CN117816363A - 一种锌精矿的分离提纯方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种锌精矿的分离提纯方法，涉及选矿技术领域。具体而言，所述分离提纯方法依次包括对矿物的预处理、磁选、浮选除铅和浮选脱硫，其中，浮选除铅包括一次粗选、三次扫选和两次精选，浮选脱硫包括一次粗选、三次扫选和三次精选。本发明能够获得高纯度的锌精矿产品，其纯度可提高至99.48%；同时在分离提纯过程中获得了多种矿石副产品，且提纯后的尾矿仍可用作冶炼原料；方法工艺流程简单，成本低廉，易于工业化生产。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种锌精矿的分离提纯方法。
背景技术
我国锌资源丰富，在自然界中锌元素常常以闪锌矿或铁闪锌矿的形式出现；受如高温、高压等成矿条件影响，铁闪锌矿中铁的弥散性好，性能优异。高纯的闪锌矿或铁闪锌矿的矿物中含有丰富的硫位点和金属位点，常被用做光催化、吸附材料以及电极材料。因此，利用天然闪锌矿或铁闪锌矿的储量优势，是低成本地获取光催化、吸附材料等原材料的可行方法。
但是，高纯闪锌矿或铁闪锌矿的获取极为困难，受限于现有的提纯工艺制约，锌精矿的纯度仍然较低，仅约为75%~80%。这是由于闪锌矿中的锌原子极易被铁、铟、镉等金属原子所取代，从而产生电子心或电子穴心等，导致其晶体结构性能发生改变，且取代原子难以在常规分离工序中得到去除。当前，高纯闪锌矿或铁闪锌矿的获取主要采用水浴法和高温烧结进行人工合成，工艺复杂，能耗高，且合成后的高纯铁闪锌矿原子弥散性差，矿物性能难以控制。
《铁闪锌矿人工合成及浸出过程的热力学》（《过程工程学报》，2006，6(S1)：1-7）公开了一种高温烧结合成铁闪锌矿方法，通过将FeS与ZnS进行配料混匀后置于管状电炉中，通入惰性气体后，升高温度至900℃-1000℃烧结1h，可得到α-（Fe,Zn）S；但是，通过XRD检测结果可以发现，高温烧结过程中α-（Fe,Zn）S与β-（Fe,Zn）S存在着不完全转化，即始终会存在着部分纤锌矿，且合成后铁闪锌矿中铁原子的弥散性差，导致热容和热力学与高纯铁闪锌矿存在明显差异，且工艺复杂，能耗高。
《不同溶剂对ZnS纳米材料水热合成的影响》（《南通职业大学学报》，2019，33(01):94-97）公开了一种以二水合乙酸锌和硫代乙酰胺为原料，分别以水、无水乙醇、乙二胺为溶剂，水热合成ZnS的方法。但是对于ZnS而言，不同溶剂用量条件下易生成不同晶型的ZnS，晶形难以控制。
有鉴于此，特提出本发明。
发明内容
本发明的目的在于提供一种锌精矿的提纯方法，主要用于解决现有的通过人工合成路线制备高纯闪锌矿（或铁闪锌矿）的方法存在铁闪锌矿原子弥散性差、矿物晶型或性质难以控制、工艺成本高、方法复杂等技术缺陷；本发明通过对锌精矿进行多道次除杂作业，在保留闪锌矿自身性质的前提下，获得高纯度锌精矿产品。
为了实现本发明的上述目的，特采用以下技术方案：
一种锌精矿的分离提纯方法，包括如下步骤：
（1）、将锌精矿依次进行研磨、酸洗和固液分离，得到预处理后的含锌矿料；
（2）、将所述含锌矿料进行磁选分离，得到磁黄铁矿和磁选尾矿；
（3）、将所述磁选尾矿配制成浆后进行浮选除铅；
所述浮选除铅包括：将所述磁选尾矿进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；再将所述粗选尾矿进行三次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿；再将所述粗选精矿进行两次精选，得到铅精矿；
（4）、将所述扫选尾矿进行浮选脱硫；
所述浮选脱硫包括：将所述扫选尾矿进行第二粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿；将所述第二粗选尾矿进行三次第二扫选，得到硫尾矿；再将所述第二粗选精矿进行三次第二精选，得到高纯锌精矿。
