CN112619903A - 一种高泥高氧化锌矿选矿方法 - Google Patents

一种高泥高氧化锌矿选矿方法 Download PDF

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Abstract

一种高泥高氧化锌矿选矿方法，原矿磨矿后根据氧化锌矿物嵌布特点确定分级粒度分级出含锌粗粒级矿物和含锌细粒级矿物，粗粒级产品采用常规的氧化锌浮选工艺回收，但精选一中矿和扫选中矿不返回粗选作业，而与细粒级矿物合并采用絮凝浮选工艺。与常规氧化锌浮选工艺相比，具有金属回收率高、工艺流程操作性强、适用范围广的优点。

Description

一种高泥高氧化锌矿选矿方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体地说是一种高泥高氧化锌矿选矿方法。
背景技术
随着硫化锌资源的逐渐枯竭，提高氧化锌矿物的利用率显得日益重要，然而我国多数氧化锌矿物存在矿石性质复杂、泥化严重、氧化率高等特点，造成锌选矿难度大、选矿指标差、现场实施难以控制等缺点。
发明内容
本发明的一个目的是提供一种金属回收率高、工艺流程操作性强、适应范围广的高泥高氧化锌矿选矿方法。
为实现上述目的，本发明所述一种高泥高氧化锌矿选矿方法，其特点是，包括如下步骤：
步骤1：磨矿，将原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占75%-85%；
步骤2：沉降分级，将步骤1的磨矿产品进行沉降分级，得到粒径小于0.02mmd细粒级产品和粒径大于0.02mm的粗粒级产品；
步骤3：氧化锌浮选，将步骤2所得的粗粒级产品进行氧化锌粗选、精选、扫选，得到氧化锌精矿、中矿、尾矿；
步骤4：将步骤3所述中矿和步骤2所述的细粒级产品合并后调浆至浓度20-25%，依次加入六偏磷酸钠50-100g/t、淀粉200-300g/t后分别搅拌10-50min，继而依次加入硫化钠1000-2000g/t、戊基黄药50-80g/t、十二胺30-80g/t，经一次粗选、一次扫选、三次精选获得细粒级氧化锌精矿。
本发明一种高泥高氧化锌矿选矿方法技术方案中，进一步优选的技术方案特征是：
1、所述步骤4中将步骤3所述中矿和步骤2所述的细粒级产品合并后调浆至浓度23%；
2、所述步骤4中加入六偏磷酸钠为50g/t、淀粉200g/t后分别搅拌10min后分别搅拌10min；
3、所述步骤4中加入六偏磷酸钠100g/t、淀粉300g/t后分别搅拌50min后分别搅拌50min；
4、所述步骤4中加入六偏磷酸钠80g/t、淀粉100g/t后分别搅拌30min；
5、所述步骤4中加入硫化钠1000g/t、戊基黄药50g/t、十二胺30g/t；
6、所述步骤4中加入硫化钠2000g/t、戊基黄药80g/t、十二胺80g/t；
7、所述步骤4中加入硫化钠1500g/t、戊基黄药65g/t、十二胺55g/t。
与现有技术相比，本发明有益效果在于：原矿磨矿后根据氧化锌矿物嵌布特点确定分级粒度分级出含锌粗粒级矿物和含锌细粒级矿物，粗粒级产品采用常规的氧化锌浮选工艺回收，但精选一中矿和扫选中矿不返回粗选作业，而与细粒级矿物合并采用絮凝浮选工艺，这种粗细粒级矿物分别处理，部分中矿非常规返回一方面避免了常规氧化锌浮选前脱泥作业造成的金属损失，提高了氧化锌的总回收率，另一方面克服了常规氧化锌闭路浮选中矿返回恶化浮选效果、现场操作难控制的缺点。该方法具有金属回收率高、工艺流程操作性强、适应范围广的特点。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
实施例1，一种高泥高氧化锌矿选矿方法，包括如下步骤：步骤1：磨矿，将原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占75%-85%；步骤2：沉降分级，将步骤1的磨矿产品进行沉降分级，得到粒径小于0.02mmd细粒级产品和粒径大于0.02mm的粗粒级产品；步骤3：氧化锌浮选，将步骤2所得的粗粒级产品进行氧化锌粗选、精选、扫选，得到氧化锌精矿、中矿、尾矿；步骤4：将步骤3所述中矿和步骤2所述的细粒级产品合并后调浆至浓度20-25%，依次加入六偏磷酸钠50-100g/t、淀粉200-300g/t后分别搅拌10-50min，继而依次加入硫化钠1000-2000g/t、戊基黄药50-80g/t、十二胺30-80g/t，经一次粗选、一次扫选、三次精选获得细粒级氧化锌精矿。
实施例2，根据实施例1所述的高泥高氧化锌矿选矿方法中，所述步骤4中将步骤3所述中矿和步骤2所述的细粒级产品合并后调浆至浓度23%。
实施例3，根据实施例1或2所述的高泥高氧化锌矿选矿方法中，所述步骤4中加入六偏磷酸钠为50g/t、淀粉200g/t后分别搅拌10min后分别搅拌10min。
实施例4，根据实施例1或2或3所述的高泥高氧化锌矿选矿方法中，所述步骤4中加入六偏磷酸钠100g/t、淀粉300g/t后分别搅拌50min后分别搅拌50min。
