CN116116568A - 一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法，包括以下步骤：（1）将矿石破碎至‑10mm粒级；（2）水洗预抛废，a、筛选获得2~10mm和‑2mm粒级的产品；b、‑2mm粒级物料分级处理得0.1~2mm和‑0.1mm粒级产品；c、‑0.1mm粒级物料分级处理得0.015~0.1mm和‑0.015mm粒级产品；（3）将2~10mm和0.1~2mm粒级合并后进行选择性磨矿‑分级，获得‑0.074mm粒级占75%、浓度为18%‑20%的物料；（4）将0.015~0.1mm和‑0.074mm粒级物料合并调浆后，用脉动高梯度强磁选机进行磁选，获得褐铁精矿和磁选尾矿；（5）将磁选尾矿添加分散剂以及硫化钠和十八胺醋酸盐、煤油、2#油后用浮选系统浮选，获得氧化锌精矿和尾矿。本发明能够从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分，流程简单、生产成本低。

Description

一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法
技术领域
本发明涉及一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法，属于选矿领域。
背景技术
随着长年的开采，易处理锌矿已经越来越少，品位也逐渐降低，人们开始注意低品位氧化锌矿的利用。该类氧化锌矿有价成分锌品位大多低于15%，且成分复杂，主要以菱锌矿和异极矿存在，另外，还有少量硫化锌及微量锌铁尖晶石存在，矿石中脉石成分氧化铁、氧化硅、氧化钙、氧化镁含量较高（分别约Fe2O3 19%~28%；SiO2 8%~34%；CaO 19%~33%；MgO7%~9%），这类矿产资源因低品位高杂质，加之缺乏有效的加工处理技术又没有得到合理利用，导致大量此类矿产资源变成危废渣，而这部分矿产资源潜在经济价值是不可估算的。但由于矿石性质复杂，具有氧化率高，含泥量大且贫、细、杂等特点，一直得不到合理、有效的开发利用，同时对环保、安全造成了严重威胁，在某种程度上对环境治理也增加了一定的难度。长期以来，针对此类矿渣资源开发综合回收利用，一直受到业内各界人士的高度关注，并倾入了大量的心血。业内认为，造成这种现状的主要原因是经过长期风化，矿石中含有较高的微细粒级粘土质原生矿泥及褐铁矿，且该类矿石容易过磨，且矿石可溶性较高，大大地影响了选矿效果。该类矿石，现存的选矿方法有浸出法（酸浸-萃取法、氨浸-蒸氨结晶法）、全浮选法（包括硫化-胺浮选法、加温硫化浮选法、脂肪酸浮选、鳌合N-中性油浮选法，浸出-浮选法），其中全浮选法以硫化-浮选法为代表。酸浸-萃取法是采用硫酸溶解氧化锌，然后加萃取剂将锌富集于有机相，再返萃取进入水溶液，然后电积，但由于低品位氧化锌矿中酸溶性物质含量较大，需要消耗大量硫酸，同时，该类矿石含难以酸溶或溶解速度较慢的硫化锌、硅酸锌等矿物，其锌浸出率低，生产成本高，且产生大量废渣，也存在环境污染问题，对于社会或企业来说，难以接收；氨浸-蒸氨结晶法是采用氨-炭氨联合浸出制取锌胺络合物，然后净化、蒸发、干燥煅烧制取氧化锌产品，但该法一直没有用于低品位氧化锌矿处理，因为原矿石含锌低，浸出液含锌浓度低，浸出剂消耗大，成本高，企业无法接受；硫化-浮选法是采用磨矿机将原矿磨细后，添加硫化钠将锌矿物颗粒表面硫化，然后添加捕收剂用浮选系统回收氧化锌，但由于该类矿石中粘土质矿泥（高岭石、绿泥石等）及微细粒级褐铁矿含量较高，对浮选过程产生极大的影响，其表现为浮选药剂消耗较大，流程操作波动性较大，难以控制，生产指标差（精矿锌品位和回收率），且尾矿水碱性较高，回水难以利用或处理费用高。总之，现有选矿方法，都存锌回收指标差，生产成本高，企业无法接受的缺点，同时，有价成分褐铁矿也没有得到有效利用。综上所述，使氧化锌矿中锌和其它有价成分得到有效回收利用，同时克服现存传统方法的缺点，成为本行业亟待解决的技术难题。基于此，本发明提供一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法。
