专利名称：：一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法
技术领域：
：本发明涉及一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法，适于低品位氧化锌矿的选矿应用。二.
背景技术：
：现有处理氧化锌矿的方法有硫化一胺浮选法、加温硫化浮选法、脱泥一硫化一胺浮选法、脂肪酸正浮选法、脂肪酸反浮选法、螯合N-中性油浮选法、浸出一浮选法等，这些方法中一般以硫化浮选法为代表，根据矿石性质的不同，还可在硫化浮选的基础上进一步采用浮选一水冶联合流程、重选预选一浮选流程、焙烧一浮选联合流程等。由于铅、锌矿床常常同时存在硫化矿、硫化氧化混合矿和氧化矿，就单一浮选流程而言，又分先铅后锌的优化浮选、先选硫化矿后选氧化矿的分段浮选、先浮易浮矿后浮难浮矿的等可浮原则流程。尽管国内外学者对这些流程进行了大量的研究和实践，但仍未能根本解决氧化铅锌矿选别回收率低、精矿品位低的问题。根据有关资料报道，国外氧化锌矿选别指标是精矿含锌3640%，回收率60%70%，最高达78%;我国氧化锌矿的选矿选别指标是锌精矿品位35%38%，个别达到40%，回收率平均为68%左右，最高达73%。氧化锌矿的选矿是国内外公认的难题，尤其是业内人士指锌含量小于5%的低品位矿石，资料检索发现氧化锌入选品位一般在10%左右。现有技术采用的浮选药剂和选矿工艺存在如下不足一是浮选药剂选择性较差，且存在氧化矿浮选泡沫发粘的问题；二是获得的锌精矿品位和回收率均较低，资源利用率不高；三是流程较长，选矿成本较高。我国是一个铅锌资源比较丰富的国家，也是世界最大铅锌金属生产国，铅锌矿山的精矿产量尚不能满足冶炼生产的需要，不足部分依靠从国外进口，且呈逐年增加趋势。由于铅锌精矿价格的上涨幅度高于铅锌金属，使得冶炼企业的利润越来越薄，甚至处于亏损的边缘，这就要求我国尽可能自己解决铅锌冶炼原料问题。我国低品位铅锌矿石约占资源总量的50%，因此开发利用锌含量小于5%的低品位矿石就显得形式紧迫、意义深远。三.
发明内容本发明的目的在于提供一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法，它既能克服氧化锌浮选泡沫发粘、药剂选择性差的困难，又能低成本地提高精矿的品位和回收率，从而提高资源利用率。为完成此任务，本发明采用如下方式进行本发明的一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法，是在常温下洗矿脱除杂质，将氧化矿物和硫化矿物混选以及利用改性烷基胺氧化锌螯合捕收剂ZJ-5进行锌粗选和锌扫选，该方法包括以下顺序工艺步骤和条件(a)碎矿，将氧化矿和硫化矿混合的原矿一起进行破碎；(b)磨矿，把破碎后的原矿磨矿至-0.074mm60-76%;(c)洗矿，将磨至-0.074mm60-76%的原矿进行洗矿；(d)脱泥，将洗矿后的原矿进行脱泥，除去矿泥；(e)—次铅粗选，向除去矿泥的原矿按每吨加入0.11Kg硫化钠、0.11Kg碳酸钠、0.020.2Kg乙硫氮、0.010.05Kg2#油进行一次铅粗选，粗选出一次铅粗矿和一次锌粗矿；(f)二次铅粗选，向一次铅粗选尾矿按每吨加入0.010.1Kg乙硫氮、0.0050.02Kg2#油进行二次铅粗选，粗选出二次铅粗矿和二次锌粗矿；(g)锌粗选，向二次铅粗矿按每吨加入28Kg硫化钠、0.52Kg硅酸钠、0.10.5KgZJ-5、0.010.05Kg2#油进行锌粗选，粗选出锌粗矿和锌粗选尾矿；00—次锌精选，向粗选出的锌粗矿按每吨加入0.050.2Kg碳酸钠进行一次锌精选，选出一次锌精矿和一次锌精选尾矿；(i》二次锌精选，向一次锌精选出