CN1820853A - 一种氧化锌矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供一种氧化锌矿的选矿方法,经过磨矿、氧化铅浮选后,将铅浮选的尾矿进行1-3级细粒粗选,每级粗选精矿进行1-3次精选,粗选中矿及第1次精选中矿进入下一级粗选后,再进行精粒浮选,从而得精矿。它针对泥质氧化锌矿先浮小粒后浮大粒的上浮特性,从根本上解决了现有技术难于对泥质氧化锌矿进行浮选的问题,不仅可从泥质氧化锌矿中选出有用的锌矿,而且还提高了氧化锌矿的回收率,减少尾矿含氧化锌量,降低浮选剂耗量,使泥质氧化锌矿这一矿产资源得到有效利用。

Description

一种氧化锌矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及一种选矿方法,尤其涉及泥质氧化锌矿的选矿方法。
背景技术
目前,对于含铁高的泥质氧化锌矿而言,磨矿后其中的褐铁、针铁易泥化,并粘附在氧化锌表面,当对其进行浮选时,一是不易上浮;二是药剂耗量大;三是浮选时间长,回收率低。现有技术对泥质氧化锌矿浮选的方法有:(一)加温、硫化氧化锌矿浮选法,该方法不仅热耗大,而且难于达到较好的技术经济指标。(二)矿砂、矿泥分选法,该法需要两个流程,且配备的设备较多,矿泥的浮选药剂消耗时很大,浮选时间长。(三)预脱泥后再浮选,该方法有:①机械预脱泥,虽工作效率高,但脱除的细泥含有一定的有用金属,使总回收指标下降。②絮凝剂脱泥,常用的絮凝剂是亲水性的,从而增加了后续浮选的难度,因为矿物浮选的必要条件使所浮矿物具有增水性。如用非常用的絮凝剂,则价格昂贵。③浮选机浮选脱泥,这需要使用能使泥性矿物上浮的药剂,若用一般的药剂,则效果不理想,浮泥效果好的药剂其价格昂贵,而且在实际应用中的难度偏大。另外,对于泥质氧化锌矿来说,如采用常规的浮选工艺流程,即一次精选的中矿返回前一级粗选,则会因氧化矿的先小后大而难以全部同时上浮,即细粒(-0.074~-0.03mm)矿物先上浮,之后粗粒(-0.074~-0.1mm)矿物才能上浮。所以,用常规的浮选工艺对泥质氧化锌矿进行选矿,则回收率极其低下,甚至无法选矿。因此,有必要对现有技术加以改进。
发明内容
为克服现有技术存在的回收率低下,浮选药剂耗量高,浮选时间长,成本高等不足,本发明根据泥质氧化锌矿的上浮特性,提供一种具有高回收率,同时药剂耗量少,工作效率高的泥质氧化锌矿的选矿方法。
本发明通过下列技术方案实现:一种氧化锌矿的选矿方法,包括下列工艺步骤:
A、将泥质氧化锌矿进行磨矿,使粒度为-0.1mm的占50%~80%;
B、将磨细的矿浆分级溢流进行氧化铅的浮选;
其特征在于:
C、将铅浮选的尾矿送入搅拌桶内,控制矿浆浓度在25~35%,加入浮选剂,控制矿浆pH值9-11,搅拌6-15min;
D、将上述矿浆送入浮选槽进行1-3级细粒粗选,每级粗选精矿进行1-3次精选,粗选中矿进入下一级粗选,具体是:
含泥小于16%的矿浆进行一级6-8min的粗选,粗选精矿进行1-3次且每次1-2min的精选,得精矿产品,1次精选中矿及粗选中矿进入脱泥;
含泥17-21%的矿浆进行二级且每级5-7min的粗选,每级粗选精矿进行1-3次且每次1-2min的精选,得精矿产品,第二级1次精选中矿及第二级粗选中矿进入脱泥;
含泥22-26%的矿浆进行三级且每级4-6min的粗选,每级粗选精矿进行1-3次且每次1-2min的精选,得精矿产品,第三级1次精选中矿及第三级粗选中矿进入脱泥;
E、D步骤细粒浮选后的中矿送Φ150mm以下的水力旋流器组或高频细筛进行脱泥,脱除-0.074mm以下的细泥,送搅拌桶,控制矿浆浓度25-35%,补充浮选剂,控制矿浆pH值9-11,搅拌5-12min,送入浮选槽;
F、在浮选槽中进行8-14min的粗粒粗选,粗选精矿进行1-3次且每次2-3min的精选,得精矿产品,粗选中矿经1-3次扫选,得尾矿;
其中加入的浮选剂为下列药剂:
浮选铁质氧化锌矿使用的脉石抑制剂为:
水玻璃                            500~1500g/t
木素磺酸钙或腐殖酸钠              150~500g/t
浮选硅质氧化锌矿使用的脉石抑制剂为:
水玻璃                            1000~3000g/t
