CN106861922A - 一种硫化锌矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明为一种硫化锌矿的选矿方法，属于选矿方法技术领域。包括以下步骤：前期作业：原矿经破碎、磨矿，加水得到矿浆1；对矿浆1进行1次粗选作业和1次扫选作业，得到锌粗精矿和最终尾矿；第二次磨矿作业：将锌粗精矿进行第二次磨矿、分级，得矿浆2；对矿浆2进行三次精选作业，得到锌精矿。本发明所述的一种硫化锌矿的选矿方法，有两次磨矿处理，可以使矿石的有用矿物与脉石矿物充分解离，有利于后面的精选作业；第二次磨矿后，矿浆浓度较大，所需要的浮选药剂用量小，从而可以降低成本；并且工艺简单，可以有效降低锌精矿中二氧化硅含量，达到提锌降硅的目的，得到优质锌精矿品质，无需进一步优化锌精矿。

Description

一种硫化锌矿的选矿方法
技术领域
本发明属于选矿方法的技术领域，具体涉及一种硫化锌矿的选矿方法。
背景技术
锌是重要的有色金属矿产之一，被广泛地用于锌丝、锌板、锌粉、电镀、传真版、杀虫剂及合金等应用，现阶段锌的应用具有不可替代性。锌矿是由地质作用形成的矿产资源，具有不可再生性。地质作用形成的锌矿床一般可划分为硫化型(即原生型)和氧化型(即风化型)，从世界范围来看，目前绝大部分锌金属是从硫化矿中提取出来的，只有很少一部分是从氧化矿中提取的。
低品位锌矿是指目前技术不能经济处理的锌矿石，其主要原因就是其含锌品位低，致使在现有的锌冶金过程中消耗高，成本高。对于低品位硫化锌矿，目前主要是采用选矿的方法进行富集，成为高品位的硫化锌精矿后采用现有的冶金工艺流程进行处理。一般多采用浮选的方法从锌原生矿石中获得锌精矿，使用的抑制剂、活化剂等浮选药剂的用量比较大。
目前锌精矿品位大多在40-55％之间，其中的杂质含量二氧化硅一般为8-12％，二氧化硅含量偏高，而二氧化硅以脉石矿物的形式存在于原矿和精矿中。在高温炉的冶炼条件下，二氧化硅的熔点很高，不易熔化，但是高温炉的炉渣是以液态的形式把炉渣排出的，所以必须加入熔剂以生产熔点低的化合物，形成流动性较好的炉渣，实现渣铁分离并从炉内顺畅排出，二氧化硅会提高冶炼的难度及成本；并且二氧化硅与有用金属紧密嵌布在一起，会提高冶炼的难度，降低冶炼回收率。可是高品位、二氧化硅含量低的锌精矿具有冶炼回收率高、运输与冶炼成本低、销售价格高等优势，受到矿山和冶炼企业的欢迎。所以对此类锌精矿还需要进一步的优选，得到更高品位的锌精矿，但是会提高工业成本。
有鉴于此，有必要提出一种新的硫化锌矿的选矿方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种选矿方法，该选矿方法有工艺简单、浮选药剂用量，得到的锌精矿品位较高。
为了实现上述目的，本发明采用的技术方案为：
一种硫化锌矿的选矿方法，包括以下步骤：
(1)前期作业：原矿经破碎、第一次磨矿，得到矿粉，矿粉加水并搅拌均匀，得到矿浆1；其中，第一次磨矿应使细度小于0.074mm的矿粉含量达到47％以上；
(2)粗选作业：向矿浆1中加入活化剂120-130g/t，搅拌，再加入捕收剂40-45g/t和起泡剂15-17g/t，搅拌后再进行粗选，得到粗选尾矿和粗选泡沫，粗选泡沫为锌粗精矿；
(3)扫选作业：向粗选尾矿中加入捕收剂30-32g/t和起泡剂10-15g/t，搅拌，再进行扫选，得到扫选尾矿和扫选泡沫，扫选泡沫返回到粗选作业，扫选尾矿作为最终尾矿；
(4)第二次磨矿作业：锌粗精矿进行第二次磨矿、分级，向符合第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为28-31％，得到矿浆2；其中，第二次磨矿应使细度小于0.044mm的矿粉含量达到85％以上；
