CN117960366A - 一种氧化锌矿浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种氧化锌矿浮选方法，包含以下步骤：步骤一)混合浮选：向矿浆中加入硫化锌活化剂、混合浮选捕收剂和起泡剂进行浮选，得到混合粗精矿和粗选尾矿；步骤二)粗粒氧化锌浮选：向粗选尾矿矿浆中加入矿浆调整剂、氧化锌活化剂、氧化锌捕收剂进行浮选，得到粗粒氧化锌精矿；粗粒氧化锌浮选浓度为15％～25％；步骤三)将混合粗精矿进行精选，得到硫化锌精矿和中矿；步骤四)细粒氧化锌浮选：将中矿进行脱泥处理后得到中矿矿浆，向中矿矿浆中加入矿浆调整剂、氧化锌活化剂、氧化锌捕收剂进行浮选，获得细粒氧化锌精矿；细粒氧化锌浮选浓度为10％～20％。
Description
技术领域
本发明涉及矿物分选加工技术领域，具体涉及一种氧化锌矿浮选方法。
背景技术
自然界中，含锌矿石以硫化矿和氧化矿的两种形式存在，随着矿产资源不断开发利用，易选硫化锌矿资源量迅速减少，与此同时储量丰富的氧化锌矿资源却由于技术瓶颈而处于未利用或低效率利用的状态。因此，加强氧化锌矿的资源高效利用具有重要意义。氧化锌资源一般矿物组成复杂、细泥与可溶性盐含量高，矿石极难选别，导致目前氧化锌矿常规浮选工艺指标并不理想。
含泥量高的复杂氧锌矿的浮选一直工艺仍是难以解决的问题。近年针对氧化锌矿浮选技术多种多样，比如有采用脂肪酸类药剂对氧化锌矿物进行直接浮选等。但目前研究主要集中在药剂的优化和研发方面，对氧化锌浮选工艺流程的优化研究较少。目前，处理含泥氧化铅锌矿最常用的选矿工艺为脱泥-浮选工艺。但是这种方法氧化锌损失较大，为了进一步提高氧化锌矿的锌回收率和精矿的品位，需要提供更高效的浮现方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种氧化锌矿浮选方法，以对氧化锌矿进行高效的浮选，提高锌回收率和精矿的品位。本发明是采用以下的技术方案实现的：
一种氧化锌矿浮选方法，包含以下步骤：
步骤一)混合浮选：向矿浆中加入硫化锌活化剂、混合浮选捕收剂和起泡剂进行浮选，得到混合粗精矿和粗选尾矿；
步骤二)粗粒氧化锌浮选：向粗选尾矿矿浆中加入矿浆调整剂、氧化锌活化剂、氧化锌捕收剂进行浮选，得到粗粒氧化锌精矿；所述粗粒氧化锌浮选的浮选浓度为15％～25％；
步骤三)将混合粗精矿进行精选，得到硫化锌精矿和中矿；
步骤四)细粒氧化锌浮选：将中矿进行脱泥处理后得到中矿矿浆，向中矿矿浆中加入矿浆调整剂、氧化锌活化剂、氧化锌捕收剂进行浮选，获得细粒氧化锌精矿；所述细粒氧化锌浮选的浮选浓度为10％～20％。
可选的，所述步骤一)中进行多段混合浮选，将每段混合浮选得到的混合粗精矿合并进行精选；所述步骤三中，进行多段精选；
可选的，所述步骤一)中进行2～4段混合浮选，所述步骤三中，进行2～4段精选。
所述步骤一)中硫化锌活化剂、混合浮选捕收剂和起泡剂的重量比为：50-200：10-150：5-25。
优选的，混合浮选捕收剂的加入量为每吨矿物干矿加入10～100g。
优选的，所述硫化锌活化剂为硫酸铜。
可选的，所述混合浮选捕收剂为高级黄药、黑药与脂肪胺构成的组合捕收剂，高级黄药、黑药与脂肪胺的重量比为20～30:20～30:1。