实施例5，根据实施例1-4任一项所述的高泥高氧化锌矿选矿方法中，所述步骤4中加入六偏磷酸钠80g/t、淀粉100g/t后分别搅拌30min。
实施例6，根据实施例1-5任一项所述的高泥高氧化锌矿选矿方法中：所述步骤4中加入硫化钠1000g/t、戊基黄药50g/t、十二胺30g/t。
实施例7，根据实施例1-6任一项所述的高泥高氧化锌矿选矿方法中：所述步骤4中加入硫化钠2000g/t、戊基黄药80g/t、十二胺80g/t。
实施例8，根据实施例1-7任一项所述的高泥高氧化锌矿选矿方法中：所述步骤4中加入硫化钠1500g/t、戊基黄药65g/t、十二胺55g/t。
实施例9，试验矿样为福建某氧化锌矿，矿石锌品位为10.5%，锌氧化率88%，矿石锌矿物主要为菱锌矿，矿泥含量较高，且锌矿物粒度细，-0.074mm粒径矿物占30%左右，其中-10mm粒径含量达近12%，属于矿泥含量高，氧化率高的氧化锌矿石。该氧化锌矿石回收工艺如下：
1）磨矿，将原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占85%；
2）沉降分级，将1）所得磨矿产品进行沉降分级，分级粒径为0.01mm，得到粒径小于0.01mm的细粒级产品和粒径大于0.01mm的粗粒级产品；
3）氧化锌浮选，将2）所得的粗粒级产品调浆至质量浓度为33%后，依次加入六偏磷酸钠200g/t、硫化钠2500g/t、十二胺150g/t、戊基黄药100g/t，经一次粗选、一次扫选、四次精选获得粗粒级氧化锌精矿、精扫选中矿和尾矿；
4）将3）所得精选一中矿、扫选中矿和细粒级产品合并后调浆至浓度20%，加入分散剂六偏磷酸钠100g/t、絮凝剂淀粉250g/t后分别强烈搅拌30min，继而依次加入硫化钠1000g/t、戊基黄药60g/t、十二胺50g/t，经一次粗选、一次扫选、三次精选获得细粒级氧化锌精矿。
采用以上工艺，获得的选矿指标为，粗粒级锌精矿和细粒级锌精矿合并后的锌精矿锌品位为21.22%，锌回收率78.21%。
实施例10，四川某氧化铅锌矿，为贫铅富锌矿，锌品位8.2%，氧化率为90%，含锌矿物主要有菱锌矿、异极矿、硅锌矿，锌矿粒径较细，-0.02mm含量占比近16%，矿石原生矿泥含量为13.41%，属于矿泥含量高，氧化率高的氧化锌矿石。该氧化锌矿石回收工艺如下：
1）磨矿，将原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占80%；
2）沉降分级，将1）所得磨矿产品进行沉降分级，分级粒径为0.02mm，得到粒径小于0.02mm的细粒级产品和粒径大于0.02mm的粗粒级产品；
3）氧化锌浮选，将2）所得的粗粒级产品调浆至质量浓度为33%后，依次加入六偏磷酸钠200g/t、硫化钠3000g/t、十二胺100g/t、戊基黄药100g/t，经一次粗选、一次扫选、四次精选获得粗粒级氧化锌精矿、精扫选中矿和尾矿；
4）将3）所得精选一中矿、扫选中矿和细粒级产品合并后调浆至浓度20%，加入分散剂六偏磷酸钠80g/t、絮凝剂淀粉200g/t后分别强烈搅拌30min，继而依次加入硫化钠1000g/t、戊基黄药50g/t、十二胺30g/t，经一次粗选、一次扫选、三次精选获得细粒级氧化锌精矿。
采用以上工艺，获得的选矿指标为，粗粒级锌精矿和细粒级锌精矿合并后的锌精矿锌品位为40.75%，锌回收率81.64%。
实施例11，云南某氧化铅锌矿可回收的元素主要为铅、锌，锌品位为8.61%，氧化率为92%，含锌主要矿物为异极矿，少量以闪锌矿、菱锌矿形式存在，锌矿物粒度范围分布较广，0.02mm~0.2mm均有分布，部分矿物粒径甚至小于0.01mm，为高泥高氧化率氧化锌矿石。该氧化锌矿石回收工艺如下：
1）磨矿，将原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占85%；
2）沉降分级，将1）所得磨矿产品进行沉降分级，分级粒径为0.01mm，得到粒径小于0.01mm的细粒级产品和粒径大于0.01mm的粗粒级产品；
3）氧化锌浮选，将2）所得的粗粒级产品调浆至质量浓度为33%后，依次加入六偏磷酸钠150g/t、硫化钠2500g/t、十二胺120g/t、戊基黄药100g/t，经一次粗选、一次扫选、四次精选获得粗粒级氧化锌精矿、精扫选中矿和尾矿；
4）将3）所得精选一中矿、扫选中矿和细粒级产品合并后调浆至浓度20%，加入分散剂六偏磷酸钠80g/t、絮凝剂淀粉200g/t后分别强烈搅拌30min，继而依次加入硫化钠1500g/t、戊基黄药80g/t、十二胺30g/t，经一次粗选、一次扫选、三次精选获得细粒级氧化锌精矿。
采用以上工艺，获得的选矿指标为，粗粒级锌精矿和细粒级锌精矿合并后的锌精矿锌品位为30.15%，锌回收率76.62%。
以上所述，仅为本发明专利优选的实施例，但本发明专利的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明专利所公开的范围内，根据本发明专利的技术方案及其发明专利构思加以等同替换或改变，都属于本发明专利的保护范围。