的一次锌精矿按每吨加入0.050.2Kg碳酸钠进行二次锌精选，选出二次锌精选尾矿和产品锌精矿；(h2)—次铅精选，向一次铅粗选出的一次铅粗矿和二次铅粗选出的二次铅粗矿按每吨加入0.010.1Kg硅酸钠进行一次铅精选，选出一次铅精矿和一次铅精选尾矿；(i2)二次铅精选，向一次铅精选出的一次铅精矿按每吨加入0.010.1Kg硅酸钠进行二次铅精选，选出二次铅精选尾矿和产品铅精矿；(h3)—次锌扫选，向锌粗选出的锌粗选尾矿按每吨加入O.52Kg硫化钠、0.020.2KgZJ-5、0.010.05Kg2#油进行一次锌扫选，选出一次锌扫选中矿和一次锌扫选尾矿；(i3)二次锌扫选，向一次锌扫选中矿按每吨加入0.010.1KgZJ-5进行二次锌扫选，选出二次锌扫选中矿和尾矿。由于本发明首先是解决浮选过程泡沫发粘，使浮选作业得以顺利进行；其次是解决浮选流程较长和品位低的问题，须保证选矿成本能满足工业化需求；最后是努力提高选矿技术指标，即精矿品位和回收率，保证企业效益和资源利用率。因此根据以上出发点和矿石性质及工艺矿物学研究结果，在浮选药剂和选矿工艺上进行创新，主要表现在以下三方面(1)洗矿脱除杂质，由于矿石中含有大量可溶性盐，可溶盐不仅凝聚矿泥且能与碳酸根离子作用生成碳酸钙等沉淀，覆盖在矿物表面上，妨碍氧化铅锌矿的浮选，所以洗矿可消除钙、镁等离子对浮选的影响。(2)氧化矿物和硫化矿物混选，将氧化铅矿物和硫化铅矿物混和浮选，大大简化了流程，大幅度降低基建成本和管理成本；而且还可简化药剂制度，降低选矿成本。(3)优选出ZJ-5为捕收剂，目前由四川省有色冶金研究院研制的ZJ-5药剂，其性状中性，固体，外观为白色，在水温58t:时可溶于水，密度为1.10g/cm3。毒性对雌雄小鼠急性经口LD5。值均大于10000mg/kg.bw，属低毒级物质，用于捕收不仅解决了浮选泡沫发粘和选择性差的问题，还大幅度提高了锌精矿品位和回收率。所述的一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法，该方法进一步包括以下顺序工艺步骤和条件(e)—次铅粗选，将一次铅精选出的一次铅精选尾矿返回一次铅粗选工序并与除去矿泥的原矿一起再进行一次铅粗选及其后续工序；锌精选出的一次锌精选尾矿和一次锌扫选出的一次锌扫选尾矿返回锌粗选工序再进行锌粗选及其后续工序；GO—次锌精选，将二次锌精选出的二次锌精选尾矿返回一次锌精选工序再进行一次锌精选及其后续工序；(h2)—次铅精选，将二次铅精选出的二次铅精选尾矿返回一次铅粗选工序再进行一次铅精选及其后续工序；(h3)—次锌扫选，将二次锌扫选出的二次锌扫选中矿返回一次锌扫选工序再进行一次锌扫选及其后续工序。本发明的优点1.锌精矿的品位和回收率高，锌精矿品位达43.58%、回收率达89%。2.捕收剂ZJ-5原料来源广、价格便宜，能解决现有技术浮选泡沫发粘和选择性差的问题。3.选矿工艺流程简化、选矿成本较低。4.适用范围广，适于所有氧化锌矿的选矿应用，尤其适于低品位氧化锌矿的选矿应用。四.发明的具体方法由以下附图给出。图1是根据本发明提出的一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法工艺流程图。以下结合附图对本发明的实施例作进一步地详细描述。五.