发明内容
针对上述存在的问题，本发明提供流程简单、生产成本低，尾渣排放安全的一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法。
具体技术方案为：一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：（1）待处理矿石粗碎，待处理矿石输送至破碎系统，将其破碎至-10mm粒级；（2）水洗预抛废：a、将完成上述步骤（1）的物料输送至筛孔尺寸为2mm的震动筛筛选，同时采用高压水进行冲洗，获得-10mm+2mm（2~10mm）粒级和-2mm（小于2mm）粒级的筛选产品；b、将完成上述步骤a获得的-2mm粒级物料输送至螺旋分级机分级，获得-2mm+0.1mm（0.1~2mm）粒级和-0.1mm（小于0.1mm）粒级产品；c、将完成上述步骤b获得的-0.1mm粒级物料输送至直径为75mm水力旋流器分级，获得-0.1+0.015（0.015~0.1mm）mm粒级产品和-0.015mm粒级产品（该产品为抛废物料）；（3）磨矿-分级，将完成上述步骤a获得-10mm+2mm粒级和步骤b获得-2+0.1（0.1~2mm）mm粒级合并后，输送至球磨机-旋流器分级中进行选择性磨矿-分级，获得磨矿细度为-0.074mm粒级占75%、浓度为18%-20%的物料；（4）氧化铁磁选，将完成上述步骤c获得的-0.1+0.015mm粒级和步骤（3）获得的-0.074mm粒级占75%的物料合并后，输送至搅拌桶A调浆，然后输送至脉动高梯度强磁选机进行褐铁矿磁选，获得Fe品位50%-53%的褐铁精矿和磁选尾矿；（5）氧化锌浮选，将完成上述步骤（4）获得的磁选尾矿输送至搅拌槽B，添加分散剂六偏磷酸钠搅拌混合均匀后，再输送至搅拌槽C,添加硫化钠和十八胺醋酸盐、煤油、2#油混合液搅拌混合均匀，然后输送至浮选系统进行氧化锌浮选，获得锌品位为30%-35%的高品质氧化锌精矿和尾矿。
进一步，优选的，步骤（3）中，磨矿浓度为50%-55%，分级旋流器给矿浓度为35%-40%。
进一步，优选的，步骤（4）中，背景磁感应强度为1.1-1.2T,磁介质直径为1.5mm；磁选浓度为22%-26%。
进一步，优选的，步骤（5）中，浮选系统中进行两次精选、一次粗选、两次扫选；硫化钠用量粗选为2000g/t、扫选一为500g/t、扫选二为300g/t；十八胺醋酸盐用量粗选为120g/t、扫选一为60g/t、扫选二为40g/t；煤油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；2#油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；粗选分散剂六偏磷酸钠用量为150g/t；浮选浓度为20%-22%。
有益效果：本发明提供一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法，解决的技术问题是包括了水洗预抛废及高梯度强磁选从低品位氧化锌矿中清除大量干扰氧化锌矿浮选的物质（包括粘土质硅酸盐矿泥高岭石、绿泥石等，微、细粒褐铁矿，可溶性盐），然后，采用浮选法回收氧化锌矿物，从而提高氧化锌选矿效果，获取高品质氧化锌精矿和褐铁矿精矿，降低浮选药剂成本，提高选矿经济效益，达到高效综合利用资源和降低环境污染的目的。
与现有方法相比具有的优点及积极效果：
（1）采用简单的水洗预抛废方式，将占总给矿15%-20%的对选矿效果影响较大的粘土质矿泥抛出，即提高了后续作业给矿品位，又提高了后续作业的生产稳定性；
（2）巧妙地采用选择性、低浓度磨矿及低浓度分级方式，提高磨矿产品粒度均匀性，确保合格粒级及时分级出来，从而减少过磨粒级产生，提高选矿效果；
（3）巧妙地采用脉动高梯度强磁选机，将褐铁矿选出来，作为褐铁精矿产品，既提高了浮选给矿锌含量，又减少了进入浮选系统的微细粒级褐铁矿，提高浮选效果，降低浮选药剂消耗量，减少生产成本，增加了综合经济效益；