(5)第一次精选作业：向矿浆2中加入抑制剂60-70g/t，搅拌后加入活化剂70-80g/t，搅拌后再加入捕收剂35-40g/t和起泡剂8-10g/t，搅拌后再进行精选，得到精选1泡沫和精选1尾矿；
(6)将精选1尾矿返回到第二次磨矿作业；
第二次精选：向精选1泡沫中加入抑制剂35-40g/t，搅拌后再进行精选，得到精选2泡沫和精选2尾矿；
(7)将精选2尾矿返回到第一次精选作业；
第三次精选作业：向精选2泡沫中加入抑制剂20-35g/t，搅拌后再进行精选，得到精选3泡沫和精选3尾矿，精选3尾矿返回到第二次精选作业，精选3泡沫过滤脱水，得到所述的锌精矿。
进一步的，所述抑制剂为水玻璃，所述活化剂为硫酸铜，所述捕收剂为丁基钠黄药，所述起泡剂为松醇油。
再进一步的，所述水玻璃为Na2SiO3·9H2O。
进一步的，所述步骤(4)还包括：将分级后不符合第二次磨矿细度要求的矿浆返回到第二次磨矿。
进一步的，矿浆1的质量分数为39-42％。
进一步的，所述步骤(2)中，向矿浆1中加入活化剂，搅拌10-12分钟，再加入捕收剂和起泡剂，搅拌5-7分钟；
所述步骤(3)中，搅拌时间为3-5分钟；
所述步骤(5)中，加入抑制剂搅拌5-10分钟后，加入活化剂，搅拌5-10分钟后，再加入捕收剂和起泡剂，搅拌1-3分钟；
所述步骤(6)中，搅拌时间为3-4分钟；
所述步骤(7)中，搅拌时间为3-4分钟。
进一步的，所述步骤(7)中，锌精矿中水的质量分数为6-9％。
与现有技术相比，本发明的有益效果在于：
1、本发明所述的选矿方法，有两次磨矿处理，常规的第二次磨矿细度一般为使细度小于0.074mm的矿粉含量达到90％以上，本发明的为使细度小于0.044mm的矿粉含量达到66％以上，矿粉更细，可以提高矿石的中有用矿物与脉石矿物的解离度，使二氧化硅与有用金属分离，有利于后面的精选作业，并且减少浮选药剂用量，从而降低成本。
2、本发明所述的选矿方法，第二次磨矿后，矿浆的浓度为28-31％，平常矿浆浓度为百分之十几，本发明的矿浆浓度较大，即矿浆中水的量较小，所以达到常规浮选药剂浓度所需要的浮选药剂用量较小，从而可以降低成本。
3、本发明所述的选矿方法，工艺简单，成本低，可以有效降低锌精矿中二氧化硅含量，达到提锌降硅的目的，得到的锌精矿品质更好，无需进一步的精矿优化，可以降低选矿的成本。
附图说明
图1为本发明一种硫化锌矿的选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
为了进一步阐述本发明一种硫化锌矿的选矿方法，达到预期发明目的，以下结合较佳实施例，对依据本发明提出的一种硫化锌矿的选矿方法，其具体实施方式、结构、特征及其功效，详细说明如后。在下述说明中，不同的“一实施例”或“实施例”指的不一定是同一实施例。此外，一或多个实施例中的特定特征、结构或特点可由任何合适形式组合。
在详细阐述本发明一种硫化锌矿的选矿方法之前，有必要对本发明中提及的相关材料及操作做进一步说明，以达到更好的效果。
抑制剂，指浮游选矿时，一种可以增加矿粒润湿性并使其不易附着于气泡上的物质，抑制剂可以是无机化合物如石灰、水玻璃、氰化物等，也可以是有机化合物如淀粉、胶类等，本发明优先选用水玻璃作为抑制剂。
水玻璃，俗称泡花碱，是一种水溶性硅酸盐，其水溶液俗称水玻璃，是一种矿黏合剂。其化学式为R2O·nSiO2，式中R2O为碱金属氧化物，n为二氧化硅与碱金属氧化物摩尔数的比值，称为水玻璃的摩数。水玻璃是一种无机胶体，是浮选药剂中的调整剂之一，它对石英、硅酸盐等脉石矿物有良好的抑制作用。水玻璃用量较大时，对硫化矿有抑制作用；同时水玻璃常常作为浮选的分散剂，用以改善泡沫发黏现象，从而提高精矿品位，对于含泥量较多的物料浮选十分有用。本发明采用的是纯度为87％的Na2SiO3·9H2O，主要抑制二氧化硅。