与现有技术相比，本发明的有益效果为：
（1）本发明通过预处理、磁选以及多道除杂浮选作业，能够获得高纯度的锌精矿产品，其纯度可提高至99.48%；同时，在分离提纯过程中获得了多种矿石副产品，且提纯后的尾矿仍可用作冶炼原料；直接或间接提高了工艺产品的附加价值。此外，本发明的分离提纯方法工艺流程简单，成本低廉，易于工业化生产。
（2）本发明通过矿物表面酸洗、磁选、浮选等工艺联合，提纯得到的锌精矿纯度高，可直接用作光催化、电极等领域的矿物原料应用；本发明有效地避免了常规采用水浴法和高温烧结进行人工合成高纯闪锌矿（或铁闪锌矿）所导致的工艺难以有效控制、工艺成本高等技术难题。
附图说明
为了更清楚地说明本发明具体实施方式或现有技术中的技术方案，下面将对具体实施方式或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施方式，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1提供了本发明的实施例1的浮选工艺流程图；
图2提供了本发明的试验例的高温烧结合成铁闪锌矿的XRD图；
图3提供了本发明的实施例3的锌精矿的XRD图。
具体实施方式
下面将结合附图和具体实施方式对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述，但是本领域技术人员将会理解，下列所描述的实施例是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例，仅用于说明本发明，而不应视为限制本发明的范围。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。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。此外，术语“一”、“二”、“1”等仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性。
本发明在于提供一种锌精矿的分离提纯方法。所述分离提纯方法包括如下步骤：（1）、将锌精矿依次进行研磨、酸洗和固液分离，得到预处理后的含锌矿料；（2）、将所述含锌矿料进行磁选分离，得到磁黄铁矿和磁选尾矿；（3）、将所述磁选尾矿配制成浆后进行浮选除铅；所述浮选除铅包括：将所述磁选尾矿进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；再将所述粗选尾矿进行三次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿；再将所述粗选精矿进行两次精选，得到铅精矿；（4）、将所述扫选尾矿进行浮选脱硫；所述浮选脱硫包括：将所述扫选尾矿进行第二粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿；将所述第二粗选尾矿进行三次第二扫选，得到硫尾矿；再将所述第二粗选精矿进行三次第二精选，得到高纯锌精矿。
作为一种优选的实施方式，本发明的所述锌精矿是指：自然开采获得的含锌多金属矿石经过破碎、研磨、浮选等选矿方法所获得的含锌量较高的锌矿石料；所述锌精矿优选具有如下组分性质：锌品味 40.00%~45.00%，铁品味 1.00%~15.00%，硫品味 23.00%~30.00%；
作为一种更优选的实施方式，所述锌精矿的组分含量至少包括：锌、铁、铅、硫、铟、锡、石英；所述锌精矿中还可能包括其他微量元素组分或脉石，依据矿源情况而存在较强的差异性，在本发明中不对组分的具体元素进行限定。
在本发明中步骤（1）中首先将锌精矿进行细粒级研磨，再通过酸洗处理，酸洗的目的主要在于稀释矿物表面的氧化层，待酸洗后清洗、脱水，即可实现锌精矿的初步处理。