（4）既提高了氧化锌选矿指标，又降低了生产成本，同时，有价元素得到高效回收，提高了综合经济效益，达到了资源综合高效利用的目的，另外，也降低了环境污染的危害性；
（5）适应性强，对氧化锌矿选矿有较好的适应性，具有广泛的工业、商业应用推广价值。
附图说明
图1为本发明的选矿方法设备联系图；
其中，1：颚式破碎机，2：振动筛，3、螺旋分级机，4、浆泵池，5：矿浆泵，6：1号水力旋流器，7：球磨机，8：2号水力旋流器，9：搅拌桶，10：脉动高梯度强磁选机，11：浓密机，12：浮选系统。
具体实施方式
如图1所示，一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿系统，包括颚式破碎机1，颚式破碎机1出料口通过输送机与振动筛2进料口连接，振动筛2筛上物出料口通过输送机与球磨机7进料口连接，球磨机7出料口通过泵池和矿浆泵与2号水力旋流器8进料口连接，2号水力旋流器8底部沉浆出口与球磨机7进料口连接，2号水力旋流器8溢流出口与搅拌桶A9进料口连接，搅拌桶A9出料口通过矿浆泵与脉动高梯度强磁选机10进料口连接，脉动高梯度强磁选机10尾矿出口与浓密机11进料口连接，浓密机11稠浆出料口分别通过搅拌桶B和搅拌桶C与浮选系统连接；脉动高梯度强磁选机10精矿出口为褐铁精矿；振动筛2筛下物出料口与螺旋分级机3进料口连接，螺旋分级机3返砂出口与球磨机7进料口连接；螺旋分级机3溢流出口通过泵池和矿浆泵与1号水力旋流器6进料口连接，1号水力旋流器6溢流出口为尾矿；1号水力旋流器6底部沉浆出口与搅拌桶A9进料口连接。
1号水力旋流器为φ75水力旋流器；2号水力旋流器为φ350水力旋流器。
进一步优选的是，浮选系统包括粗选、扫选一、扫选二以及精选一、精选二系统；粗选系统由5台浮选机从左到右顺序连接组成，粗选系统中首个浮选机的进料口与搅拌桶C出料口连接；扫选一系统由4台浮选机从左到右顺序连接组成，粗选系统中最后一台浮选机的尾矿出口与扫选一系统中首个浮选机的进料口连接；扫选一系统泡沫槽与粗选系统中首个浮选机的进料口连接；扫选二系统由4台浮选机从左到右顺序连接组成，扫选一系统中最后一台浮选机的尾矿出口与扫选二系统中首个浮选机的进料口连接，扫选二系统泡沫槽与扫选一系统中首个浮选机进料口相连接，扫选二系统最后一台浮选机的尾矿为浮选尾矿；精选一系统由4台浮选机逆序（从右到左）连接组成，粗选系统的浮选机泡沫槽出口与精选一系统中最后一台浮选机的进料口连接，精选一系统的首个浮选机尾矿出口与粗选系统的首个浮选机进料口连接；精选二系统由3台浮选机逆序（从右到左）连接组成，精选一系统的浮选机泡沫槽出口与精选二系统中最后一台浮选机的进料口连接，精选二系统中首个浮选机的尾矿出口与精选一系统中最后一台浮选机的进料口连接，精选二系统的浮选机泡沫槽出口为氧化锌精矿。所述首个浮选机为从左到右顺序数，所述最后一台浮选机为从左到右顺序数。
具体选矿方法为：包括以下步骤：（1）待处理矿石粗碎，待处理矿石输送至破碎系统，将其破碎至-10mm粒级；（2）水洗预抛废：a、将完成上述步骤（1）的物料输送至筛孔尺寸为2mm的震动筛筛选，同时采用高压水进行冲洗，获得-10mm+2mm粒级和-2mm粒级的筛选产品；b、将完成上述步骤a获得的-2mm粒级物料输送至螺旋分级机分级，获得-2mm+0.1mm粒级和-0.1mm粒级产品；c、将完成上述步骤b获得的-0.1mm粒级物料输送至直径为75mm水力旋流器分级，获得-0.1+0.015mm粒级产品和-0.015mm粒级产品（该产品为抛废物料）；（3）磨矿-分级，将完成上述步骤a获得-10mm+2mm粒级和步骤b获得-2+0.1mm粒级合并后，输送至球磨机-旋流器分级中进行选择性磨矿-分级，获得磨矿细度为-0.074mm粒级占75%、浓度为18%-20%的物料；（4）氧化铁磁选，将完成上述步骤c获得的-0.1+0.015mm粒级和步骤（3）获得的-0.074mm粒级占75%的物料合并后，输送至搅拌桶A调浆，然后输送至脉动高梯度强磁选机进行褐铁矿磁选，获得Fe品位50%-53%的褐铁精矿和磁选尾矿；（5）氧化锌浮选，将完成上述步骤（4）获得的磁选尾矿输送至搅拌槽B，添加分散剂六偏磷酸钠搅拌混合均匀后，再输送至搅拌槽C,添加硫化钠和十八胺醋酸盐、煤油、2#油混合液搅拌混合均匀，然后输送至浮选系统进行氧化锌浮选，获得锌品位为30%-35%的高品质氧化锌精矿和尾矿。