活化剂是浮选药剂中调整剂之一。通过改变矿物表面的化学组成，消除抑制剂作用，使之易于吸附捕收剂。经常用做活化剂的选矿药剂有硫酸、亚硫酸、硫化钠、硫酸铜、草酸、石灰、二氧化硫、碳酸钠、氢氧化钠、钡盐等，本发明优先选用硫酸铜作为活化剂。
硫酸铜，化学式为CuSO4，为白色或灰白色粉末是强酸弱碱盐，水解溶液呈弱酸性；吸水性很强，吸水后反应生成蓝色的五水合硫酸铜(俗称胆矾或蓝矾)，水溶液呈蓝色。硫酸铜对闪锌矿有活化作用，是由于硫酸铜中的Cu2+与闪锌矿晶格中的Zn2+发生置换反应，反应方程式为ZnS+CuSO4＝CuS+ZnSO4，在闪锌矿的表面生成一层易浮的硫化铜薄膜,它与铜蓝(CuS)具有相近的可浮性。本发明采用的为工业级的硫酸铜。
捕收剂，是改变矿物表面疏水性，使浮游的矿粒黏附于气泡上的浮选药剂。常用的硫化矿捕收剂有黄药、黄药衍生物、黑药、白药、苯并噻唑硫醇、苯并咪唑硫醇等，本发明优先选用丁基钠黄药作为捕收剂。
丁基钠黄药是一种捕收能力较强的浮选药剂，它广泛应用于各种有色金属硫化矿的混合浮选中。该品特别适合于黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿等的浮选。它在特定条件下，可用于从硫化铁矿中优先浮选硫化铜矿，也可以捕收用硫酸铜活化了的闪锌矿。本发明采用的为工业级的丁基钠黄药。
浮选矿浆中气泡的形成，主要依赖于浮选设备中各种类型的充气搅拌装置，以及向矿浆中添加适量的起泡剂。
起泡剂是一种表面活性物质，具有亲水基团和疏水基团的表面活性分子，定向吸附于水-空气界面，降低水溶液的表面张力，使充入水中的空气易于弥散成气泡和稳定气泡，扩大分选界面，并保证气泡上升形成泡沫层。起泡剂和捕收剂联合在一起吸附于矿物颗粒表面，使矿粒上浮。常用的起泡剂有：松树油、酚酸混合脂肪醇、异构己醇或辛醉以及各种酯类等，本发明优先选用松醇油为起泡剂。
松醇油，化学名称：松醇油/JF油，是淡黄色到棕红色液体，比重小于水，有刺激性气位。主要用途：松醇油主要用于有色金属和稀有金属矿物浮选的起泡剂，俗称二号油，已经在国内外广泛使用，同时可作油漆工业的溶剂，纺织工业的渗透剂等。松醇油为化工合成油，具有成本低，起泡效果比较理想的特点。
磨矿，在机械设备中，借助于介质(钢球、钢棒、砾石)和矿石本身的冲击和磨剥作用，使矿石的粒度进一步变小，直至研磨成粉末的作业。
分级，将符合要求的矿粉送入下一步的操作，将不符合要求的矿粉返回到磨矿作业。原理是根据固体颗粒因粒度不同，在介质中具有不同沉降速度，将颗粒群分为两种或多种粒度级别的过程。本发明优先选用采用旋流器组来进行矿浆粒度分级，旋流器组中每台旋流器是圆柱形上部，圆锥体下部所组成的衬胶金属筒体。使矿浆沿圆柱切线方向流入，在重力及离心力的作用下矿浆进行粒度分级，较粗颗粒的矿浆从锥体下部的沉砂口排出，而较细颗粒的矿浆从圆柱中心的溢流口排出。
粗选，选矿时将入选的矿物原料进行初步分选的作业。经粗选，矿物原料即被分选为粗精矿、中矿、尾矿等两种或两种以上的产品，粗选产品不是合格产品，还需继续进行分选。
扫选，回收有用成分的选别作业，是指粗选尾矿在不能作为最终尾矿废弃时，进入的下一步作业处理。为了提高金属的回收率，有时需要经过多次扫选才能得出最终尾矿。
精选，指的是选矿过程中，为提高粗选精矿的有用成分含量，使之达到工业质量的要求，进一步对粗精矿进行富集的选别作业。
品位，指矿石中有用元素或它的化合物质量含量比率。含量愈大，品位愈高。
本发明中浮选药剂的用量单位为g/t，指每吨矿加一定克数的浮选药剂。
产率指：产品相对于原矿的质量百分百。
回收率：指锌精矿中的锌与原矿中的锌的质量百分比。
在了解了本发明中提及的相关材料及操作之后，下面将结合具体的实施例和图1的工艺流程示意图，对本发明一种硫化锌矿的选矿方法做进一步的详细介绍：
实施例1.