硫酸亚铁                          300~500g/t
木素磺酸钙或腐殖酸钠              150~500g/t
活化剂
硫化钠                            5~9kg/t
复合十八伯胺主捕收剂
十八伯胺                    160~420g/t
醋酸                        50~100g/t
烃油                        60~250g/t
松醇油                      60~250g/t
丁铵黑药                    30~80g/t
乳浊辅助捕收剂
丁铵黑药                    40~150g/t
烃油                        40~100g/t
乳化剂                      40~100g/t
或者
丁基黄药                    50~150g/t
丁铵黑药                    30~80g/t
烃油                        40~100g/t
乳化剂                      40~100g/t。
所述复合十八伯胺主捕收剂通过下列方法制得:先将十八伯胺、醋酸、烃油和松醇油混合,加温至60-70℃溶解,加入30-50℃热水配成浓度为0.5~1%的伯胺液,将浓度为0.1~0.5%的丁铵黑药水溶液加入到伯胺液中,搅拌得乳白色的液体,以提高捕收氧化锌的作用。
所述乳浊辅助捕收剂通过下列方法制备:先加入烃油与乳化剂,加入两者之和的同体积的水搅拌成乳化液,用该乳化液量的3-10倍的水进行稀释,再加入丁铵黑药,或者加入丁基黄药及丁铵黑药,即可。
所述烃油为煤油、柴油或汽油中的一种或几种。
所述乳化剂为市售的平平加——脂肪醇聚氧乙烯醚,或者市售的吐温——聚氧乙烯失水山梨醇酐脂肪酸脂,或者公知公用的用于乳化烃油的其它乳化剂。
本发明与现有技术相比具有下列优点和效果:本发明针对泥质氧化锌矿先浮小粒后浮大粒的上浮特性,先进行1-3级的细粒浮选,再进行粗粒浮选,从根本上解决了现有技术难于对泥质氧化锌矿进行浮选的问题,不仅可从泥质氧化锌矿中选出有用的锌矿,而且还提高了氧化锌矿的回收率,减少尾矿含氧化锌量,降低浮选剂耗量,使泥质氧化锌矿这一矿产资源得到有效利用。
附图说明
图1为本发明实施例1的工艺流程图;
图2为本发明实施例2的工艺流程图;
图3为本发明实施例3的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明做进一步描述,但本发明之内容并不局限于此。
实施例1
原料:云南兰坪金顶风凰山氧化锌矿,其原矿锌品位为6.20%。
将上述原矿经下列工艺步骤:
A、将上述泥质氧化锌矿进行磨矿,使粒度为-0.1mm的占60%;
B、将磨细的矿浆分级溢流,用现有技术浮选出其中的氧化铅矿;
C、将铅浮选的尾矿送入搅拌桶内,控制矿浆浓度在25%,加入下列浮选剂:脉石抑制剂:水玻璃500g/t,木素磺酸钙150g/t;活化剂:硫化钠4kg/t;复合十八伯胺主捕收剂:十八伯胺180g/t,醋酸50g/t,煤油100g/t,松醇油100g/t,丁铵黑药30g/t;乳浊辅助捕收剂:丁铵黑药80g/t,煤油60g/t,平平加40g/t,并控制矿浆pH值9.5,搅拌6min;
D、将含泥小于16%的矿浆进行一级6min的粗选,粗选精矿进行1次2min的精选,得精矿产品,;
E、将D步骤1次精选中矿及粗选中矿送Φ150mm以下的水力旋流器进行脱泥,脱除-0.074mm以下的细泥,送搅拌桶,控制矿浆浓度35%,补充下列浮选剂:脉石抑制剂:水玻璃300g/t,木素磺酸钙50g/t;活化剂:硫化钠2kg/t;复合十八伯胺主捕收剂:十八伯胺120g/t,醋酸50g/t,煤油60g/t,松醇油60g/t,丁铵黑药30g/t;乳浊辅助捕收剂:丁铵黑药70g/t,煤油40g/t,平平加40g/t,并控制矿浆pH值9.5,搅拌12min,送入浮选槽;
F、在浮选槽中进行8min的粗粒粗选,粗选精矿进行2次且每次2min的精选,得精矿产品,粗选中矿经2次扫选,得尾矿。综合精矿品位为23.10%,尾矿为2.02%。