进一步优选的是，步骤（3）中，磨矿浓度为50%-55%，分级旋流器给矿浓度为35%-40%。
进一步优选的是，步骤（4）中，背景磁感应强度为1.1-1.2T,磁介质直径为1.5mm；磁选浓度为22%-26%。
进一步优选的是，步骤（5）中，浮选系统中进行两次精选、一次粗选、两次扫选；硫化钠用量粗选为2000g/t、扫选一为500g/t、扫选二为300g/t；十八胺醋酸盐用量粗选为120g/t、扫选一为60g/t、扫选二为40g/t；煤油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；2#油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；粗选分散剂六偏磷酸钠用量为150g/t；浮选浓度为20%-22%。
实施例一：
原料1#：某氧化锌矿，其化学成分为：Zn14.21%、 Fe18.45%、SiO27.46 、AL2O37.61%、CaO 18.34%，其锌物相成分为菱锌矿10.26% 、硅酸锌2.31%、硫化锌1.23%、锌铁尖晶石0.41%，铁物相成分为：磁铁矿1.56%、菱铁矿0.65%、赤/褐铁矿15.42%、硅酸铁0.48%、硫化铁0.34%。
采用本工艺对该氧化锌矿实施，技术步骤包括：
（1）待处理矿石粗碎。待处理矿石输送至破碎系统，将其破碎至-10mm粒级大小；
（2）水洗预抛废。具体步骤包括：
a、将完成上述步骤（1）的物料输送至筛孔尺寸为2mm的震动筛筛选，同时采用高压水进行冲洗，获得-10mm+2mm粒级和-2mm粒级的筛选产品；
b、将完成上述步骤a获得的-2mm粒级物料输送至螺旋分级机分级，获得-2mm+0.1mm粒级和-0.1mm粒级产品；
c、将完成上述步骤b获得的-0.1mm粒级物料输送至直径为75mm水力旋流器分级，获得-0.1+0.015mm粒级产品和-0.015mm粒级产品（该产品为抛废物料）。
（3）选择性磨矿-分级。将完成上述步骤a获得-10mm+2mm粒级和步骤b获得-2+0.1mm粒级合并后，输送至球磨机-旋流器分级系统进行选择性磨矿-分级，获得磨矿细度为-0.074mm粒级占75%、浓度为18%-20%的物料。在此过程中，磨矿浓度为50%-55%，分级旋流器给矿浓度为35%-40%。
（4）氧化铁磁选，将完成上述步骤c获得的-0.1+0.015mm粒级和步骤（3）获得的-0.074mm粒级占75%的物料合并后，输送至搅拌桶A调浆，然后输送至脉动高梯度强磁选机进行褐铁矿磁选，获得Fe品位50%-53%的褐铁精矿和磁选尾矿（尾矿进入浓密机浓缩）。在此过程中，背景磁感应强度为1.1-1.2T,磁介质直径为1.5mm；磁选浓度为22%-26%。
（5）氧化锌浮选。将完成上述步骤（4）获得的磁选尾矿输送至搅拌槽B，添加分散剂六偏磷酸钠搅拌3分钟后，再输送至搅拌槽C,添加硫化钠和十八胺醋酸盐、煤油、2#油混合液搅拌3分钟，然后输送至浮选系统进行氧化锌浮选，获得锌品位为30%-35%的高品质氧化锌精矿和尾矿。在此过程中，进行两次精选、一次粗选、两次扫选；硫化钠用量粗选为2000g/t、扫选一为500g/t、扫选二为300g/t；十八胺醋酸盐用量粗选为120g/t、扫选一为60g/t、扫选二为40g/t；煤油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；2#油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；粗选分散剂六偏磷酸钠用量为150g/t；粗选浮选浓度为20%-22%。
取得试验结果为：氧化锌精矿锌品位32.45%、回收率81.37%，褐铁矿精矿铁品位50.21%、回收率42.66%。