具体操作步骤如下：
(1)前期作业：将原矿破碎、第一次磨矿，使细度小于0.074mm的矿粉含量达到了48％，矿粉加水并搅拌均匀，得到矿浆1，矿浆1的质量分数为39％。。
(2)粗选作业：向矿浆1中加入硫酸铜120g/t，搅拌10分钟，再加入丁基钠黄药40g/t和松醇油15g/t，搅拌5分钟后再进行粗选，得到粗选尾矿和粗选泡沫，粗选泡沫为锌粗精矿。
(3)扫选作业：向粗选尾矿中加入松醇油10g/t和丁基钠黄药30g/t，搅拌搅拌3分钟，再进行扫选，得到扫选尾矿和扫选泡沫，扫选泡沫返回到粗选作业，扫选尾矿作为最终尾矿。
(4)第二次磨矿作业：锌粗精矿通过Φ2445溢流型球磨机和Φ250旋流器组，进行第二次磨矿、分级，向符合第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为28％，得到矿浆2；将不符合第二次磨矿细度要求的矿浆返回到第二次磨矿。其中，锌粗精矿中锌的含量为38.67％，二氧化硅的含量为32.83％；第二次磨矿使细度小于0.044mm的矿粉含量达到了86％。
(5)第一次精选作业：向矿浆2中加入水玻璃70g/t，搅拌5分钟后，加入硫酸铜70g/t，搅拌5分钟后，再加入丁基钠黄药40g/t和起泡剂松醇油8g/t，搅拌2分钟；再进行精选，得到精选1泡沫和精选1尾矿。
(6)将精选1尾矿返回到第二次磨矿作业；
第二次精选：向精选1泡沫中加入水玻璃40g/t，搅拌3分钟，再进行精选，得到精选2泡沫和精选2尾矿。
(7)将精选2尾矿返回到第一次精选作业；
第三次精选作业：向精选2泡沫中加入水玻璃20g/t，搅拌3分钟，再进行精选，得到精选3尾矿和精选3泡沫，精选3尾矿返回到第二次精选作业，精选3泡沫通过过滤脱水，得到最终的锌精矿，锌精矿中水的质量分数为6％。
表1
由表1可知，本实施例最终锌精矿中锌的含量为54.45％，二氧化硅的含量为5.58％，锌回收率为93.53％。
本实施例所述的一种硫化锌矿的选矿方法，有两次磨矿处理，第二次磨矿的矿粉比常规的第二次磨矿的矿粉更细，可以提高矿石的中有用矿物与脉石矿物的解离度，可以减少浮选药剂的用量；第二次磨矿后，矿浆的浓度为矿浆浓度较大，所需要的浮选药剂用量较小，从而可以降低成本；本实施例所述的选矿方法，工艺简单，锌回收率为较高，锌精矿中锌的含量较高，二氧化硅的含量较小，无需进一步的优化精矿的品位，从而还可以降低选矿成本。
实施例2.