可选的，所述高级黄药选自丁基黄药、异戊基黄药、戊黄药中的至少一种，黑药选自丁基钠黑药、丁基铵黑药、异丙基铵黑药中的至少一种或多种。脂肪胺选自十二胺、十六胺、十八胺中的一种至少一种。
可选的，所述起泡剂为2号油、MIBC、二聚乙二醇甲醚等醇类或醚醇类物质中的至少一种。
可选的，矿浆调整剂为碳酸钠和六偏磷酸钠构成的组合调整剂，用量比例为10～20:1
可选的，氧化锌捕收剂为脂肪胺、烷基丙二胺和聚乙二醇组成，脂肪胺、烷基丙二胺和聚乙二醇的重量比为为10～15：1～4:1～4。
可选的，脂肪胺选自十二胺、十六胺、十八胺中的至少一种，烷基丙二胺选自N-椰子基-1,3-丙二胺、N-牛脂基-1,3-丙二胺、N-仲烷基-1,3-丙二胺中的至少一种。
可选的，所述聚乙二醇数均分子量为400。
可选的，所述氧化锌活化剂为硫化钠。
可选的，粗粒氧化锌浮选中，矿浆调整剂、氧化锌活化剂、氧化锌捕收剂的重量比为：100-300：400-800：5-15；
可选的，粗粒氧化锌浮选中，氧化锌捕收剂的加入量为每吨混合粗精矿干矿加入50-100g。
可选的，矿浆调整剂、氧化锌活化剂、氧化锌捕收剂的重量比为：300-600：400-800：5-15；
可选的，所述细粒氧化锌浮选中，氧化锌捕收剂的加入量为每吨中矿干矿加入50-100g。
可选的，所述粗粒氧化锌精矿，所述粗粒氧化锌精矿粒度为大于0.030mm的颗粒含量大于70％；所述细粒氧化锌精矿粒度为小于0.030mm的颗粒含量大于70％。
可选的，所述步骤一)中矿石最终细度小于0.074mm粒级占75％～90％，最终入浮矿浆质量浓度为20％～30％。
本发明与现有技术相比，具有以下优点和效果：
本发明先将硫化锌、细粒氧化锌和矿泥进行混合浮选，为粗粒氧化锌浮选提供了有利浮选环境，由于没有易浮矿泥的负面影响，在浮选浓度为15％～25％的条件下，添加少量矿浆调整剂便可进行氧化锌浮选，且能够获得高品位的粗粒氧化锌精矿。本发明将细粒氧化锌通过浮选的方式与粗粒氧化锌分离，对粗粒氧化锌和细粒氧化锌分别进行浮选作业，为两种粒度的氧化锌矿物分别制定不同的浮选药剂制度和浮选条件，粗粒氧化锌浮选添加的矿浆调整剂相对较少，避免了调整剂过量对其产生抑制。细粒氧化锌浮选添加的矿浆调整剂相对较多，且其较优的浮选浓度为10％～20％。本发明仅对混合浮选的中矿采取脱泥作用，混合浮选尾矿中的细粒矿物将不再影响粗粒氧化锌矿物浮选，因此，本工艺的细泥脱泥量低于传统工艺全粒级脱泥，减少了随细泥脱除造成的氧化锌损失。
本发明中氧化锌捕收剂由脂肪胺、烷基丙二胺和聚乙二醇组成。烷基丙二胺与脂肪胺混用可以提高脂肪胺的作用效果。聚乙二醇作为助溶剂能够促进胺类药剂在矿浆中的分散，提高其作用效率。三者组合起到了协同增效的目的。
附图说明
图1是实施例1中的浮选流程图。
具体实施方式
为了使本发明目的、技术方案更加清楚明白，对本发明作进一步详细说明。下述实施例中所述实验方法，如无特殊说明，均为常规方法：实施例中未注明具体技术或条件者，按照本领域内的文献所描述的技术或条件或按照产品说明书进行；所述试剂和材料，如无特殊说明，均可从商业途径获得。
实施例1：
如图1所示，某氧化锌矿含锌6.23％，氧化率为75％。矿石磨矿，获得浓度为30％、矿石细度为-0.074mm占75％的浮选矿浆。矿浆经三段混合粗选获得混合粗精矿和混合浮选尾矿。三段粗选硫酸铜用量分别为100g/t、20g/t、10g/t，组合捕收剂用量分别为100g/t、20g/t、10g/t。起泡剂2号油用量分别40g/t、30g/t、20g/t。组合捕收剂由丁基黄药、丁基钠黑药和十二胺组成，比例为10:10:1。
