难于处理。随着锌需求量的不断增加，氧化锌矿的开发利用也成为必然。氧化锌矿的加工方法主要包括选矿和冶金大类。由于低品位氧化锌的浸出过程受到矿石中钙镁含量的影响而不能通过直接冶金的方法回收。选矿抛弃大量脉石，特别是钙镁型脉石仍然是不可缺少的环节。
目前，氧化锌矿石的选矿处理方法主要以浮选为主，主要包括“硫化-胺浮选法”和“硫化-黄药浮选法”两大类。“硫化-胺浮选法”是将氧化锌矿物经硫化钠硫化后，采用脂肪胺类捕收剂进行浮选，其优点是胺类捕收剂对氧化锌矿物捕收能力强、选择性好，缺点是对矿泥极为敏感、药剂的消耗量大、生产过程难以控制。氧化锌矿石浮选实践表明：矿石中通常含有一定量的可溶性盐、氧化铁及黏土矿泥。这些脉石矿物的微细颗粒在浮选过程中会在吸附有胺分子的气泡上产生非选择性吸附，生产过程中“跑槽”严重，直接影响到浮选过程的正常进行。虽然预先脱泥可以改善“硫化-胺法”浮选过程和技术指标，但却造成大量锌金属的损失。所以，该方法难以跨越矿泥的障碍。“硫化-黄药浮选”是利用硫化剂与氧化锌矿物表面发生化学反应，生成稳定的人造硫化锌表面，采用浮选天然硫化锌矿的方法来回收氧化锌矿。因此，硫化是氧化锌矿黄药浮选的第一步，硫化效果的好坏，取决于矿浆溶液中S2-或HS-离子的浓度，该方法的优点是受矿泥的影响小，生产过程容易控制，缺点是黄药吸附要求氧化锌矿物表面硫化得比较完全，硫化后还需铜离子的活化，浮选指标相对较低。
申请号为201310126900.6的发明专利“对氧化锌矿进行硫化处理的方法”，在沸腾炉温度为60～120℃下，采用硫化氢和氯化氢的混合气体对氧化锌矿进行硫化，通过氯化氢与矿物表面的碳酸根作用，加大硫化氢与矿物中的锌离子的作用机会。由于硫化气体与固体氧化锌矿存在接触不充分的缺点，加上氧化锌矿除了菱锌矿外，还有异极矿等其他矿物，该方法难以保证氧化锌矿理想的硫化效果。
申请号为201110343503.5的发明专利“从泥质氧化锌矿细粒中选别氧化锌的方法”是对原矿碎后、磨矿、分级后，对-0.125mm粒级的矿浆进行团聚-摇床分选。由于氧化锌矿物与泥质脉石矿物的比重差异小，该方法难以实现氧化锌矿物的有效富集，锌资源浪费严重。
发明内容
本发明的目的是针对氧化锌矿石“硫化-黄药”浮选中矿物表面硫化效率低，浮选指标不高的问题，提供一种氧化锌矿的选矿方法，通过提高矿浆的浓度、并利用氯-氨活化剂与矿物表面Zn的络合促使矿物表面硫化过程的强化，实现提高其浮选指标的目的。
本发明通过以下技术方案来实现，具体步骤为：
（1）原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占75～90wt%；
（2）对步骤（1）的磨矿产品进行浓缩调浆至矿浆浓度为50～70%，加入氯-氨活化剂，搅拌10～20min；
（3）向步骤（2）得到的矿浆中加入硫化钠5～15kg/t，搅拌10～30min，进行高浓度矿浆强化硫化；
（4）调浆至矿浆浓度为25～35%，加入硫酸铜200～600g/t，搅拌5～20min；加入黄药类捕收剂，按每吨原矿添加300～800g，搅拌5～15min后进行浮选。
步骤（2）中的氯-氨活化剂为氯化钠与氨水的混合物，两者的摩尔比为1:1～1:2，按每吨原矿添加200～800g。
步骤（4）中的黄药类捕收剂为烃基碳原子数＞4的高级黄药。
本发明具有以下优点和积极效果：
1、硫化是氧化锌矿黄药浮选的第一步，硫化效果的好坏，取决于矿浆溶液中S2-或HS-离子的浓度，本发明在硫化钠用量不变的前提下，通过提高矿浆的浓度，从而提高氧化锌表面硫化过程的S2-或HS-离子的浓度，促使矿物表面的硫化过程得到强化；
2、针对氧化锌矿物难于硫化及黄药吸附要求氧化锌矿物表面的硫化比较完全，本发明加入氯-氨活化剂，通过氯-氨与矿物表面Zn的络合作用，提高硫离子与氧化锌矿物表面的反应活性；
3、采用来源广泛而廉价的硫化钠作硫化剂，该活化硫化的方法便于操作。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方案
下面结合具体实施例对本发明作进一步的描述，以下实施例在以本发明技术方案为前提下实施，但本发明的保护范围不限于下述的实施例。
实施例1
氧化锌矿石原矿成分：Zn 15.15%，Pb 1.25%，S 1.21%，Fe 20.56%，SiO2 22.45%，CaO20.23%，MgO 1.45%，Al2O3 2.56%；
锌物相分析结果：碳酸盐占68.42%，硅酸盐占25.56%，硫化物占4.6%，铁酸盐及其它含锌1.42%。
具体选矿步骤如下：
