一种从氧化锌精矿中浮选分离褐铁矿的方法

文档序号:8236101阅读:432来源:国知局
一种从氧化锌精矿中浮选分离褐铁矿的方法
【技术领域】
[0001] 本发明涉及一种矿物浮选分离方法,特别是一种从氧化锌精矿中浮选分离褐铁矿 的方法。 二、
【背景技术】
[0002] 在一些含褐铁矿的低品位氧化锌矿的回收过程中,通过磨矿至矿物单体解离后, 利用螺旋溜槽或摇床能够回收得到品位为20?30%的氧化锌精矿,但这种氧化锌精矿如 果作为冶炼原料进行冶炼或浸出,一方面由于锌品位太低,冶炼成本过高,无任何经济价 值,另一方面由于精矿中铁含量过高,如采用浸出方式,则会耗费大量酸,不但增加浸出成 本,同时对周围环境影响也较大。对于这种含褐铁矿的氧化锌精矿必须再提高锌精矿品位、 降低精矿中的铁含量才能使用,由于氧化锌与褐铁矿可浮性差异较小,一般情况下分离困 难,即使偶有效分离的,氧化锌精矿品位及回收率都不高,限制了氧化锌矿的开发和利用。 三、

【发明内容】

[0003] 本发明的目的在于提供一种从氧化锌精矿中浮选分离褐铁矿的方法,它能够分离 氧化锌精矿与褐铁矿,有效提高氧化锌精矿品位。
[0004] 本发明采用以下技术方案达到上述目的:一种从氧化锌精矿中浮选分离褐铁矿的 方法,所用矿物原料中锌的含量为21. 67?27. 82%、铁含量为21. 69?25. 43%,具体步骤 和药剂制度如下:
[0005] (1)浮选时用氢氧化钠调矿浆pH值为10. 5?11. 5,
[0006] (2)用酸性黑与水玻璃作为褐铁矿的抑制剂,
[0007] (3)用硫化钠作氧化锌的活化剂,
[0008] (4)用十八胺作为氧化锌的捕收剂
[0009] (5)浮选过程中,将氧化锌精矿加入搅拌桶调浆后,加氢氧化钠调整矿浆pH值为 10. 5?11. 5后,然后加酸性黑与水玻璃作为褐铁矿的抑制剂、再加硫化钠作氧化锌矿的活 化剂、最后加十八胺作氧化锌矿的捕收剂进行捕收得锌精矿产品,
[0010] (6)药剂总用量为:
[0011] 氢氧化钠 800 ?1200g/t
[0012] 酸性黑粗选100?140g/t扫选30?50g/t精选20?30g/t
[0013] 水玻璃粗选2000?3000g/t扫选500?1000g/t精选500?800g/t
[0014] 硫化钠粗选1000?2000g/t扫选500?1000g/t
[0015] 十八胺粗选400?600g/t扫选200?400g/t。
[0016] 使用时,将所述药剂先配制成以下重量百分浓度:
[0017] 氢氧化钠 10?20%水溶液 酸性黑 1?2%水溶液 水玻璃 10?20%水溶液 硫化钠 10?20%水溶液 十八胺 5?10%水溶液。
[0018] 除另有说明外,本发明所述的百分比均为质量百分比,各组分含量百分数之和为 100%。
[0019] 本发明的突出优点在于:
[0020] 1、能够使氧化锌精矿与褐铁矿浮选分离,获得锌含量为37. 50%?39. 71%,回收 率为77. 10 %?79. 36 %的锌精矿。
[0021] 2、本发明流程结构简单,药剂用量少。 四、【具体实施方式】
[0022] 实施例1
[0023] 以下通过实施例对本发明的技术方案作进一步描述。
[0024] 本发明所述的从氧化锌精矿中浮选分离石榴石的方法,具体步骤和药剂制度如 下:
[0025] 1 ?矿物原料:
[0026] 所用矿物原料中锌的含量为21. 67%、铁含量为21. 69%,经物相分析表明,锌主 要以碳酸锌、硅酸锌矿形式存在,少量水锌矿及异极矿,脉石矿物主要以褐铁矿、硅酸盐形 式存在,另有少量二氧化硅矿物。
[0027] 2.浮选药剂及操作条件:
[0028] 氢氧化钠 800g/t
[0029] 酸性黑 粗选l〇〇g/t扫选30g/t精选20g/t
[0030] 水玻璃 粗选2000g/t扫选500g/t精选500g/t
[0031] 硫化钠 粗选 1000g/t扫选500g/t
[0032] 十八胺 粗选 400g/t扫选200g/t。
[0033] 使用时,将所述药剂先配制成以下重量百分浓度:
[0034] 氢氧化钠 10%水溶液 酸性黑 1%水溶液 水玻璃 10%水溶液
[0035] 硫化钠 10%水溶液 十八胺 5%水溶液。
[0036] 浮选过程中,将氧化锌精矿加入搅拌桶调浆后,加氢氧化钠调整矿浆pH值为 10. 5?11. 5后,然后加酸性黑与水玻璃作为褐铁矿的抑制剂、再加硫化钠作氧化锌矿的活 化剂、最后加十八胺作氧化锌矿的捕收剂进行捕收得锌精矿产品。通过试验表明按上述工 艺参数和药剂条件能够有效回收氧化锌矿物,在给矿锌含量为21. 67%条件下,经过一次粗 选三次扫选两次精选,获得锌含量为37. 50%,回收率77. 10%的锌精矿。
[0037] 实施例2
[0038] 本发明所述的从氧化锌精矿中浮选分离石榴石的方法的另一实例,具体步骤和药 剂制度如下:
[0039] 1 ?矿物原料:
[0040] 矿物原料:
[0041] 所用矿物原料中锌的含量为24. 30%、铁含量为23. 94%,经物相分析表明,锌主 要以碳酸锌、硅酸锌矿形式存在,少量水锌矿及异极矿,脉石矿物主要以褐铁矿、硅酸盐形 式存在,另有少量二氧化硅矿物。
[0042] 2.浮选药剂及操作条件:
[0043] 氢氧化钠 1000g/t
[0044] 酸性黑 粗选120g/t扫选40g/t精选25g/t
[0045] 水玻璃 粗选2500g/t扫选700g/t精选600g/t
[0046] 硫化钠 粗选 1500g/t扫选800g/t
[0047] 十八胺 粗选 500g/t扫选300g/t。
[0048] 使用时,将所述药剂先配制成以下重量百分浓度:
[0049] 氨氧化钠 15%水溶液 酸性黑 2%水溶液 水玻璃 15%水溶液 硫化钠 15%水溶液 十八胺 7%水溶液。
[0050] 浮选过程中,将氧化锌精矿加入搅拌桶调浆后,加氢氧化钠调整矿浆pH值为 10. 5?11. 5后,然后加酸性黑与水玻璃作为褐铁矿的抑制剂、再加硫化钠作氧化锌矿的活 化剂、最后加十八胺作氧化锌矿的捕收剂进行捕收得锌精矿产品。通过试验表明按上述工 艺参数和药剂条件能够有效回收氧化锌矿物,在给矿锌含量为24. 30%条件下,经过一次粗 选三次扫选两次精选,获得锌含量为37. 81%,回收率78. 19%的锌精矿。
[0051] 实施例3
[0052] 本发明所述的从氧化锌精矿中浮选分离石榴石的方法的再一实例,具体步骤和药 剂制度如下:
[0053] 1 ?矿物原料:
[0054] 矿物原料:
[0055] 所用矿物原料中锌的含量为27. 82%、铁含量为25. 43%,经物相分析表明,锌主 要以碳酸锌、硅酸锌矿形式存在,少量水锌矿及异极矿,脉石矿物主要以褐铁矿、硅酸盐形 式存在,另有少量二氧化硅矿物。