混合粗精矿经过三次精选，得到硫化锌精矿和中矿。
粗粒氧化锌浮选，向粗选尾矿矿浆中添加碳酸钠1000g/t、六偏磷酸钠100g/t、硫化钠3000g/t，氧化锌捕收剂50g/t。得到粗粒氧化锌精矿；粗粒氧化锌浮选浓度为20％。
细粒氧化锌浮选，将中矿进行脱泥处理后得到中矿矿浆，中矿矿浆中添加碳酸钠2000g/t、六偏磷酸钠150g/t、硫化钠3500g/t，氧化锌捕收剂40g/t。获得细粒氧化锌精矿；细粒氧化锌浮选浓度为12％。
氧化锌捕收剂由十二胺、N-椰子基-1,3-丙二胺、聚乙二醇组成，比例为10:1:3。
最终可以获得锌品位为26.45％、锌回收率为83.67％的总精矿(由硫化锌精矿、细粒氧化锌精矿及粗粒氧化锌精矿混合而成)。
实施例2：
如图1所示，某氧化锌矿含锌4.11％，氧化率为85％。矿石磨矿，获得浓度为30％、矿石细度为-0.074mm占75％的浮选矿浆。矿浆经三段混合粗选获得混合粗精矿和混合浮选尾矿。三段粗选硫酸铜用量分别为80g/t、20g/t、10g/t，组合捕收剂用量分别为80g/t、20g/t、10g/t。起泡剂2号油用量分别40g/t、30g/t、20g/t。组合捕收剂由丁基黄药、丁基钠黑药和十二胺组成，比例为10:10:1。
混合粗精矿经过三次精选，得到硫化锌精矿和中矿。
粗粒氧化锌浮选，向粗选尾矿矿浆中添加碳酸钠1500g/t、六偏磷酸钠100g/t、硫化钠3000g/t，氧化锌捕收剂40g/t。得到粗粒氧化锌精矿；粗粒氧化锌浮选浓度为20％。
细粒氧化锌浮选，细粒氧化锌浮选，将中矿进行脱泥处理后得到中矿矿浆，中矿矿浆中添加碳酸钠3000g/t、六偏磷酸钠150g/t、硫化钠3500g/t，氧化锌捕收剂30g/t。获得细粒氧化锌精矿；细粒氧化锌浮选浓度为10％
氧化锌捕收剂由十二胺、N-椰子基-1,3-丙二胺、聚乙二醇组成，比例为10:1:3。最终可以获得锌品位为24.23％、锌回收率为82.11％的总精矿(由硫化锌精矿、细粒氧化锌精矿及粗粒氧化锌精矿混合而成)。
对比例1：
与实施例1相比，其混合精矿精选所得中矿与粗选尾矿合并后进行全粒级脱泥，浮选浓度为20％，然后向脱泥矿浆中添加碳酸钠3000g/t、六偏磷酸钠150g/t、硫化钠3500g/t，氧化锌捕收剂60g/t进行全粒级浮选，获得总精矿锌品位为24.11％，回收率仅有79.83％。
对比例2：
与实施例1相比，其所用的氧化锌捕收剂替换为同等重量的十二胺，获得总精矿锌品位为24.54％，回收率为80.01％。
对比例3：
与实施例1相比，将粗粒氧化锌和细粒氧化锌的浮选浓度均为30％，获得总精矿锌品位为22.45％，回收率为80.37％。
此外，需要说明的是，当以上仅为本发明的优选实施例而已，并不用限于本发明，尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明，对于本领域的技术人员来说，其依然可以对前述各实施例记载的技术方案进行修改，或者对其中部分技术特征进行等同替换。凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种氧化锌矿浮选方法，其特征在于，包含以下步骤：