实施例二：
原料2#:某氧化锌矿，其化学成分为：Zn10.73%、 Fe17.61%、SiO218.31 、AL2O39.13%、CaO 9.78%，其锌物相成分为菱锌矿8.36% 、硅酸锌1.33%、硫化锌0.61%、锌铁尖晶石0.45%，铁物相成分为：磁铁矿1.91%、菱铁矿0.38%、赤/褐铁矿13.89%、硅酸铁0.86%、硫化铁0.57%。
采用本工艺对该氧化锌矿实施，技术步骤包括：
（1）待处理矿石粗碎。待处理矿石输送至破碎系统，将其破碎至-10mm粒级大小；
（2）水洗预抛废。具体步骤包括：
a、将完成上述步骤（1）的物料输送至筛孔尺寸为2mm的震动筛筛选，同时采用高压水进行冲洗，获得-10mm+2mm粒级和-2mm粒级的筛选产品；
b、将完成上述步骤a获得的-2mm粒级物料输送至螺旋分级机分级，获得-2mm+0.1mm粒级和-0.1mm粒级产品；
c、将完成上述步骤b获得的-0.1mm粒级物料输送至直径为75mm水力旋流器分级，获得-0.1+0.015mm粒级产品和-0.015mm粒级产品（该产品为抛废物料）。
（3）选择性磨矿-分级。将完成上述步骤a获得-10mm+2mm粒级和步骤b获得-2+0.1mm粒级合并后，输送至球磨机-旋流器分级系统进行选择性磨矿-分级，获得磨矿细度为-0.074mm粒级占75%、浓度为18%-20%的物料。在此过程中，磨矿浓度为50%-55%，分级旋流器给矿浓度为35%-40%。
（4）氧化铁磁选，将完成上述步骤c获得的-0.1+0.015mm粒级和步骤（3）获得的-0.074mm粒级占75%的物料合并后，输送至搅拌桶A调浆，然后输送至脉动高梯度强磁选机进行褐铁矿磁选，获得Fe品位50%-53%的褐铁精矿和磁选尾矿（尾矿进入浓密机浓缩）。在此过程中，背景磁感应强度为1.1-1.2T,磁介质直径为1.5mm；磁选浓度为22%-26%。
（5）氧化锌浮选。将完成上述步骤（4）获得的磁选尾矿输送至搅拌槽B，添加分散剂六偏磷酸钠搅拌3分钟后，再输送至搅拌槽C,添加硫化钠和十八胺醋酸盐、煤油、2#油混合液搅拌3分钟，然后输送至浮选系统进行氧化锌浮选，获得锌品位为30%-35%的高品质氧化锌精矿和尾矿。在此过程中，进行两次精选、一次粗选、两次扫选；硫化钠用量粗选为2000g/t、扫选一为500g/t、扫选二为300g/t；十八胺醋酸盐用量粗选为120g/t、扫选一为60g/t、扫选二为40g/t；煤油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；2#油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；粗选分散剂六偏磷酸钠用量为150g/t；粗选浮选浓度为20%-22%。
取得试验结果为：氧化锌精矿锌品位31.31%、回收率78.36%，褐铁矿精矿铁品位50.65%、回收率41.78%。
实施例三：
原料3#：某氧化锌矿，其化学成分为：Zn12.77%、 Fe18.83%、SiO223.48% 、AL2O3 9.86%、CaO 12.71%，其锌物相成分为菱锌矿 10.96%、硅酸锌1.21%、硫化锌0.76%、锌铁尖晶石0.67%，铁物相成分为：磁铁矿1.76%、菱铁矿0.77%、赤/褐铁矿14.82%、硅酸铁1.12%、硫化铁0.36%。
采用本工艺对该氧化锌矿实施，技术步骤包括：
（1）待处理矿石粗碎。待处理矿石输送至破碎系统，将其破碎至-10mm粒级大小；
（2）水洗预抛废。具体步骤包括：
a、将完成上述步骤（1）的物料输送至筛孔尺寸为2mm的震动筛筛选，同时采用高压水进行冲洗，获得-10mm+2mm粒级和-2mm粒级的筛选产品；
b、将完成上述步骤a获得的-2mm粒级物料输送至螺旋分级机分级，获得-2mm+0.1mm粒级和-0.1mm粒级产品；
c、将完成上述步骤b获得的-0.1mm粒级物料输送至直径为75mm水力旋流器分级，获得-0.1+0.015mm粒级产品和-0.015mm粒级产品（该产品为抛废物料）。