具体操作步骤如下：
(1)前期作业：将原矿破碎、第一次磨矿，使细度小于0.074mm的矿粉含量达到了50％，矿粉加水并搅拌均匀，得到矿浆1，矿浆1的质量分数为42％。。
(2)粗选作业：向矿浆1中加入硫酸铜130g/t，搅拌12分钟，再加入丁基钠黄药45g/t和松醇油17g/t，搅拌7分钟后再进行粗选，得到粗选尾矿和粗选泡沫，粗选泡沫为锌粗精矿。
(3)扫选作业：向粗选尾矿中加入松醇油15g/t和丁基钠黄药32g/t，搅拌搅拌5分钟，再进行扫选，得到扫选尾矿和扫选泡沫，扫选泡沫返回到粗选作业，扫选尾矿作为最终尾矿。
(4)第二次磨矿作业：锌粗精矿通过Φ2445溢流型球磨机和Φ250旋流器组，进行第二次磨矿、分级，向符合第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为30％，得到矿浆2；将不符合第二次磨矿细度要求的矿浆返回到第二次磨矿。其中，锌粗精矿中锌的含量为40.91％，二氧化硅的含量为20.04％；第二次磨矿使细度为小于0.044mm的矿粉含量达到了88％。
(5)第一次精选作业：向矿浆2中加入水玻璃60g/t并搅拌10分钟后，加入硫酸铜80g/t并搅拌10分钟后，再加入丁基钠黄药35g/t和松醇油10g/t，搅拌3分钟，再进行精选，得到精选1泡沫和精选1尾矿。
(6)将精选1尾矿返回到第二次磨矿作业；
第二次精选：向精选1泡沫中加入水玻璃38g/t，搅拌4分钟，再进行精选，得到精选2泡沫和精选2尾矿。
(7)将精选2尾矿返回到第一次精选作业；
第三次精选作业：向精选2泡沫中加入水玻璃35g/t，搅拌4分钟，再进行精选，得到精选3尾矿和精选3泡沫，精选3尾矿返回到第二次精选作业，精选3泡沫通过过滤脱水，得到最终的锌精矿，锌精矿中水的质量分数为9％。
表2
由表2可知，本实施例最终锌精矿中锌的含量为58.10％，二氧化硅的含量为3.97％，锌回收率为94.91％。
本实施例所述的一种硫化锌矿的选矿方法，有两次磨矿处理，第二次磨矿的矿粉比常规的第二次磨矿的矿粉更细，可以提高矿石的中有用矿物与脉石矿物的解离度，可以减少浮选药剂的用量；第二次磨矿后，矿浆的浓度为矿浆浓度较大，所需要的浮选药剂用量较小，从而可以降低成本；
本实施例所述的选矿方法，工艺简单，锌回收率为较高，锌精矿中锌的含量较高，二氧化硅的含量较小，无需进一步的优化精矿的品位，从而还可以降低选矿成本。
实施例3.
具体操作步骤如下：
(1)前期作业：将原矿破碎、第一次磨矿，使细度小于0.074mm的矿粉含量达到了52％，向矿粉中加水并搅拌均匀，得到矿浆1，矿浆1的质量分数为41％。
(2)粗选作业：向矿浆1中加入硫酸铜125g/t，搅拌11分钟，再加入丁基钠黄药42g/t和松醇油16g/t，搅拌6分钟后再进行粗选，得到粗选尾矿和粗选泡沫，粗选泡沫为锌粗精矿。
(3)扫选作业：向粗选尾矿中加入松醇油12g/t和丁基钠黄药31g/t，搅拌搅拌4分钟，再进行扫选，得到扫选尾矿和扫选泡沫，扫选泡沫返回到粗选作业，扫选尾矿作为最终尾矿。
(4)第二次磨矿作业：锌粗精矿通过Φ2445溢流型球磨机和Φ250旋流器组，进行第二次磨矿、分级，向符合第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为31％，得到矿浆2；将不符合第二次磨矿细度要求的矿浆返回到第二次磨矿。其中，锌粗精矿中锌的含量为41.51％、二氧化硅的含量为21.09％；第二次磨矿使细度为小于0.044mm的矿粉含量达到了90％。
(5)第一次精选作业：向矿浆2中加入水玻璃65g/t并搅拌8分钟后，加入硫酸铜73g/t并搅拌9分钟后，再加入丁基钠黄药38g/t和松醇油9g/t，搅拌1分钟，再进行精选，得到精选1泡沫和精选1尾矿。
(6)将精选1尾矿返回到第二次磨矿作业；
第二次精选：向精选1泡沫中加入抑制剂水玻璃38g/t，搅拌3.5分钟，再进行精选，得到精选2泡沫和精选2尾矿。
(7)将精选2尾矿返回到第一次精选作业；
第三次精选作业：向精选2泡沫中加入抑制剂水玻璃30g/t，搅拌3分钟，再进行精选，得到精选3尾矿和精选3泡沫，精选3尾矿返回到第二次精选作业，精选3泡沫通过过滤脱水，得到最终的锌精矿，锌精矿中水的质量分数为8％。