步骤一)混合浮选：向矿浆中加入硫化锌活化剂、混合浮选捕收剂和起泡剂进行浮选，得到混合粗精矿和粗选尾矿；
步骤二)粗粒氧化锌浮选：向粗选尾矿矿浆中加入矿浆调整剂、氧化锌活化剂、氧化锌捕收剂进行浮选，得到粗粒氧化锌精矿；所述粗粒氧化锌浮选的浮选浓度为15％～25％；步骤三)将混合粗精矿进行精选，得到硫化锌精矿和中矿；
步骤四)细粒氧化锌浮选：将中矿进行脱泥处理后得到中矿矿浆，向中矿矿浆中加入矿浆调整剂、氧化锌活化剂、氧化锌捕收剂进行浮选，获得细粒氧化锌精矿；所述细粒氧化锌浮选的浮选浓度为10％～20％。
2.根据权利要求1所述的氧化锌矿浮选方法，其特征在于，所述步骤一)中进行多段混合浮选，将每段混合浮选得到的混合粗精矿合并进行精选；所述步骤三)中，进行多段精选；
优选的，所述步骤一)中进行2～4段混合浮选，所述步骤三)中，进行2～4段精选。
3.根据权利要求1所述的氧化锌矿浮选方法，其特征在于，所述步骤一)中硫化锌活化剂、混合浮选捕收剂和起泡剂的重量比为：50-200：10-150：5-25；
优选的，混合浮选捕收剂的加入量为每吨矿物干矿加入10～100g；
优选的，所述硫化锌活化剂为硫酸铜。
4.根据权利要求1所述的氧化锌矿浮选方法，其特征在于，所述混合浮选捕收剂为高级黄药、黑药与脂肪胺构成的组合捕收剂，高级黄药、黑药与脂肪胺的重量比为20～30:20～30:1；
优选的，所述高级黄药选自丁基黄药、异戊基黄药、戊黄药中的至少一种，黑药选自丁基钠黑药、丁基铵黑药、异丙基铵黑药中的至少一种或多种；
所述脂肪胺选自十二胺、十六胺、十八胺中的一种至少一种。
5.根据权利要求1所述的氧化锌矿浮选方法，其特征在于，所述起泡剂为2号油、MIBC、二聚乙二醇甲醚中的至少一种。
6.根据权利要求1所述的氧化锌矿浮选方法，其特征在于，矿浆调整剂为碳酸钠和六偏磷酸钠构成的组合调整剂，用量比例为10～20:1。
7.根据权利要求1所述的氧化锌矿浮选方法，其特征在于，氧化锌捕收剂为脂肪胺、烷基丙二胺和聚乙二醇组成，脂肪胺、烷基丙二胺和聚乙二醇的重量比为为10～15：1～4:1～4；
优选的，脂肪胺选自十二胺、十六胺、十八胺中的至少一种，烷基丙二胺选自N-椰子基-1,3-丙二胺、N-牛脂基-1,3-丙二胺、N-仲烷基-1,3-丙二胺中的至少一种；
优选的，所述氧化锌活化剂为硫化钠。
8.根据权利要求1所述的氧化锌矿浮选方法，其特征在于，粗粒氧化锌浮选中，矿浆调整剂、氧化锌活化剂、氧化锌捕收剂的重量比为：100-300：400-800：5-15；
优选的，粗粒氧化锌浮选中，氧化锌捕收剂的加入量为每吨混合粗精矿干矿加入50～100g。
9.根据权利要求1所述的氧化锌矿浮选方法，其特征在于，细粒氧化锌浮选中，矿浆调整剂、氧化锌活化剂、氧化锌捕收剂的重量比为：300-600：400-800：5-15；
优选的，细粒氧化锌浮选中，氧化锌捕收剂的加入量为每吨中矿干矿加入50-100g。
10.根据权利要求1～9中任一项所述的氧化锌矿浮选方法，其特征在于，所述粗粒氧化锌精矿粒度为大于0.030mm的颗粒含量大于70％；所述细粒氧化锌精矿粒度为小于0.030mm的颗粒含量大于70％。
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