作为一种优选的实施方式，在步骤（1）中，所述研磨的粒度为200目~400目；作为一种可选的实施方式，包括但不限于200、210、220、230、240、250、260、270、280、290、300、310、320、330、340、350、360、370、380、390、400（目）中的任意一种或是任意两种所构成的数值区间。
作为一种优选的实施方式，在步骤（1）中，所述酸洗所采用的酸包括盐酸；
作为一种更优选的实施方式，所述酸洗所采用的酸为稀酸，质量浓度为5%~15%；进一步优选的情况时稀酸浓度为10%；本领域技术人员可以依据矿石的氧化情况适应性选择酸洗所用的酸的用量，在进一步优选的情况中，以矿物的质量计，酸的投加量为1000g/t~2000g/t。
作为一种优选的实施方式，在步骤（1）中，所述固液分离采用抽滤；作为一种更优选的实施方式，进行所述抽滤后对滤饼进行水洗，再进行脱水，得到预处理后的含锌矿料；
作为一种更优选的实施方式，所述脱水为真空脱水；即在真空条件下于20℃~30℃烘干3h~5h。
在本发明中步骤（2）中通过磁选将具有磁性的磁铁矿、磁黄铁矿等与铬矿分离去除；磁选能够高效地筛分锌精矿，适应性强，且能够实现批量化处理，并降低了后续浮选工序中的尾矿排放量。
作为一种优选的实施方式，在步骤（2）中，所述磁选的磁场强度为4500Gs~10000Gs；作为一种可选的实施方式，包括但不限于200、210、220、230、240、250、260、270、280、290、300、310、320、330、340、350、360、370、380、390、400（目）中的任意一种或是任意两种所构成的数值区间。
在本发明中步骤（3）中通过特定的浮选工艺进行分选除铅，在获得含锌尾矿的同时能够获得副产品铅精矿。在优选的情况时采用特定的浮选药剂，包括捕收剂、抑制剂和起泡剂，能够提高铅的分离效率，有助于在后续步骤中获得高品位锌精矿。所述的浮选除铅包括依次进行的一次粗选、三次扫选和两次精选。
作为一种优选的实施方式，在步骤（3）中，每次所述扫选得到的所述扫选尾矿进入下一级所述扫选，每次所述扫选得到的所述扫选精矿返回至上一级浮选，构成循环；同时，每次所述精选得到的精选精矿进入下一级精选，每次所述精选得到的精选尾矿返回至上一级浮选，构成循环。
作为一种优选的实施方式，在步骤（3）前，以石灰调整矿浆的pH至10~11。
作为一种优选的实施方式，在步骤（3）前，加水调整矿浆的质量浓度为20%~30%。
作为一种优选的实施方式，在步骤（3）中，所述粗选的浮选药剂包括捕收剂、抑制剂和起泡剂；所述捕收剂包括乙硫氮，所述抑制剂包括氰基丙烯酸乙酯和亚硫酸钠，所述起泡剂包括2#油；
作为一种更优选的实施方式，所述氰基丙烯酸乙酯和所述亚硫酸钠的质量比为（1~5）：1；进一步优选时选用3：1；
作为一种更优选的实施方式，对于步骤（3）的所述粗选，以矿浆的质量计，所述抑制剂的用量为600g/t~1000g/t，所述捕收剂的用量为120g/t~150g/t，所述起泡剂的用量为20g/t~35g/t。
作为一种优选的实施方式，在步骤（3）中，所述扫选的浮选药剂包括捕收剂，所述捕收剂的选择与本步骤中的所述粗选保持一致（即所述扫选中采用的所述捕收剂包括乙硫氮）；
作为一种更优选的实施方式，对于步骤（3）的所述扫选，以矿浆的质量计，所述捕收剂的用量总量为30g/t~70g/t；且在三次所述扫选中，所述捕收剂的投加量逐次递减。
作为一种更优选的实施方式，对于步骤（3）的所述扫选，以矿浆的质量计，第一次所述扫选的所述捕收剂用量为20g/t~40g/t，第二次所述扫选的所述捕收剂用量为10g/t~30g/t，第三次所述扫选中通常不添加额外的所述捕收剂。