（3）选择性磨矿-分级。将完成上述步骤a获得-10mm+2mm粒级和步骤b获得-2+0.1mm粒级合并后，输送至球磨机-旋流器分级系统进行选择性磨矿-分级，获得磨矿细度为-0.074mm粒级占75%、浓度为18%-20%的物料。在此过程中，磨矿浓度为50%-55%，分级旋流器给矿浓度为35%-40%。
（4）氧化铁磁选，将完成上述步骤c获得的-0.1+0.015mm粒级和步骤（3）获得的-0.074mm粒级占75%的物料合并后，输送至搅拌桶A调浆，然后输送至脉动高梯度强磁选机进行褐铁矿磁选，获得Fe品位50%-53%的褐铁精矿和磁选尾矿（尾矿进入浓密机浓缩）。在此过程中，背景磁感应强度为1.1-1.2T,磁介质直径为1.5mm；磁选浓度为22%-26%。
（5）氧化锌浮选。将完成上述步骤（4）获得的磁选尾矿输送至搅拌槽B，添加分散剂六偏磷酸钠搅拌3分钟后，再输送至搅拌槽C,添加硫化钠和十八胺醋酸盐、煤油、2#油混合液搅拌3分钟，然后输送至浮选系统进行氧化锌浮选，获得锌品位为30%-35%的高品质氧化锌精矿和尾矿。在此过程中，进行两次精选、一次粗选、两次扫选；硫化钠用量粗选为2000g/t、扫选一为500g/t、扫选二为300g/t；十八胺醋酸盐用量粗选为120g/t、扫选一为60g/t、扫选二为40g/t；煤油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；2#油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；粗选分散剂六偏磷酸钠用量为150g/t；粗选浮选浓度为20%-22%。
取得试验结果为：氧化锌精矿锌品位30.97%、回收率79.61%，褐铁矿精矿铁品位52.11%、回收率42.23%。
实施例四：
原料4#：某氧化锌矿，其化学成分为：Zn9.89%、 Fe19.21%、SiO220.44% 、AL2O39.39%、CaO 15.27%，其锌物相成分为菱锌矿7.43% 、硅酸锌1.08%、硫化锌0.65%、锌铁尖晶石0.82%，铁物相成分为：磁铁矿2.02%、菱铁0.67%、赤/褐铁矿15.25%、硅酸铁0.82%、硫化铁0.45%。
采用本工艺对该氧化锌矿实施，技术步骤包括：
（1）待处理矿石粗碎。待处理矿石输送至破碎系统，将其破碎至-10mm粒级大小；
（2）水洗预抛废。具体步骤包括：
a、将完成上述步骤（1）的物料输送至筛孔尺寸为2mm的震动筛筛选，同时采用高压水进行冲洗，获得-10mm+2mm粒级和-2mm粒级的筛选产品；
b、将完成上述步骤a获得的-2mm粒级物料输送至螺旋分级机分级，获得-2mm+0.1mm粒级和-0.1mm粒级产品；
c、将完成上述步骤b获得的-0.1mm粒级物料输送至直径为75mm水力旋流器分级，获得-0.1+0.015mm粒级产品和-0.015mm粒级产品（该产品为抛废物料）。
（3）选择性磨矿-分级。将完成上述步骤a获得-10mm+2mm粒级和步骤b获得-2+0.1mm粒级合并后，输送至球磨机-旋流器分级系统进行选择性磨矿-分级，获得磨矿细度为-0.074mm粒级占75%、浓度为18%-20%的物料。在此过程中，磨矿浓度为50%-55%，分级旋流器给矿浓度为35%-40%。
（4）氧化铁磁选，将完成上述步骤c获得的-0.1+0.015mm粒级和步骤（3）获得的-0.074mm粒级占75%的物料合并后，输送至搅拌桶A调浆，然后输送至脉动高梯度强磁选机进行褐铁矿磁选，获得Fe品位50%-53%的褐铁精矿和磁选尾矿（尾矿进入浓密机浓缩）。在此过程中，背景磁感应强度为1.1-1.2T,磁介质直径为1.5mm；磁选浓度为22%-26%。
