氧化锌矿选矿方法
【技术领域】
[0001]本发明属于矿物加工领域，具体涉及一种氧化锌矿选矿方法。
【背景技术】
[0002]我国氧化锌矿石资源很多，但矿石可选性差异很大，有不少矿床的矿石比较难选，开发利用它们仍然是一个难题，需要针对具体情况，进行细致的试验研究。选别氧化锌矿石常用的选矿方法仍然是浮选。造成浮选困难的主要原因是:①矿石易于泥化，矿泥既干扰浮选，又造成金属损失；?矿物种类繁多，有用矿物可浮性常有较大的差异各种矿物常常紧密共生，矿物表面也常被污染，不易暴露和解离。各国研究工作者在浮选工艺和药剂方面做了大量的工作，取得了很大进展，然而对于细粒的低品位难选氧化锌矿的浮选效果不甚令人满意。
【发明内容】
[0003]为解决现有氧化锌矿浮选效果差的问题，本发明提出一种氧化锌矿选矿方法，其选矿得到的锌精矿品位为48-50%，锌回收率大于95%。
[0004]本发明的技术方案是这样实现的:
[0005]—种氧化锌矿选矿方法，包括以下步骤:
[0006]1)将分散剂中加入到氧化锌矿原矿中进行球磨得到矿浆；
[0007]2)将步骤1)的矿浆直接进行脱泥，脱泥产物根据锌含量分为两类，即第一类:脱泥产物溢流颗粒很细，呈粘浆状，其锌含量比原矿低2-5个品位；第二类:脱泥产物底流颗粒比较粗大，呈分散砂状，锌含量比原矿高2-5个品位；其中，第一类脱泥产物直接抛弃；
[0008]3)将步骤2)得到的第二类脱泥产物加入硫化剂进行常温硫化，得到硫化产物；
[0009]4)将步骤3)得到的硫化产物加入捕收剂进行铅浮选，获得铅精矿和选铅尾矿；
[0010]5)将步骤4)得到的选铅尾矿加入硫化剂进行常温硫化，得到硫化产物；
[0011]6)将步骤4)得到的硫化产物加入捕收剂进行锌浮选，获得锌精矿。
[0012]进一步，所述步骤2)中第一类脱泥产物中锌回收率小于5%，第二类脱泥产物中锌回收率大于95%。
[0013]进一步，所述分散剂质量浓度为0.1-0.5%。
[0014]进一步，所述步骤3)中硫化剂质量浓度为l_3kg/t。
[0015]进一步，所述步骤4)中捕收剂质量浓度为30_50g/t。
[0016]进一步，所述铅精矿的品位为55-60%，回收率大于80%。
[0017]进一步，所述步骤5)中硫化剂质量浓度为5_7kg/t。
[0018]进一步，所述步骤6)中捕收剂质量浓度为200_300g/t。
[0019]进一步，所述锌精矿的品位为48-50%，回收率大于95%。
[0020]本发明氧化锌矿选矿方法得到的锌精矿品位为48-50%，锌回收率大于95%。
【具体实施方式】
[0021]实施例1
[0022]—种氧化锌矿选矿方法包括以下步骤:
[0023]1)往氧化锌矿原矿中加入质量浓度为0.3%的分散剂进行球磨；
[0024]2)将球磨后的矿浆直接进行脱泥，脱泥产物根据锌含量分为两类，即第一类:脱泥产物溢流颗粒很细，呈粘浆状，其锌含量比原矿低3个品位，锌回收率3%，其直接抛弃；第二类:脱泥产物底流颗粒比较粗大，呈分散砂状，锌含量比原矿高3个品位，锌回收率96% ；
[0025]3)将步骤2)第二类脱泥产物加入质量浓度为2kg/t硫化剂进行常温硫化；
[0026]4)常温硫化后加入质量浓度为40g/t的捕收剂进行铅浮选，获得铅精矿与选铅尾矿，其中铅精矿的品位约为58%，回收率85% ;
[0027]5)将选铅尾矿加入质量浓度为6kg/t的硫化剂进行常温硫化；
[0028]6)将常温硫化后的选铅尾矿加入质量浓度为240g/t的捕收剂进行锌浮选，获得品位为49 %，回收率97 %的锌精矿，尾矿中锌品位低至0.5 %，锌回收率3.5%。
[0029]实施例2
[0030]一种氧化锌矿选矿方法包括以下步骤:
[0031]1)往氧化锌矿原矿中加入质量浓度为0.1 %的分散剂进行球磨。
[0032]2)将球磨后的矿浆直接进行脱泥，脱泥产物根据锌含量分为两类，即第一类:脱泥产物溢流颗粒很细，呈粘浆状，其锌含量比原矿低2个品位，锌回收率2%，其直接抛弃；第二类:脱泥产物底流颗粒比较粗大，呈分散砂状，锌含量比原矿高2个品位，锌回收率95% ；
[0033]3)将步骤2)第二类脱泥产物加入质量浓度为lkg/t硫化剂进行常温硫化；
[0034]4)常温硫化后加入质量浓度为30g/t的捕收剂进行铅浮选，获得铅精矿与选铅尾矿，铅精矿的品位约为55%，回收率80% ;
[0035]5)将选铅尾矿加入质量浓度为5kg/t的硫化剂进行常温硫化；
[0036]6)将常温硫化后的选铅尾矿加入质量浓度为200g/t的捕收剂进行锌浮选，获得品位为48 %，回收率95 %的锌精矿，尾矿中锌品位低至1.5 %，锌回收率4.5 %。
[0037]实施例3
[0038]—种氧化锌矿选矿方法包括以下步骤:
[0039]1)往氧化锌矿原矿中加入质量浓度为0.25%的分散剂进行球磨；
[0040]2)将球磨后的矿浆直接进行脱泥，脱泥产物根据锌含量分为两类，即第一类:脱泥产物溢流颗粒很细，呈粘浆状，其锌含量比原矿低2.6个品位，锌回收率2.7%，其直接抛弃；第二类:脱泥产物底流颗粒比较粗大，呈分散砂状，锌含量比原矿高2.6个品位，锌回收率 95.5% ；