实施例1的伯胺乳液捕收剂通过下列方法制得:先将十八伯胺、醋酸、烃油和松醇油混合,加温至60℃溶解,加入30℃热水配成浓度为0.5%的伯胺液,将浓度为0.15%的丁铵黑药水溶液加入到伯胺液中,搅拌得乳白色的液体。
实施例1的乳浊液捕收剂通过下列方法制得:先加入烃油与乳化剂,加入两者之和的同体积的水搅拌成乳化液,用该乳化液量的3倍的水进行稀释,再加入丁铵黑药,即可。
实施例2
原料:与实施例1属同一矿山的原料,其原矿锌品位为9.13%。
将上述原料经下列工艺步骤:
A、将上述泥质氧化锌矿进行磨矿,使粒度为-0.1mm的占50%;
B、将磨细的矿浆分级溢流,用现有技术浮选出其中的氧化铅矿;
C、将铅浮选的尾矿送入搅拌桶内,控制矿浆浓度在30%,加入下列浮选剂:脉石抑制剂:水玻璃900g/t,腐殖酸钠350g/t;活化剂:硫化钠6kg/t;复合十八伯胺主捕收剂:十八伯胺200g/t,醋酸50g/t,煤油150g/t,松醇油200g/t,丁铵黑药40g/t;乳浊液捕收剂:丁基黄药100g/t,丁铵黑药80g/t,汽油70g/t,吐温60g/t,控制矿浆pH值11,搅拌15min;
D、将上述含泥17-21%的矿浆进行二级且每级7min的粗选,每级粗选精矿进行2次且每次2min的精选,得精矿产品;
E、将D步骤第二级1次精选中矿及第二级粗选中矿送高频细筛进行脱泥,脱除-0.074mm以下的细泥,之后送搅拌桶,控制矿浆浓度25%,补充下列浮选剂:脉石抑制剂:水玻璃200g/t,腐植酸钠40g/t;活化剂:硫化钠2kg/t;复合十八伯胺主捕收剂:十八伯胺150g/t,醋酸50g/t,汽油50g/t,松醇油50g/t,丁铵黑药40g/t;乳浊辅助捕收剂:丁铵黑药70g/t,汽油40g/t,吐温40g/t,控制矿浆pH值11,搅拌12min,送入浮选槽;
F、在浮选槽中进行14min的粗粒粗选,粗选精矿进行2次且每次2min的精选,得精矿产品,粗选中矿经2次扫选,得尾矿。综合精矿品位为28.05%,尾矿为2.68%。
实施例2的复合十八伯胺主捕收剂通过下列方法制备:先将十八伯胺、醋酸、烃油和松醇油混合,加温至70℃溶解,加入50℃热水配成浓度为1%的伯胺液,将浓度为0.5%的丁铵黑药水溶液加入到伯胺液中,搅拌得乳白色的液体。
实施例2的乳浊辅助捕收剂通过下列方法制备:先加入烃油与乳化剂,加入两者之和的同体积的水搅拌成乳化液,用该乳化液量的10倍的水进行稀释,再加入丁基黄药及丁铵黑药,即可。
实施例3
原料:含硅高的氧化锌矿,其原矿锌品位为8.05%。
将上述原料经下列工艺步骤:
A、将上述泥质氧化锌矿进行磨矿,使粒度为-0.1mm的占70%;
B、将磨细的矿浆分级溢流,用现有技术浮选出其中的氧化铅矿;
C、将铅浮选的尾矿送入搅拌桶内,控制矿浆浓度在30%,加入下列浮选剂:脉石抑制剂:水玻璃2000g/t,硫酸亚铁300g/t,腐殖酸钠200g/t;活化剂:硫化钠5kg/t;复合十八伯胺主捕收剂:十八伯胺240g/t,醋酸60g/t,煤油180g/t,松醇油150g/t,丁铵黑药50g/t;乳浊液捕收剂:丁基黄药100g/t,丁铵黑药70g/t,汽油70g/t,吐温60g/t,控制矿浆pH值10,搅拌15min;
D、将含泥22-26%的矿浆进行三级且每级6min的粗选,每级粗选精矿进行2次且每次1min的精选,得精矿产品,
E、将D步骤第三级1次精选中矿及第三级粗选中矿送Φ150mm以下的水力旋流器组进行脱泥,脱除-0.074mm以下的细泥,之后送搅拌桶,控制矿浆浓度25%,补充浮下列选剂:脉石抑制剂:水玻璃1000g/t,硫酸亚铁200g/t,腐植酸钠100g/t;活化剂:硫化钠4kg/t;复合十八伯胺主捕收剂:十八伯胺180g/t,醋酸40g/t,汽油70g/t,松醇油80g/t,丁铵黑药30g/t;乳浊辅助捕收剂:丁铵黑药80g/t,汽油90g/t,吐温90g/t,控制矿浆pH值10,搅拌12min,送入浮选槽;
F、在浮选槽中进行14min的粗粒粗选,粗选精矿进行2次且每次2min的精选,得精矿产品,粗选中矿经2次扫选,得尾矿。综合精矿品位为30.15%,尾矿为2.28%。
实施例3的复合十八伯胺主捕收剂及乳浊辅助捕收剂的制备方法同实施例2。