Claims (8)

1.一种高泥高氧化锌矿选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：
步骤1：磨矿，将原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占75%-85%；
步骤2：沉降分级，将步骤1的磨矿产品进行沉降分级，得到粒径小于0.02mmd细粒级产品和粒径大于0.02mm的粗粒级产品；
步骤3：氧化锌浮选，将步骤2所得的粗粒级产品进行氧化锌粗选、精选、扫选，得到氧化锌精矿、中矿、尾矿；
步骤4：将步骤3所述中矿和步骤2所述的细粒级产品合并后调浆至浓度20-25%，依次加入六偏磷酸钠50-100g/t、淀粉200-300g/t后分别搅拌10-50min，继而依次加入硫化钠1000-2000g/t、戊基黄药50-80g/t、十二胺30-80g/t，经一次粗选、一次扫选、三次精选获得细粒级氧化锌精矿。
2.根据权利要求1所述一种高泥高氧化锌矿选矿方法，其特征在于：所述步骤4中将步骤3所述中矿和步骤2所述的细粒级产品合并后调浆至浓度23%。
3.根据权利要求1所述一种高泥高氧化锌矿选矿方法，其特征在于：所述步骤4中加入六偏磷酸钠为50g/t、淀粉200g/t后分别搅拌10min后分别搅拌10min。
4.根据权利要求1所述一种高泥高氧化锌矿选矿方法，其特征在于：所述步骤4中加入六偏磷酸钠100g/t、淀粉300g/t后分别搅拌50min后分别搅拌50min。
5.根据权利要求1所述一种高泥高氧化锌矿选矿方法，其特征在于：所述步骤4中加入六偏磷酸钠80g/t、淀粉100g/t后分别搅拌30min。
6.根据权利要求1所述一种高泥高氧化锌矿选矿方法，其特征在于：所述步骤4中加入硫化钠1000g/t、戊基黄药50g/t、十二胺30g/t。
7.根据权利要求1所述一种高泥高氧化锌矿选矿方法，其特征在于：所述步骤4中加入硫化钠2000g/t、戊基黄药80g/t、十二胺80g/t。
8.根据权利要求1所述一种高泥高氧化锌矿选矿方法，其特征在于：所述步骤4中加入硫化钠1500g/t、戊基黄药65g/t、十二胺55g/t。
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