具体实施例方式如图1所示，一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法，是在常温下洗矿脱除杂质，将氧化矿物和硫化矿物混选以及利用改性烷基胺氧化锌螯合捕收剂ZJ-5进行锌粗选和锌扫选，该方法包括以下顺序工艺步骤和条件(a)碎矿，将氧化矿和硫化矿混合的原矿一起进行破碎；(b)磨矿，把破碎后的原矿磨矿至-0.074mm60-76%;(c)洗矿，将磨至-0.074mm60-76%的原矿进行洗矿；(d)脱泥，将洗矿后的原矿进行脱泥，除去矿泥；(e)—次铅粗选，向除去矿泥的原矿按每吨加入0.11Kg硫化钠、0.11Kg碳酸钠、0.020.2Kg乙硫氮、0.010.05Kg2#油进行一次铅粗选，粗选出一次铅粗矿和一次锌粗矿；(f)二次铅粗选，向一次铅粗选尾矿按每吨加入0.010.1Kg乙硫氮、0.0050.02Kg2#油进行二次铅粗选，粗选出二次铅粗矿和二次锌粗矿；(g)锌粗选，向二次铅粗矿按每吨加入28Kg硫化钠、0.52Kg硅酸钠、0.10.5kgZJ-5、0.010.05Kg2#油进行锌粗选，粗选出锌粗矿和锌粗选尾矿；00—次锌精选，向粗选出的锌粗矿按每吨加入0.050.2Kg碳酸钠进行一次锌精选，选出一次锌精矿和一次锌精选尾矿；5(i》二次锌精选，向一次锌精选出的一次锌精矿按每吨加入0.050.2Kg碳酸钠进行二次锌精选，选出二次锌精选尾矿和产品锌精矿；(h2)—次铅精选，向一次铅粗选出的一次铅粗矿和二次铅粗选出的二次铅粗矿按每吨加入0.010.1Kg硅酸钠进行一次铅精选，选出一次铅精矿和一次铅精选尾矿；(i2)二次铅精选，向一次铅精选出的一次铅精矿按每吨加入0.010.1Kg硅酸钠进行二次铅精选，选出二次铅精选尾矿和产品铅精矿；(h3)—次锌扫选，向锌粗选出的锌粗选尾矿按每吨加入O.52Kg硫化钠、0.020.2KgZJ-5、0.010.05Kg2#油进行一次锌扫选，选出一次锌扫选中矿和一次锌扫选尾矿；(i3)二次锌扫选，向一次锌扫选中矿按每吨加入0.010.1KgZJ-5进行二次锌扫选，选出二次锌扫选中矿和尾矿。该方法进一步包括以下顺序工艺步骤和条件(e)—次铅粗选，将一次铅精选出的一次铅精选尾矿返回一次铅粗选工序并与除去矿泥的原矿一起再进行一次铅粗选及其后续工序；(g)锌粗选，将一次锌精选出的一次锌精选尾矿和一次锌扫选出的一次锌扫选尾矿返回锌粗选工序再进行锌粗选及其后续工序；GO—次锌精选，将二次锌精选出的二次锌精选尾矿返回一次锌精选工序再进行一次锌精选及其后续工序；(h2)—次铅精选，将二次铅精选出的二次铅精选尾矿返回一次铅粗选工序再进行一次铅精选及其后续工序；(h3)—次锌扫选，将二次锌扫选出的二次锌扫选中矿返回一次锌扫选工序再进行一次锌扫选及其后续工序。发明的试验结果经有关部门检测结果见表1。表1本发明试验的检测指标产品名称产率/%品位(％)冋收率(％)PbZnPbZn铅精矿锌精矿矿泥尾矿0.335.757.4486.4842.310.640.550.073.2443.582.510.1350.0413.3014.7821.870.3889.006.633.99合计(原矿)100.000.282.82100.00100.00从表1可知，浮选闭路试验可获得产率O.33%、含铅42.31%、回收率50.04%的铅精矿和产率5.75%、含锌43.58%、回收率89%的锌精矿。与国内外选别指标相比，锌精矿品位提高38.58%，回收率提高了1129%，此处％指的是占原矿重量的百分比。表2本发明各工序选用药剂种类及其用量一览表6<table>tableseeoriginaldocumentpage7</column></row><table><table>tableseeoriginaldocumentpage7</column></row><table>本发明用于某该类型矿石日处理量2000t/d的选矿厂，吨处理矿石车间成本见表3，选矿厂设计指标见表4，吨矿产品价值及利润情况见表5。表3处理每吨原矿的车间概略成本<table>tableseeoriginaldocumentpage8</column></row><table>330天，年毛利润近8000万元，经济效益和社会效益显著。