Claims (4)

1、一种氧化锌矿的选矿方法,包括下列工艺步骤:
A、将泥质氧化锌矿进行磨矿,使粒度为-0.1mm的占50%~80%;
B、将磨细的矿浆分级溢流进行氧化铅的浮选;
其特征在于:
C、将铅浮选的尾矿送入搅拌桶内,控制矿浆浓度在25~35%,加入浮选剂,控制矿浆pH值9-11,搅拌6-15min;
D、将上述矿浆送入浮选槽进行1-3级细粒粗选,每级粗选精矿进行1-3次精选,粗选中矿进入下一级粗选,具体是:
含泥小于16%的矿浆进行一级6-8min的粗选,粗选精矿进行1-3次且每次1-2min的精选,得精矿产品,1次精选中矿及粗选中矿进入脱泥;
含泥17-21%的矿浆进行二级且每级5-7min的粗选,每级粗选精矿进行1-3次且每次1-2min的精选,得精矿产品,第二级1次精选中矿及第二级粗选中矿进入脱泥;
含泥22-26%的矿浆进行三级且每级4-6min的粗选,每级粗选精矿进行1-3次且每次1-2min的精选,得精矿产品,第三级1次精选中矿及第三级粗选中矿进入脱泥;
E、将D步骤细粒浮选后的中矿送Φ150mm以下的水力旋流器组或高频细筛进行脱泥,脱除-0.074mm以下的细泥,送搅拌桶,控制矿浆浓度25-35%,补充浮选剂,控制矿浆pH值9-11,搅拌5-12min,送入浮选槽;
F、在浮选槽中进行8-14min的粗粒粗选,粗选精矿进行1-3次且每次2-3min的精选,得精矿产品,粗选中矿经1-3次扫选,得尾矿;
其中加入的浮选剂为下列药剂:
浮选铁质氧化锌矿使用的脉石抑制剂为:
水玻璃                        500~1500g/t
木素磺酸钙或腐殖酸钠          150~500g/t
浮选硅质氧化锌矿使用的脉石抑制剂为:
水玻璃                        1000~3000g/t
硫酸亚铁                      300~500g/t
木素磺酸钙或腐殖酸钠          150~500g/t
活化剂
硫化钠                        5~9kg/t
复合十八伯胺主捕收剂
十八伯胺                      160~420g/t
醋酸                          50~100g/t
烃油                          60~250g/t
松醇油                        60~250g/t
丁铵黑药                      30~80g/t
乳浊辅助捕收剂
丁铵黑药                      40~150g/t
烃油                          40~100g/t
乳化剂                        40~100g/t
或者
丁基黄药                      50~150g/t
丁铵黑药                      30~80g/t
烃油                          40~100g/t
乳化剂                        40~100g/t。
2、根据权利要求1所述的方法,其特征在于所述复合十八伯胺主捕收剂通过下列方法制得:先将十八伯胺、醋酸、烃油和松醇油混合,加温至60-70℃溶解,加入30-50℃热水配成浓度为0.5~1%的伯胺液,将浓度为0.1~0.5%的丁铵黑药水溶液加入到伯胺液中,搅拌得乳白色的液体。
3、根据权利要求1所述的方法,其特征在于所述乳浊辅助捕收剂通过下列方法制备:先加入烃油与乳化剂,加入两者之和的同体积的水搅拌成乳化液,用该乳化液量的3-10倍的水进行稀释,再加入丁铵黑药,或者加入丁基黄药及丁铵黑药。
4、根据权利要求1所述的方法,其特征在于所述烃油为煤油、柴油或汽油中的一种或几种。
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C14 Grant of patent or utility model
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Assignee: Lanping Mineral Waste Recycling Plant

Assignor: Chen Tie|Yang Jiading

Contract record no.: 2011530000074

Denomination of invention: Beneficiation method for zinc oxide mine

Granted publication date: 20080604

License type: Exclusive License

Open date: 20060823

Record date: 20110915

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Granted publication date: 20080604

Termination date: 20160209

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