作为一种优选的实施方式，在步骤（3）中，所述精选的浮选药剂包括抑制剂，所述抑制剂的选择与本步骤中的所述粗选保持一致（即所述精选的所述抑制剂包括氰基丙烯酸乙酯和亚硫酸钠）；
作为一种更优选的实施方式，对于步骤（3）的所述精选，矿浆的质量计，所述抑制剂的用量总量为300g/t~350g/t；
作为一种更优选的实施方式，对于步骤（3）的所述精选，以矿浆的质量计，第一次所述精选的所述抑制剂用量为200g/t~250g/t，第二次所述精选的所述抑制剂用量为100g/t~150g/t。
在本发明中步骤（4）中通过特定的浮选工艺进行分选除硫，在获得副产品含硫尾矿的同时能够获取高纯锌精矿。在优选的情况时采用特定的浮选药剂，能够提高锌、硫的分离效率，有助于获得高品位锌精矿。所述的浮选除铅包括依次进行的一次粗选、三次扫选和三次精选。
作为一种优选的实施方式，在步骤（4）中，每次所述第二扫选得到的所述第二扫选尾矿进入下一级所述第二扫选，每次所述第二扫选得到的第二扫选精矿返回至上一级浮选，构成循环；同时，每次所述第二精选得到的精选精矿进入下一级精选，每次所述第二精选得到的精选尾矿返回至上一级浮选，构成循环。
作为一种优选的实施方式，在步骤（4）前，加水调整矿浆的浓度为30%~35%。
作为一种优选的实施方式，在步骤（4）前，以石灰调整矿浆的pH至11~12。
作为一种优选的实施方式，在步骤（4）中，所述粗选的浮选药剂包括抑制剂；所述抑制剂包括腐殖酸钠；
作为一种更优选的实施方式，对于步骤（4）的所述粗选，以矿浆的质量计，所述抑制剂的用量为2000g/t~2500g/t。
作为一种优选的实施方式，在步骤（4）中，所述精选的浮选药剂包括抑制剂，所述抑制剂的选择与本步骤中的所述粗选保持一致；
作为一种更优选的实施方式，对于步骤（4）的所述精选，以矿浆的质量计，所述抑制剂的用量总量为400g/t~850g/t；
作为一种更优选的实施方式，对于步骤（4）的所述精选，以矿浆的质量计，第一次所述精选的所述抑制剂用量为200g/t~400g/t，第二次所述精选的所述抑制剂用量为150g/t~300g/t，第三次所述精选中通常不添加所述抑制剂为50g/t~150g/t。
实施例1
本实施例采用的矿物原料为内蒙古某地锌精矿。该矿石主要矿物组成为磁铁矿、黄铁矿、石英以及少量方铅矿等；矿石中主要有价元素锌、硫和铁的平均品位分别为40%、30%和1.24%。
本实施例包括以下步骤，如图1所示提供了本实施例的工艺流程：
（1）含锌精矿预处理：将含锌精矿破碎研磨至300目，加入10%盐酸；以含锌精矿的质量计，盐酸的投加量为1500g/t；不断搅拌，10分钟后进行抽滤，对滤饼进行清洗，在真空条件下，20℃烘干3小时，得到初步处理的含锌矿物；
（2）磁选预处理：将步骤（1）得到的含锌矿物经磁选机进行磁选，脱除磁黄铁矿，得到磁选尾矿，磁场强度为4500高斯；
（3）除铅浮选作业包括一次粗选、两次精选和三次扫选，详细步骤如下：
（31）一次粗选：将步骤（2）得到的磁选尾矿用石灰调节pH值为10，调浆后进行一次粗选作业，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选所添加的抑制剂为氰基丙烯酸乙酯和亚硫酸钠按照3：1质量比的混合物，抑制剂的用量以矿浆的质量计为600g/t；捕收剂为乙硫氮，捕收剂的用量以矿浆的质量计为130g/t；起泡剂为2#油，起泡剂的用量以矿浆的质量计为30g/t；
（32）三次扫选：将粗选尾矿的矿浆进行三次扫选作业，获得扫选精矿和扫选尾矿，扫选Ⅰ、扫选Ⅱ中采用捕收剂乙硫氮，扫选Ⅰ、扫选Ⅱ的捕收剂用量分别以矿浆计为40g/t和30g/t，扫选Ⅲ不添加捕收剂；
扫选Ⅰ得到的尾矿浆作为扫选Ⅱ的浮选料浆，扫选Ⅱ的尾矿浆作为扫选Ⅲ的浮选料浆；扫选Ⅲ的尾矿浆为含锌尾矿；
扫选Ⅰ得到的精矿返回至（31）的粗选中形成闭路循环，扫选Ⅱ得到的精矿返回至扫选Ⅰ中形成闭路循环，扫选Ⅲ得到的精矿返回至扫选Ⅱ中形成闭路循环；