权利要求一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法，是在常温下洗矿脱除杂质，将氧化矿物和硫化矿物混选以及利用改性烷基胺氧化锌螯合捕收剂ZJ-5进行锌粗选和锌扫选，该方法包括以下顺序工艺步骤和条件(a)碎矿，将氧化矿和硫化矿混合的原矿一起进行破碎；(b)磨矿，把破碎后的原矿磨矿至-0.074mm60-76％；(c)洗矿，将磨至-0.074mm60-76％的原矿进行洗矿；(d)脱泥，将洗矿后的原矿进行脱泥，除去矿泥；(e)一次铅粗选，向除去矿泥的原矿按每吨加入0.1～1Kg硫化钠、0.1～1Kg碳酸钠、0.02～0.2Kg乙硫氮、0.01～0.05Kg2#油进行一次铅粗选，粗选出一次铅粗矿和一次锌粗矿；(f)二次铅粗选，向一次铅粗选尾矿按每吨加入0.01～0.1Kg乙硫氮、0.005～0.02Kg2#油进行二次铅粗选，粗选出二次铅粗矿和二次锌粗矿；(g)锌粗选，向二次铅粗矿按每吨加入2～8Kg硫化钠、0.5～2Kg硅酸钠、0.1～0.5KgZJ-5、0.01～0.05Kg2#油进行锌粗选，粗选出锌粗矿和锌粗选尾矿；(h1)一次锌精选，向粗选出的锌粗矿按每吨加入0.05～0.2Kg碳酸钠进行一次锌精选，选出一次锌精矿和一次锌精选尾矿；(i1)二次锌精选，向一次锌精选出的一次锌精矿按每吨加入0.05～0.2Kg碳酸钠进行二次锌精选，选出二次锌精选尾矿和产品锌精矿；(h2)一次铅精选，向一次铅粗选出的一次铅粗矿和二次铅粗选出的二次铅粗矿按每吨加入0.01～0.1Kg硅酸钠进行一次铅精选，选出一次铅精矿和一次铅精选尾矿；(i2)二次铅精选，向一次铅精选出的一次铅精矿按每吨加入0.01～0.1Kg硅酸钠进行二次铅精选，选出二次铅精选尾矿和产品铅精矿；(h3)一次锌扫选，向锌粗选出的锌粗选尾矿按每吨加入0.5～2Kg硫化钠、0.02～0.2KgZJ-5、0.01～0.05Kg2#油进行一次锌扫选，选出一次锌扫选中矿和一次锌扫选尾矿；(i3)二次锌扫选，向一次锌扫选中矿按每吨加入0.01～0.1KgZJ-5进行二次锌扫选，选出二次锌扫选中矿和尾矿。2.根据权利要求1所述的一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法，该方法进一步包括以下顺序工艺步骤和条件(e)—次铅粗选，将一次铅精选出的一次铅精选尾矿返回一次铅粗选工序并与除去矿泥的原矿一起再进行一次铅粗选及其后续工序；(g)锌粗选，将一次锌精选出的一次锌精选尾矿和一次锌扫选出的一次锌扫选尾矿返回锌粗选工序再进行锌粗选及其后续工序；(h》一次锌精选，将二次锌精选出的二次锌精选尾矿返回一次锌精选工序再进行一次锌精选及其后续工序；(h2)—次铅精选，将二次铅精选出的二次铅精选尾矿返回一次铅粗选工序再进行一次铅精选及其后续工序；(h3)—次锌扫选，将二次锌扫选出的二次锌扫选中矿返回一次锌扫选工序再进行一次锌扫选及其后续工序。全文摘要本发明涉及一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法，是在常温下洗矿脱除杂质，将氧化矿物和硫化矿物混选以及利用改性烷基胺氧化锌螯合捕收剂ZJ-5进行锌粗选和锌扫选，本发明具有捕收剂ZJ-5易购价格低、工艺流程短、选矿成本低、适用范围广、锌精矿的品位和回收率高等特点，适于低品位氧化锌矿应用。文档编号B03D1/08GK101745468SQ20101010705公开日2010年6月23日申请日期2010年1月27日优先权日2010年1月27日发明者刘汉钊,吴双桥,巫銮东,廖德华,黄丽娟申请人:紫金矿业集团股份有限公司