[0056] 2?浮选药剂及操作条件:
[0057] 氢氧化钠 1200g/t
[0058] 酸性黑 粗选140g/t扫选50g/t精选30g/t
[0059] 水玻璃 粗选3000g/t扫选1000g/t精选800g/t
[0060] 硫化钠 粗选2000g/t 扫选1000g/t
[0061] 十八胺 粗选600g/t扫选400g/t。
[0062] 使用时,将所述药剂先配制成以下重量百分浓度:
[0063] 氢氧化钠 20%水溶液 酸性黑 2%水溶液 水玻璃 20%水溶液 硫化钠 20%水溶液 十八胺 10%水济液。
[0064] 浮选过程中,将氧化锌精矿加入搅拌桶调浆后,加氢氧化钠调整矿浆pH值为 10. 5?11. 5后,然后加酸性黑与水玻璃作为褐铁矿的抑制剂、再加硫化钠作氧化锌矿的活 化剂、最后加十八胺作氧化锌矿的捕收剂进行捕收得锌精矿产品。通过试验表明按上述工 艺参数和药剂条件能够有效回收氧化锌矿物,在给矿锌含量为27. 82%条件下,经过一次粗 选三次扫选两次精选,获得锌含量为39. 71%,回收率779. 36%的锌精矿。
【主权项】
1. 一种从氧化锌精矿中浮选分离褐铁矿的方法,其特征在于,所用矿物原料中锌的含 量为21. 67?27. 82%、铁含量为21. 69?25. 43%,具体步骤和药剂制度如下: (1) 浮选时用氢氧化钠调矿浆pH值为10. 5?11. 5, (2) 用酸性黑与水玻璃作为褐铁矿的抑制剂, (3) 用硫化钠作氧化锌的活化剂, (4) 用十八胺作为氧化锌的捕收剂 (5) 浮选过程中,将氧化锌精矿加入搅拌桶调浆后,加氢氧化钠调整矿浆pH值为 10. 5?11. 5后,然后加酸性黑与水玻璃作为褐铁矿的抑制剂、再加硫化钠作氧化锌矿的活 化剂、最后加十八胺作氧化锌矿的捕收剂进行捕收得锌精矿产品, (6) 药剂总用量为: 氢氧化钠800?1200g/t 酸性黑粗选100?140g/t扫选30?50g/t精选20?30g/t水玻璃粗选2000?3000g/t扫选500?1000g/t精选500?800g/t 硫化钠粗选1000?2000g/t扫选500?1000g/t 十八胺粗选400?600g/t扫选200?400g/t。
2. 根据权利要求1所述的从氧化锌精矿中浮选分离褐铁矿的方法,其特征在于,使用 时,将所述药剂先配制成以下重量百分浓度:
【专利摘要】一种从氧化锌精矿中浮选分离褐铁矿的方法,包括如下步骤:所用矿物原料中锌的含量为21.67~27.82%、铁含量为21.69~25.43%。浮选时,采用氢氧化钠调矿浆pH值为10.5~11.5,用酸性黑与水玻璃作为褐铁矿的抑制剂,用硫化钠作氧化锌的活化剂,用十八胺作为氧化锌的捕收剂。采用本发明能够将氧化锌与褐铁矿浮选分离,有效提高氧化锌精矿品位,在给矿锌含量为21.67~27.82%条件下,经过浮选分离,获得锌含量为37.50~39.71%,回收率为77.10~79.36%的锌精矿。
【IPC分类】B03D1-00
【公开号】CN104549763
【申请号】CN201510008891
【发明人】魏宗武, 陈晔, 穆枭, 李玉琼
【申请人】广西大学
【公开日】2015年4月29日
【申请日】2015年1月8日
网友询问留言 已有0条留言
  • 还没有人留言评论。精彩留言会获得点赞!
1