（33）两次精选：将粗选精矿的矿浆进行两次精选作业，在精选Ⅰ时，加入抑制剂氰基丙烯酸乙酯和亚硫酸钠的混合物，二者质量比为3:1，精选Ⅰ、精选Ⅱ的抑制剂的用量分别以矿浆的质量计为200g/t、100g/t，通过抑制含锌矿物得到含铅精矿；
精选Ⅰ得到的精矿也为含铅矿物，进行精选Ⅱ得到含铅高的矿物；
精选Ⅰ得到的尾矿浆返回至（31）的粗选中形成闭路循环，精选Ⅱ得到的尾矿浆返回至精选Ⅰ中形成闭路循环；
（4）脱硫作业包括一次粗选、三次精选和三次扫选，具体步骤如下：
（41）一次粗选：用水调节步骤（3）中的含锌尾矿的矿浆浓度至30%，调节矿浆pH至11，而后进行一次粗选作业，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选所添加的抑制剂为腐植酸钠，抑制剂的用量以矿浆的质量计为2500g/t；
（42）三次精选：将粗选精矿的矿浆进行三次精选作业，得到高纯锌精矿；精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ中采用抑制剂腐殖酸钠，精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ中抑制剂的用量分别以矿浆计为350g/t、250g/t、100g/t；
精选Ⅰ得到的尾矿返回至（41）的粗选中形成闭路循环，精选Ⅱ得到的尾矿返回至精选Ⅰ中形成闭路循环，精选Ⅲ得到的尾矿返回至精选Ⅱ中形成闭路循环；
精选Ⅰ得到的精矿浆作为精选Ⅱ的浮选料浆，精选Ⅱ的精矿浆作为精选Ⅲ的浮选料浆，精选Ⅲ的精矿浆作为高纯锌精矿产品；
（43）三次扫选：将（41）的粗选尾矿的矿浆进行三次扫选作业；
扫选Ⅰ得到的精矿返回至（41）的粗选中形成闭路循环，扫选Ⅱ得到的精矿返回至扫选Ⅰ中形成闭路循环，扫选Ⅲ得到的精矿返回至扫选Ⅱ中形成闭路循环；
扫选Ⅰ得到的尾矿浆作为扫选Ⅱ的浮选料浆，扫选Ⅱ的尾矿浆作为扫选Ⅲ的浮选料浆，扫选Ⅲ的尾矿浆经干燥后获得含硫尾矿。
（5）通过以上步骤，在步骤（42）中获得高纯锌精矿，其中锌含量为60%，铁含量为1.45%，硫含量为37.08%，锌精矿纯度为98.53%。
另外，在步骤（2）中获得磁黄铁矿为副产物，品质为10.26%；
在步骤（33）中获得含铅矿物为副产物，品质为20.01%；
在步骤（43）中获得含硫尾矿为副产物，品质为40.12%。
实施例2
本实施例采用的矿物原料为云南某地锌精矿。该矿石主要矿物组成为磁铁矿、黄铁矿、毒砂、石英、长石以及少量方铅矿等；矿石中主要有价元素锌、硫和铁的平均品位分别为41.50%、23.61%和7.45%。本实施例包括以下步骤：
（1）含锌精矿预处理：将含锌精矿破碎研磨至300目，加入10%盐酸；以含锌精矿的质量计，盐酸的投加量为1500g/t；不断搅拌，10分钟后进行抽滤，对滤饼进行清洗，在真空条件下，25℃烘干5小时，得到初步处理的含锌矿物；
（2）磁选预处理：将步骤（1）得到的含锌矿物经磁选机进行磁选，脱除磁黄铁矿，得到磁选尾矿，磁场强度为8000高斯；
（3）除铅浮选作业包括一次粗选、两次精选和三次扫选，详细步骤如下：
（31）一次粗选：将步骤（2）得到的磁选尾矿用石灰调节pH值为11，调浆后进行一次粗选作业，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选所添加的抑制剂为氰基丙烯酸乙酯和亚硫酸钠按照3：1质量比的混合物，抑制剂的用量以矿浆的质量计为800g/t；捕收剂为乙硫氮，捕收剂的用量以矿浆的质量计为150g/t；起泡剂为2#油，起泡剂的用量以矿浆的质量计为35g/t；
（32）三次扫选：将粗选尾矿的矿浆进行三次扫选作业，获得扫选精矿和扫选尾矿，扫选Ⅰ、扫选Ⅱ中采用捕收剂乙硫氮，扫选Ⅰ、扫选Ⅱ的捕收剂用量分别以矿浆计为30g/t、20g/t，扫选Ⅲ不添加捕收剂；