（1）原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占80wt%；
（2）对步骤（1）的磨矿产品进行调浆至矿浆浓度为65%，加入氯-氨活化剂（氯化钠与氨水的摩尔比为1:1），按每吨原矿添加400g，搅拌10min；
（3）向步骤（2）得到的矿浆中加入硫化钠8g/t，搅拌20min，进行高浓度矿浆强化硫化；
（4）调浆至矿浆浓度为30%，加入硫酸铜400g/t，搅拌10min；加入异戊基黄药，按每吨原矿添加600g，搅拌5min后进行浮选。
试验结果：
通过调节矿浆浓度，在高浓度矿浆中加入氯-氨活化剂后，“硫化-黄药”浮选粗选中锌的回收率为82.21%。在相同试验条件下，未调节矿浆浓度，在矿浆浓度为30%及未添加氯-氨活化剂时，锌的回收率为73.68%，回收率提高了8.53%。
实施例2
氧化锌矿石原矿成分：Zn 7.25%，Pb 0.75%，S 0.85%，Fe 21.86%，SiO2 23.45%，CaO22.45%，MgO 1.85%，Al2O3 3.56%；
锌物相分析结果：碳酸盐占57.45%，硅酸盐占38.34%，硫化物占2.8%，铁酸盐及其它含锌1.41%。
具体选矿步骤如下：
（1）原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占75wt%；
（2）对步骤（1）的磨矿产品进行调浆至矿浆浓度为50%，加入氯-氨活化剂（氯化钠与氨水的摩尔比为1:2），按每吨原矿添加200g，搅拌10min；
（3）向步骤（2）得到的矿浆中加入硫化钠5g/t，搅拌10min，进行高浓度矿浆强化硫化；
（4）调浆至矿浆浓度为25%，加入硫酸铜200g/t，搅拌5min；加入己基黄药，按每吨原矿添加300g，搅拌5min后进行浮选。
试验结果：
通过调节矿浆浓度，在高浓度矿浆中加入氯-氨活化剂后，“硫化-黄药”浮选粗选中锌的回收率为80.16%。在相同试验条件下，未调节矿浆浓度，在矿浆浓度为25%及未添加氯-氨活化剂时，锌的回收率为72.21%，回收率提高了7.95%。
实施例3
氧化锌矿石原矿成分：Zn 20.47%，Pb 4.35%，S 5.75%，Fe 18.76%，SiO2 21.78%，CaO20.21%，MgO 1.42%，Al2O3 3.15%
锌物相分析结果：碳酸盐占64.18%，硅酸盐占28.25%，硫化物占6.18%，铁酸盐及其它含锌1.39%。
具体选矿步骤如下：
（1）原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占90wt%；
（2）对步骤（1）的磨矿产品进行调浆至矿浆浓度为70%，加入氯-氨活化剂（氯化钠与氨水的摩尔比为1:1），按每吨原矿添加800g，搅拌20min；
（3）向步骤（2）得到的矿浆中加入硫化钠15g/t，搅拌30min，进行高浓度矿浆活化硫化；
（4）调浆至矿浆浓度为35%，加入硫酸铜600g/t，搅拌20min；加入仲辛基黄药，按每吨原矿添加800g，搅拌15min后进行浮选。
试验结果：
通过调节矿浆浓度，在高浓度矿浆中加入氯-氨活化剂后，“硫化-黄药”浮选粗选中锌的回收率为85.42%。在相同试验条件下，未调节矿浆浓度，在矿浆浓度为35%及未添加氯-氨活化剂时，锌的回收率为76.51%，回收率提高了8.91%。
Claims (3)
1.一种氧化锌矿的选矿方法，按以下步骤进行：
（1）原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占75～90wt%；
（2）对步骤（1）的磨矿产品调浆至矿浆浓度为50～70%，加入氯-氨活化剂，搅拌10～20min；
（3）向步骤（2）得到的矿浆中加入硫化钠5～15kg/t，搅拌10～30min；
（4）调浆至矿浆浓度为25～35%，加入硫酸铜200～600g/t，搅拌5～20min；加入黄药类捕收剂，按每吨原矿添加300～800g，搅拌5～15min后进行浮选。
2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤（2）中的氯-氨活化剂为氯化钠与氨水的混合物，氯化钠与氨水的摩尔比为1:1～1:2，按每吨原矿添加200～800g。
3.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤（4）中的黄药类捕收剂为烃基碳原子数＞4的高级黄药。
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