CN106179762B - 一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法 - Google Patents

一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法 Download PDF

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Abstract

本发明提供一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法。泥质氧化锌矿石首先进行破碎、磨矿至‑74μm的矿粉含量占75~90wt%;对磨矿产品进行分级,得到‑20μm的细粒级物料和+20μm的粗粒级物料;对‑20μm的细粒级物料矿浆采用铵‑胺强化硫化‑黄药浮选,添加硫酸铜为活化剂,进行一次粗选一次扫选两次精选;对+20μm的粗粒级物料矿浆采用硫化‑胺法浮选,进行一次粗选两次扫选两次精选。在给矿锌品位为7.15~12.25%条件下,获得品位为38.10~39.85%、回收率为74.16~78.11%的综合氧化锌精矿。本发明既能克服“硫化‑胺浮选法”中矿泥的影响严重,又能改善硫化‑黄药浮选法中的硫化效果,从而低成本的提高精矿品位和回收率,实现资源的高效利用。

Description

一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法,属于选矿技术领域。
背景技术
我国是一个氧化锌资源比较丰富的国家,据美国地调局统计(G. A. Norton, C.G. Groat. Mineral Commodity Sumaries 2004. Washington: U.S. GovernmentPrinting office, 2004. P188-189),我国氧化锌矿中锌金属储量约为2800万吨,约占世界氧化锌矿中锌金属储量的27.7%。但是,我国氧化锌矿总体上铅锌品位低,铅锌平均品位不足5%,矿石中泥质含量大,不能经济利用的呆矿,贫矿储量占了绝大部分。我国也是世界上锌金属生产和消费的第一大国,但国内供需矛盾突出,约1/3的锌原料需要进口,这使得我国逐步丧失了国际矿价的话语权。因此,高效开发利用低品位泥质氧化锌矿资源,对于缓解国内锌原料供给不足的问题具有重要的战略意义。
氧化锌矿的选矿是世界上公认的难题,尤其是指锌含量低于10%的低品位高泥质含量氧化锌矿的分选。目前,氧化锌矿石的选矿处理方法以硫化浮选为主,主要包括“硫化-胺浮选法”和“硫化-黄药浮选法”两大类。因胺类捕收剂对氧化锌矿物捕收能力强、选择性好,“硫化-胺浮选法”一直成为后来70多年中处理氧化锌矿石的普遍方法。但其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,至今没有获得工业上的成功。尽管预先脱泥可以改善“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。矿泥严重的影响成为“硫化-胺法”成功应用的“瓶颈”。因此,如何有效的回收矿泥中的微细粒级氧化锌矿物成为“脱泥-硫化-胺法浮选”工艺中急需解决的问题。“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,硫化是实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;其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。根据有关资料报道,国外氧化锌矿选别指标为:锌品位36%~40%,回收率60%~70%,最高达78%;我国氧化锌矿选别指标为:锌品位35%~38%,回收率平均为68%,最高达73%。因此,选矿回收率低,精矿品位低等问题是国内外氧化锌矿选矿存在的共性问题。
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。因此,存在选矿回收率低,精矿品位低等问题。
申请号为201010107054.X的发明专利“一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法” 是在常温下洗矿脱除杂质,将氧化矿物和硫化矿物混选以及利用改性烷基胺氧化锌螯合捕收剂ZJ-5进行锌粗选和锌扫选。由于洗矿脱除杂质作业会造成大量锌金属的损失,因此,该方法存在选矿综合指标不高等问题。
申请号为201210123650.6的发明专利“一种在酸性条件下浮选氧化锌矿物的方法”是将矿石磨矿至矿物单体解离后,加硫酸调整矿浆pH值为4.5~5.5后,再加入水玻璃与栲胶抑制脉石矿物,最后加油酸对氧化锌矿物进行捕收。由于油酸对碳酸盐类等脉石矿物具有良好的捕收能力,因此,该方法存在药剂选择性差的缺点,并不适合高泥质低品位氧化锌矿的分选。
发明内容
本发明的目的是提供一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法,它既能克服“硫化-胺浮选法”中矿泥的影响严重,又能改善“硫化-黄药浮选法”中的硫化效果,从而低成本的提高精矿品位和回收率,实现资源的高效利用。
本发明通过以下技术方案来实现:
(1)原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占75~90wt%;
(2)对步骤(1)的磨矿产品进行分级,得到-20μm的细粒级物料和+20μm的粗粒级物料;
(3)将-20μm的细粒级物料调浆后,依次加入铵-胺活化剂,搅拌10~20min,硫化钠5~15kg/t,搅拌10~30min,硫酸铜200~600g/t,搅拌5~20min,黄药类捕收剂,按每吨原矿添加300~700g,搅拌5~15min后进行粗选;
(4)向步骤(3)粗选后的底流中依次加入铵-胺活化剂,搅拌5~10min,硫化钠2~5kg/t,搅拌5~10min,硫酸铜100~300g/t,搅拌5~10min,黄药类捕收剂,按每吨原矿添加100~300g,搅拌5~10min后进行扫选,扫选泡沫返回粗选作业,底流作为尾矿排除;
(5)对步骤(3)粗选的泡沫进行两次精选,一次精选时间为5~10min,二次精选为5~10min,一次精选底流返回粗选,一次精选泡沫进行二次精选,二次精选底流返回一次精选作业,二次精选泡沫作为精矿;
(6)将+20μm的粗粒级物料调浆后,依次加入硫化钠5~15kg/t,搅拌10~30min,胺类捕收剂200~600g/t,搅拌10~20min后进行粗选;
(7)向步骤(6)粗选后的底流中依次加入硫化钠2~10kg/t,搅拌5~10min,胺类捕收剂100~300g/t,搅拌5~10min后进行一次扫选,扫选泡沫返回粗选作业;
(8)向步骤(7)一次扫选后的底流中依次加入硫化钠1~5kg/t,搅拌5~10min,胺类捕收剂50~150g/t,搅拌5~10min后进行二次扫选,扫选泡沫返回一次扫选作业,底流作为尾矿排除;
(9)对步骤(6)粗选后的泡沫进行两次精选,一次精选时间为5~10min,二次精选为5~10min,一次精选底流返回粗选,一次精选泡沫进行二次精选,二次精选底流返回一次精选作业,二次精选泡沫作为精矿。
步骤(3)、(4)中的铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺的混合物,两者的摩尔比为1~2:1,按每吨原矿添加200~500g;黄药类捕收剂为烃基碳原子数>4的高级黄药。
步骤(6)、(7)、(8)的胺类捕收剂为十二胺、十八胺中的任意一种。
本发明具有以下优点和积极效果:
1、采用了泥砂分选及胺类捕收剂与黄药捕收剂联合浮选。细粒氧化锌矿物采用铵-胺强化硫化-黄药浮选,改善了硫化-黄药浮选法中的硫化效果;粗粒氧化锌矿物采用硫化-胺类捕收,避免了泥质的影响并实现氧化锌的高效回收;
2、采用来源广泛而廉价的硫化钠作硫化剂,低成本的提高精矿品位和回收率,实现资源的高效利用。
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
选取泥质氧化锌矿,其原矿成分:Zn 7.15%,Pb 1.45%,S 1.41%,Fe 21.46%,SiO226.97%,CaO 17.43%,MgO 1.85%,Al2O3 3.26%;氧化率87%。
具体步骤如下:
(1)原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占80wt%;
(2)对步骤(1)的磨矿产品进行分级,得到-20μm的细粒级物料和+20μm的粗粒级物料;
(3)将-20μm的细粒级物料调浆后,依次加入铵-胺活化剂,铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺按摩尔比为1:1的混合物,按每吨原矿添加400g,搅拌10min;硫化钠8kg/t,搅拌20min;硫酸铜400g/t,搅拌10min;黄药类捕收剂为异戊基黄药,按每吨原矿添加700g,搅拌15min后进行粗选;
(4)向步骤(3)粗选后的底流中依次加入铵-胺活化剂(氯化铵与乙二胺按摩尔比为1:1的混合物),按每吨原矿添加200g,搅拌8min;硫化钠4kg/t,搅拌8min;硫酸铜200g/t,搅拌8min;黄药类捕收剂为异戊基黄药,按每吨原矿添加300g,搅拌10min后进行扫选,扫选泡沫返回粗选作业,底流作为尾矿排除;
(5)对步骤(3)粗选的泡沫进行两次精选,一次精选时间为8min,二次精选为5min,一次精选底流返回粗选,一次精选泡沫进行二次精选,二次精选底流返回一次精选作业,二次精选泡沫作为精矿;
(6)将+20μm的粗粒级物料调浆后,依次加入硫化钠10kg/t,搅拌20min;胺类捕收剂为十二胺,用量为400g/t,搅拌15min后进行粗选;
(7)向步骤(6)粗选后的底流中依次加入硫化钠5kg/t,搅拌10min,胺类捕收剂为十二胺,用量为200g/t,搅拌5min后进行一次扫选,扫选泡沫返回粗选作业;
(8)向步骤(7)一次扫选后的底流中依次加入硫化钠2kg/t,搅拌5min,胺类捕收剂为十二胺,用量为100g/t,搅拌5min后进行二次扫选,扫选泡沫返回一次扫选作业,底流作为尾矿排除;
(9)对步骤(6)粗选后的泡沫进行两次精选,一次精选时间为10min,二次精选为8min,一次精选底流返回粗选,一次精选泡沫进行二次精选,二次精选底流返回一次精选作业,二次精选泡沫作为精矿。
试验结果:
采用以上工艺和药剂条件能够有效回收氧化锌矿物;闭路试验流程达到平衡时,获得锌含量为38.10%,回收率74.16%的综合锌精矿。
实施例2
氧化锌矿石原矿成分:Zn 9.25%,Pb 0.65%,S 0.75%,Fe 19.86%,SiO2 22.45%,CaO 21.45%,MgO 1.95%,Al2O3 3.46%,氧化率91%;
具体步骤如下:
(1)原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占75wt%;
(2)对步骤(1)的磨矿产品进行分级,得到-20μm的细粒级物料和+20μm的粗粒级物料;
(3)将-20μm的细粒级物料调浆后,依次加入铵-胺活化剂,铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺按摩尔比为2:1的混合物,按每吨原矿添加400g,搅拌15min;硫化钠5kg/t,搅拌10min;硫酸铜200g/t,搅拌5min;黄药类捕收剂为己基黄药,按每吨原矿添加500g,搅拌10min后进行粗选;
(4)向步骤(3)粗选后的底流中依次加入铵-胺活化剂(氯化铵与乙二胺按摩尔比为2:1的混合物),按每吨原矿添加200g,搅拌5min;加入硫化钠2kg/t,搅拌5min;硫酸铜100g/t,搅拌5min;黄药类捕收剂为己基黄药,按每吨原矿添加200g,搅拌8min后进行扫选,扫选泡沫返回粗选作业,底流作为尾矿排除;
(5)对步骤(3)粗选的泡沫进行两次精选,一次精选时间为5min,二次精选为5min,一次精选底流返回粗选,一次精选泡沫进行二次精选,二次精选底流返回一次精选作业,二次精选泡沫作为精矿;
(6)将+20μm的粗粒级物料调浆后,依次加入硫化钠5kg/t,搅拌10min;胺类捕收剂为十八胺,用量为200g/t,搅拌10min后进行粗选;
(7)向步骤(6)粗选后的底流中依次加入硫化钠2kg/t,搅拌5min,胺类捕收剂为十八胺,用量为100g/t,搅拌5min后进行一次扫选,扫选泡沫返回粗选作业;
(8)向步骤(7)一次扫选后的底流中依次加入硫化钠1kg/t,搅拌5min,胺类捕收剂为十八胺,用量为50g/t,搅拌5min后进行二次扫选,扫选泡沫返回一次扫选作业,底流作为尾矿排除;
(9)对步骤(6)粗选后的泡沫进行两次精选,一次精选时间为5min,二次精选为5min,一次精选底流返回粗选,一次精选泡沫进行二次精选,二次精选底流返回一次精选作业,二次精选泡沫作为精矿。
试验结果:
采用以上工艺和药剂条件能够有效回收氧化锌矿物;闭路试验流程达到平衡时,获得锌含量为38.80%,回收率76.16%的综合锌精矿。
实施例3
氧化锌矿石原矿成分:Zn 12.25%,Pb 1.35%,S 1.65%,Fe 17.46%,SiO2 20.65%,CaO 21.65%,MgO 2.45%,Al2O3 4.36%,氧化率76%;
具体步骤如下:
(1)原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占90wt%;
(2)对步骤(1)的磨矿产品进行分级,得到-20μm的细粒级物料和+20μm的粗粒级物料;
(3)将-20μm的细粒级物料调浆后,依次加入铵-胺活化剂,铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺按摩尔比为1.5:1的混合物,按每吨原矿添加500g,搅拌20min;硫化钠15kg/t,搅拌30min;硫酸铜600g/t,搅拌20min;黄药类捕收剂为仲辛基黄药,按每吨原矿添加300g,搅拌5min后进行粗选;
(4)向步骤(3)粗选后的底流中依次加入铵-胺活化剂(铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺按摩尔比为1.5:1的混合物),按每吨原矿添加200g,搅拌10min;硫化钠5kg/t,搅拌10min;硫酸铜300g/t,搅拌10min;黄药类捕收剂为仲辛基黄药,按每吨原矿添加100g,搅拌5min后进行扫选,扫选泡沫返回粗选作业,底流作为尾矿排除;
(5)对步骤(3)粗选的泡沫进行两次精选,一次精选时间为10min,二次精选为10min,一次精选底流返回粗选,一次精选泡沫进行二次精选,二次精选底流返回一次精选作业,二次精选泡沫作为精矿;
(6)将+20μm的粗粒级物料调浆后,依次加入硫化钠15kg/t,搅拌30min;胺类捕收剂为十二胺,用量为600g/t,搅拌20min后进行粗选;
(7)向步骤(6)粗选后的底流中依次加入硫化钠10kg/t,搅拌10min;胺类捕收剂为十二胺,用量为300g/t,搅拌10min后进行一次扫选,扫选泡沫返回粗选作业;
(8)向步骤(7)一次扫选后的底流中依次加入硫化钠5kg/t,搅拌10min;胺类捕收剂为十二胺,用量为150g/t,搅拌10min后进行二次扫选,扫选泡沫返回一次扫选作业,底流作为尾矿排除;
(9)对步骤(6)粗选后的泡沫进行两次精选,一次精选时间为10min,二次精选为10min,一次精选底流返回粗选,一次精选泡沫进行二次精选,二次精选底流返回一次精选作业,二次精选泡沫作为精矿。
试验结果:
采用以上工艺和药剂条件能够有效回收氧化锌矿物;闭路试验流程达到平衡时,获得锌含量为39.85%,回收率78.11%的综合锌精矿。