扫选Ⅰ得到的尾矿浆作为扫选Ⅱ的浮选料浆，扫选Ⅱ的尾矿浆作为扫选Ⅲ的浮选料浆；扫选Ⅲ的尾矿浆为含锌尾矿；
扫选Ⅰ得到的精矿返回至（31）的粗选中形成闭路循环，扫选Ⅱ得到的精矿返回至扫选Ⅰ中形成闭路循环，扫选Ⅲ得到的精矿返回至扫选Ⅱ中形成闭路循环；
（33）两次精选：将粗选精矿的矿浆进行两次精选作业，在精选Ⅰ时，加入抑制剂氰基丙烯酸乙酯和亚硫酸钠的混合物，二者质量比为3:1，精选Ⅰ、精选Ⅱ的抑制剂的用量分别以矿浆的质量计为220g/t、110g/t，通过抑制含锌矿物得到含铅精矿；
精选Ⅰ得到的精矿也为含铅矿物，进行精选Ⅱ得到含铅高的矿物；
精选Ⅰ得到的尾矿浆返回至（31）的粗选中形成闭路循环，精选Ⅱ得到的尾矿浆返回至精选Ⅰ中形成闭路循环；
（4）脱硫作业包括一次粗选、三次精选和三次扫选，具体步骤如下：
（41）一次粗选：用水调节步骤（3）中的含锌尾矿的矿浆浓度至35%，调节矿浆pH至12，而后进行一次粗选作业，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选所添加的抑制剂为腐植酸钠，抑制剂的用量以矿浆的质量计为2350g/t；
（42）三次精选：将粗选精矿的矿浆进行三次精选作业，得到高纯锌精矿；精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ中采用抑制剂腐殖酸钠，精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ中抑制剂的用量分别以矿浆计为400g/t、300g/t、150g/t；
精选Ⅰ得到的尾矿返回至（41）的粗选中形成闭路循环，精选Ⅱ得到的尾矿返回至精选Ⅰ中形成闭路循环，精选Ⅲ得到的尾矿返回至精选Ⅱ中形成闭路循环；
精选Ⅰ得到的精矿浆作为精选Ⅱ的浮选料浆，精选Ⅱ的精矿浆作为精选Ⅲ的浮选料浆，精选Ⅲ的精矿浆作为高纯锌精矿产品；
（43）三次扫选：将（41）的粗选尾矿的矿浆进行三次扫选作业；
扫选Ⅰ得到的精矿返回至（41）的粗选中形成闭路循环，扫选Ⅱ得到的精矿返回至扫选Ⅰ中形成闭路循环，扫选Ⅲ得到的精矿返回至扫选Ⅱ中形成闭路循环；
扫选Ⅰ得到的尾矿浆作为扫选Ⅱ的浮选料浆，扫选Ⅱ的尾矿浆作为扫选Ⅲ的浮选料浆，扫选Ⅲ的尾矿浆经干燥后获得含硫尾矿。
（5）通过以上步骤，在步骤（42）中获得高纯锌精矿，其中锌含量为50%，铁含量为7.21%，硫含量为40.26%，锌精矿纯度为97.47%。
另外，在步骤（2）中获得磁黄铁矿为副产物，品质为11.36%；
在步骤（33）中获得含铅矿物为副产物，品质为21.69%；
在步骤（43）中获得含硫尾矿为副产物，品质为42.01%。
实施例3
本实施例采用的矿物原料为广西某地锌精矿。该矿石主要矿物组成为磁铁矿、黄铁矿、石英以及少量方铅矿等；矿石中主要有价元素锌、硫和铁的平均品位分别为45%、28%和15%。本实施例包括以下步骤：
（1）含锌精矿预处理：将含锌精矿破碎研磨至400目，加入10%盐酸；以含锌精矿的质量计，盐酸的投加量为1800g/t；不断搅拌，15分钟后进行抽滤，对滤饼进行清洗，在真空条件下，30℃烘干5小时，得到初步处理的含锌矿物；
（2）磁选预处理：将步骤（1）得到的含锌矿物经磁选机进行磁选，脱除磁黄铁矿，得到磁选尾矿，磁场强度为10000高斯；
（3）除铅浮选作业包括一次粗选、两次精选和三次扫选，详细步骤如下：
（31）一次粗选：将步骤（2）得到的磁选尾矿用石灰调节pH值为11，调浆后进行一次粗选作业，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选所添加的抑制剂为氰基丙烯酸乙酯和亚硫酸钠按照3：1质量比的混合物，抑制剂的用量以矿浆的质量计为1000g/t；捕收剂为乙硫氮，捕收剂的用量以矿浆的质量计为120g/t；起泡剂为2#油，起泡剂的用量以矿浆的质量计为20g/t；