表3
由表3可知，本实施例最终锌精矿中锌的含量为62.13％，二氧化硅的含量为2.54％，锌回收率为89.66％。
本实施例所述的一种硫化锌矿的选矿方法，有两次磨矿处理，第二次磨矿的矿粉比常规的第二次磨矿的矿粉更细，可以提高矿石的中有用矿物与脉石矿物的解离度，可以减少浮选药剂的用量；第二次磨矿后，矿浆的浓度为矿浆浓度较大，所需要的浮选药剂用量较小，从而可以降低成本；
本实施例所述的选矿方法，工艺简单，锌回收率为较高，锌精矿中锌的含量较高，二氧化硅的含量较小，无需进一步的优化精矿的品位，从而还可以降低选矿成本。
以上所述，仅是本发明实施例的较佳实施例而已，并非对本发明实施例作任何形式上的限制，依据本发明实施例的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明实施例技术方案的范围内。

Claims (7)

1.一种硫化锌矿的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)前期作业：原矿经破碎、第一次磨矿，得到矿粉，矿粉加水并搅拌均匀，得到矿浆1；其中，第一次磨矿应使细度小于0.074mm的矿粉含量达到47％以上；
(2)粗选作业：向矿浆1中加入活化剂120-130g/t，搅拌，再加入捕收剂40-45g/t和起泡剂15-17g/t，搅拌后再进行粗选，得到粗选尾矿和粗选泡沫，粗选泡沫为锌粗精矿；
(3)扫选作业：向粗选尾矿中加入捕收剂30-32g/t和起泡剂10-15g/t，搅拌，再进行扫选，得到扫选尾矿和扫选泡沫，扫选泡沫返回到粗选作业，扫选尾矿作为最终尾矿；
(4)第二次磨矿作业：锌粗精矿进行第二次磨矿、分级，向符合第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为28-31％，得到矿浆2；其中，第二次磨矿应使细度小于0.044mm的矿粉含量达到85％以上；
(5)第一次精选作业：向矿浆2中加入抑制剂60-70g/t，搅拌后加入活化剂70-80g/t，搅拌后再加入捕收剂35-40g/t和起泡剂8-10g/t，搅拌后再进行精选，得到精选1泡沫和精选1尾矿；
(6)将精选1尾矿返回到第二次磨矿作业；
第二次精选：向精选1泡沫中加入抑制剂35-40g/t，搅拌后再进行精选，得到精选2泡沫和精选2尾矿；
(7)将精选2尾矿返回到第一次精选作业；
第三次精选作业：向精选2泡沫中加入抑制剂20-35g/t，搅拌后再进行精选，得到精选3泡沫和精选3尾矿，精选3尾矿返回到第二次精选作业，精选3泡沫过滤脱水，得到所述的锌精矿。
2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述抑制剂为水玻璃，所述活化剂为硫酸铜，所述捕收剂为丁基钠黄药，所述起泡剂为松醇油。
3.根据权利要求3所述的选矿方法，其特征在于，
所述水玻璃为Na2SiO3·9H2O。
4.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述步骤(4)还包括：将分级后不符合第二次磨矿细度要求的矿浆返回到第二次磨矿。
5.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述步骤(1)中：矿浆1的质量分数为39-42％。
6.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述步骤(2)中，向矿浆1中加入活化剂，搅拌10-12分钟，再加入捕收剂和起泡剂，搅拌5-7分钟；
所述步骤(3)中，搅拌时间为3-5分钟；
所述步骤(5)中，加入抑制剂搅拌5-10分钟后，加入活化剂，搅拌5-10分钟后，再加入捕收剂和起泡剂，搅拌1-3分钟；
所述步骤(6)中，搅拌时间为3-4分钟；
所述步骤(7)中，搅拌时间为3-4分钟。
7.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述步骤(7)中，锌精矿中水的质量分数为6-9％。
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