（5）氧化锌浮选。将完成上述步骤（4）获得的磁选尾矿输送至搅拌槽B，添加分散剂六偏磷酸钠搅拌3分钟后，再输送至搅拌槽C,添加硫化钠和十八胺醋酸盐、煤油、2#油混合液搅拌3分钟，然后输送至浮选系统进行氧化锌浮选，获得锌品位为30%-35%的高品质氧化锌精矿和尾矿。在此过程中，进行两次精选、一次粗选、两次扫选；硫化钠用量粗选为2000g/t、扫选一为500g/t、扫选二为300g/t；十八胺醋酸盐用量粗选为120g/t、扫选一为60g/t、扫选二为40g/t；煤油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；2#油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；粗选分散剂六偏磷酸钠用量为150g/t；粗选浮选浓度为20%-22%。
取得试验结果为：氧化锌精矿锌品位30.06%、回收率79.78%，褐铁矿精矿铁品位51.35%、回收率45.72%。
综上所述，采用此工艺对该类氧化锌矿石实施，获得锌品位为30%以上的高品质氧化锌精矿及铁品位为50%以上的褐铁精矿，其锌回收率为78%以上，铁回收率为41%以上，因此，此工艺对该类型氧化锌矿石有较好的适应性，工艺简单、稳定，生产成本相对较低，可获得较好的经济效益，且矿产资源得到高效综合利用，废渣排放安全可靠，具有广泛的工业、商业应用推广价值。

Claims (4)

1.一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
（1）待处理矿石粗碎，待处理矿石输送至破碎系统，将其破碎至-10mm粒级；
（2）水洗预抛废，
a、将完成上述步骤（1）的物料输送至筛孔尺寸为2mm的震动筛筛选，同时采用高压水进行冲洗，获得-10mm+2mm粒级和-2mm粒级的筛选产品；
b、将完成上述步骤a获得的-2mm粒级物料输送至螺旋分级机分级，获得-2mm+0.1mm粒级和-0.1mm粒级产品；
c、将完成上述步骤b获得的-0.1mm粒级物料输送至直径为75mm水力旋流器分级，获得-0.1+0.015mm粒级产品和-0.015mm粒级产品（该产品为抛废物料）；
（3）磨矿-分级，将完成上述步骤a获得-10mm+2mm粒级和步骤b获得-2+0.1mm粒级合并后，输送至球磨机-旋流器分级中进行选择性磨矿-分级，获得磨矿细度为-0.074mm粒级占75%、浓度为18%-20%的物料；
（4）氧化铁磁选，将完成上述步骤c获得的-0.1+0.015mm粒级和步骤（3）获得的-0.074mm粒级占75%的物料合并后，输送至搅拌桶A调浆，然后输送至脉动高梯度强磁选机进行褐铁矿磁选，获得Fe品位50%-53%的褐铁精矿和磁选尾矿；
（5）氧化锌浮选，将完成上述步骤（4）获得的磁选尾矿输送至搅拌槽B，添加分散剂六偏磷酸钠搅拌混合均匀后，再输送至搅拌槽C,添加硫化钠和十八胺醋酸盐、煤油、2#油混合液搅拌混合均匀，然后输送至浮选系统进行氧化锌浮选，获得锌品位为30%-35%的高品质氧化锌精矿和尾矿。
2.如权利要求1所述的一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法，其特征在于，步骤（3）中，磨矿浓度为50%-55%，分级旋流器给矿浓度为35%-40%。
3.如权利要求2所述的一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法，其特征在于，步骤（4）中，背景磁感应强度为1.1-1.2T,磁介质直径为1.5mm；磁选浓度为22%-26%。
4.如权利要求3所述的一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法，其特征在于，步骤（5）中，浮选系统中进行两次精选、一次粗选、两次扫选；硫化钠用量粗选为2000g/t、扫选一为500g/t、扫选二为300g/t；十八胺醋酸盐用量粗选为120g/t、扫选一为60g/t、扫选二为40g/t；煤油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；2#油用量粗选为50g/t、扫选一为30g/t、扫选二为20g/t；粗选分散剂六偏磷酸钠用量为150g/t；浮选浓度为20%-22%。
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