（32）三次扫选：将粗选尾矿的矿浆进行三次扫选作业，获得扫选精矿和扫选尾矿，扫选Ⅰ、扫选Ⅱ中采用捕收剂乙硫氮，扫选Ⅰ、扫选Ⅱ的捕收剂用量分别以矿浆计为40g/t和20g/t，扫选Ⅲ不添加捕收剂；
扫选Ⅰ得到的尾矿浆作为扫选Ⅱ的浮选料浆，扫选Ⅱ的尾矿浆作为扫选Ⅲ的浮选料浆；扫选Ⅲ的尾矿浆为含锌尾矿；
扫选Ⅰ得到的精矿返回至（31）的粗选中形成闭路循环，扫选Ⅱ得到的精矿返回至扫选Ⅰ中形成闭路循环，扫选Ⅲ得到的精矿返回至扫选Ⅱ中形成闭路循环；
（33）两次精选：将粗选精矿的矿浆进行两次精选作业，在精选Ⅰ时，加入抑制剂氰基丙烯酸乙酯和亚硫酸钠的混合物，二者质量比为3:1，精选Ⅰ、精选Ⅱ的抑制剂的用量分别以矿浆的质量计为250g/t、100g/t，通过抑制含锌矿物得到含铅精矿；
精选Ⅰ得到的精矿也为含铅矿物，进行精选Ⅱ得到含铅高的矿物；
精选Ⅰ得到的尾矿浆返回至（31）的粗选中形成闭路循环，精选Ⅱ得到的尾矿浆返回至精选Ⅰ中形成闭路循环；
（4）脱硫作业包括一次粗选、三次精选和三次扫选，具体步骤如下：
（41）一次粗选：用水调节步骤（3）中的含锌尾矿的矿浆浓度至35%，调节矿浆pH至12，而后进行一次粗选作业，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选所添加的抑制剂为腐植酸钠，抑制剂的用量以矿浆的质量计为2000g/t；
（42）三次精选：将粗选精矿的矿浆进行三次精选作业，得到高纯锌精矿；其中，将本步骤获得的高纯锌精矿进行XRD测试，得到如图3所示的XRD图谱；
精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ中采用抑制剂腐殖酸钠，精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ中抑制剂的用量分别以矿浆计为250g/t、150g/t、50g/t；
精选Ⅰ得到的尾矿返回至（41）的粗选中形成闭路循环，精选Ⅱ得到的尾矿返回至精选Ⅰ中形成闭路循环，精选Ⅲ得到的尾矿返回至精选Ⅱ中形成闭路循环；
精选Ⅰ得到的精矿浆作为精选Ⅱ的浮选料浆，精选Ⅱ的精矿浆作为精选Ⅲ的浮选料浆，精选Ⅲ的精矿浆作为高纯锌精矿产品；
（43）三次扫选：将（41）的粗选尾矿的矿浆进行三次扫选作业；
扫选Ⅰ得到的精矿返回至（41）的粗选中形成闭路循环，扫选Ⅱ得到的精矿返回至扫选Ⅰ中形成闭路循环，扫选Ⅲ得到的精矿返回至扫选Ⅱ中形成闭路循环；
扫选Ⅰ得到的尾矿浆作为扫选Ⅱ的浮选料浆，扫选Ⅱ的尾矿浆作为扫选Ⅲ的浮选料浆，扫选Ⅲ的尾矿浆经干燥后获得含硫尾矿。
（5）通过以上步骤，在步骤（42）中获得高纯锌精矿，其中锌含量为51.68%，铁含量为14.29 %，硫含量为33.51%，锌精矿纯度为99.48%。
另外，在步骤（2）中获得磁黄铁矿为副产物，品质为12.31%；
在步骤（33）中获得含铅矿物为副产物，品质为21.98%；
在步骤（43）中获得含硫尾矿为副产物，品质为40.87%。
试验例
取FeS和ZnS按照质量比1：1混合均匀后置于管式炉中，由起始温度50℃升温至300℃，保温两小时后，继续升温至800℃，烧结两小时后冷却至室温，得到合成铁闪锌矿。如图2所示提供了高温合成铁闪锌矿的XRD图；通过如图2、图3的XRD检测对比可以发现，经过高温烧结得到的（Fe,Zn）S，其晶面暴露以及晶型与高纯铁闪锌矿相比均存在明显差异，铁原子分布集中，存在纤锌矿的物相。
综上所述，通过本发明提出的锌精矿提纯方法，可以有效的降低锌精矿中的杂质含量，提高其精矿质量，所得纯度可达99.48%。且提纯后的尾矿仍可用作冶炼原料。间接提高了产品附加值，而且工艺流程简单，无杂相存在。