Claims (4)

1.一种低品位泥质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)的磨矿产品进行分级,得到-20μm的细粒级物料和+20μm的粗粒级物料;
(3)将-20μm的细粒级物料调浆后,依次加入铵-胺活化剂,搅拌10~20min,硫化钠5~15kg/t,搅拌10~30min,硫酸铜200~600g/t,搅拌5~20min,黄药类捕收剂,按每吨原矿添加300~700g,搅拌5~15min后进行粗选;
(4)向步骤(3)粗选后的底流中依次加入铵-胺活化剂,搅拌5~10min,硫化钠2~5kg/t,搅拌5~10min,硫酸铜100~300g/t,搅拌5~10min,黄药类捕收剂,按每吨原矿添加100~300g,搅拌5~10min后进行扫选,扫选泡沫返回粗选作业,底流作为尾矿排除;
(5)对步骤(3)粗选的泡沫进行两次精选,一次精选时间为5~10min,二次精选为5~10min,一次精选底流返回粗选,一次精选泡沫进行二次精选,二次精选底流返回一次精选作业,二次精选泡沫作为精矿;
(6)将+20μm的粗粒级物料调浆后,依次加入硫化钠5~15kg/t,搅拌10~30min,胺类捕收剂200~600g/t,搅拌10~20min后进行粗选;
(7)向步骤(6)粗选后的底流中依次加入硫化钠2~10kg/t,搅拌5~10min,胺类捕收剂100~300g/t,搅拌5~10min后进行一次扫选,扫选泡沫返回粗选作业;
(8)向步骤(7)一次扫选后的底流中依次加入硫化钠1~5kg/t,搅拌5~10min,胺类捕收剂50~150g/t,搅拌5~10min后进行二次扫选,扫选泡沫返回一次扫选作业,底流作为尾矿排除;
(9)对步骤(6)粗选后的泡沫进行两次精选,一次精选时间为5~10min,二次精选为5~10min,一次精选底流返回粗选,一次精选泡沫进行二次精选,二次精选底流返回一次精选作业,二次精选泡沫作为精矿。
2.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(3)、(4)中的铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺的混合物,氯化铵与乙二胺的摩尔比为1~2:1,按每吨原矿添加200~500g。
3.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(3)、(4)中的黄药类捕收剂为烃基碳原子数>4的高级黄药。
4.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(6)、(7)、(8)的胺类捕收剂为十二胺、十八胺中的任意一种。
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