尽管已用具体实施例来说明和描述了本发明，然而应意识到，以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案，而非对其限制；本领域的普通技术人员应当理解：在不背离本发明的精神和范围的情况下，可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的范围；因此，这意味着在所附权利要求中包括属于本发明范围内的所有这些替换和修改。
Claims (10)
1.一种锌精矿的分离提纯方法，其特征在于，所述分离提纯方法包括如下步骤：
（1）、将锌精矿依次进行研磨、酸洗和固液分离，得到预处理后的含锌矿料；
（2）、将所述含锌矿料进行磁选分离，得到磁黄铁矿和磁选尾矿；
（3）、将所述磁选尾矿配制成浆后进行浮选除铅；
所述浮选除铅包括：将所述磁选尾矿进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；再将所述粗选尾矿进行三次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿；再将所述粗选精矿进行两次精选，得到铅精矿；
（4）、将所述扫选尾矿进行浮选脱硫；
所述浮选脱硫包括：将所述扫选尾矿进行第二粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿；将所述第二粗选尾矿进行三次第二扫选，得到硫尾矿；再将所述第二粗选精矿进行三次第二精选，得到高纯锌精矿。
2.根据权利要求1所述的锌精矿的分离提纯方法，其特征在于，所述锌精矿中的锌品味为40.00%~45.00%，铁品味为1.00%~15.00%，硫品味为23.00%~30.00%。
3.根据权利要求1所述的锌精矿的分离提纯方法，其特征在于，在步骤（1）中，所述研磨的粒度为200目~400目。
4.根据权利要求1所述的锌精矿的分离提纯方法，其特征在于，在步骤（1）中，所述酸洗所采用的酸包括质量浓度为5%~15%的盐酸。
5.根据权利要求1所述的锌精矿的分离提纯方法，其特征在于，在步骤（1）的所述固液分离后还包括含锌矿料的脱水；
所述脱水包括在真空条件下于20℃~30℃烘干3h~5h。
6.根据权利要求1所述的锌精矿的分离提纯方法，其特征在于，在步骤（2）中，所述磁选的磁场强度为4500Gs~10000Gs。
7.根据权利要求1所述的锌精矿的分离提纯方法，其特征在于，在步骤（3）前，加水配制所述磁选尾矿的矿浆，矿浆的质量浓度为20%~30%；
而后以石灰调整矿浆的pH至10~11。
8.根据权利要求1所述的锌精矿的分离提纯方法，其特征在于，步骤（3）所使用的浮选药剂包括如下特征（A）~（D）中的至少一种：
（A）所述浮选药剂包括捕收剂、抑制剂和起泡剂；其中，所述捕收剂包括乙硫氮，所述抑制剂包括氰基丙烯酸乙酯和亚硫酸钠，所述起泡剂包括2#油；
（B）在粗选中，以矿浆的质量计，抑制剂的用量为600g/t~1000g/t，捕收剂的用量为120g/t~150g/t，起泡剂的用量为20g/t~35g/t；
（C）在扫选中，以矿浆的质量计，捕收剂的用量为30g/t~70g/t；
（D）在精选中，以矿浆的质量计，抑制剂的用量为300g/t~350g/t。
9.根据权利要求1所述的锌精矿的分离提纯方法，其特征在于，在步骤（4）前，加水调整所述扫选尾矿的矿浆浓度为30%~35%；
以石灰调整矿浆的pH至11~12。
10.根据权利要求1所述的锌精矿的分离提纯方法，其特征在于，步骤（4）所使用的浮选药剂包括如下特征（a）~（c）中的至少一种：
（a）所述浮选药剂包括抑制剂；其中，所述抑制剂包括腐殖酸钠；
（b）在第二粗选中，以矿浆的质量计，抑制剂的用量为2000g/t~2500g/t；
（c）在第二精选中，以矿浆的质量计，抑制剂的用量为400g/t~850g/t。
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