[0041]3)将步骤2)第二类脱泥产物加入质量浓度为1.6kg/t硫化剂进行常温硫化。
[0042]4)常温硫化后加入质量浓度为35g/t的捕收剂进行铅浮选，获得铅精矿与选铅尾矿，铅精矿的品位约为57%，回收率83.5% ;
[0043]5)将选铅尾矿加入质量浓度为5.5kg/t的硫化剂进行常温硫化；
[0044]6)将常温硫化后的选铅尾矿加入质量浓度为220g/t的捕收剂进行锌浮选，获得品位为48.5 %，回收率95.5 %的锌精矿，尾矿中锌品位低至0.35 %，锌回收率3.1%。
[0045]实施例4
[0046]—种氧化锌矿选矿方法包括以下步骤:
[0047]1)往氧化锌矿原矿中加入质量浓度为0.5%的分散剂进行球磨。
[0048]2)将球磨后的矿浆直接进行脱泥，脱泥产物根据锌含量分为两类，即第一类:脱泥产物溢流颗粒很细，呈粘浆状，其锌含量比原矿低5个品位，锌回收率1.5%，其直接抛弃；第二类:脱泥产物底流颗粒比较粗大，呈分散砂状，锌含量比原矿高5个品位，锌回收率97% ；
[0049]3)将步骤2)第二类脱泥产物加入质量浓度为3kg/t硫化剂进行常温硫化；
[0050]4)常温硫化后加入质量浓度为50g/t的捕收剂进行铅浮选，获得铅精矿与选铅尾矿，铅精矿的品位约为60%，回收率87% ;
[0051]5)将选铅尾矿加入质量浓度为7kg/t的硫化剂进行常温硫化；
[0052]6)将常温硫化后的选铅尾矿加入质量浓度为300g/t的捕收剂进行锌浮选，获得品位为50 %，回收率98 %的锌精矿，尾矿中锌品位低至0.2 %，锌回收率1.5%。
[0053]实施例5
[0054]—种氧化锌矿选矿方法包括以下步骤:
[0055]1)往氧化锌矿原矿中加入质量浓度为0.4%的分散剂进行球磨。
[0056]2)将球磨后的矿浆直接进行脱泥，脱泥产物根据锌含量分为两类，即第一类:脱泥产物溢流颗粒很细，呈粘浆状，其锌含量比原矿低2.5个品位，锌回收率2.0%，其直接抛弃；第二类:脱泥产物底流颗粒比较粗大，呈分散砂状，锌含量比原矿高2.5个品位，锌回收率 95.5% ；
[0057]3)将步骤2)第二类脱泥产物加入质量浓度为2.5kg/t硫化剂进行常温硫化；
[0058]4)常温硫化后加入质量浓度为45g/t的捕收剂进行铅浮选，获得铅精矿与选铅尾矿，铅精矿的品位约为59%，回收率86.5% ;
[0059]5)将选铅尾矿加入质量浓度为6.5kg/t的硫化剂进行常温硫化；
[0060]6)将常温硫化后的选铅尾矿加入质量浓度为280g/t的捕收剂进行锌浮选，获得品位为49.5 %，回收率97.5 %的锌精矿，尾矿中锌品位低至1.2 %，锌回收率2.4%。
[0061]以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
【主权项】
1.一种氧化锌矿选矿方法，其特征在于，包括以下步骤: 1)将分散剂中加入到氧化锌矿原矿中进行球磨得到矿浆； 2)将步骤1)的矿浆直接进行脱泥，脱泥产物根据锌含量分为两类，即第一类:脱泥产物溢流颗粒很细，呈粘浆状，其锌含量比原矿低2-5个品位；第二类:脱泥产物底流颗粒比较粗大，呈分散砂状，锌含量比原矿高2-5个品位；其中，第一类脱泥产物直接抛弃； 3)将步骤2)得到的第二类脱泥产物加入硫化剂进行常温硫化，得到硫化产物； 4)将步骤3)得到的硫化产物加入捕收剂进行铅浮选，获得铅精矿和选铅尾矿； 5)将步骤4)得到的选铅尾矿加入硫化剂进行常温硫化，得到硫化产物； 6)将步骤4)得到的硫化产物加入捕收剂进行锌浮选，获得锌精矿。2.根据权利要求1所述的氧化锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤2)中第一类脱泥产物中锌回收率小于5%，第二类脱泥产物中锌回收率大于95%。3.根据权利要求1或2所述的氧化锌矿选矿方法，其特征在于，所述分散剂质量浓度为0.1-0.5% ο4.根据权利要求1或2所述的氧化锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤3)中硫化剂质量浓度为l_3kg/t。5.根据权利要求1或2所述的氧化锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤4)中捕收剂质量浓度为30-50g/t。6.根据权利要求5所述的氧化锌矿选矿方法，其特征在于，所述铅精矿的品位为55-60 %，回收率大于80 %。7.根据权利要求1或2所述的氧化锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤5)中硫化剂质量浓度为5-7kg/t。8.根据权利要求1或2所述的氧化锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤6)中捕收剂质量浓度为200-300g/t。9.根据权利要求8所述的氧化锌矿选矿方法，其特征在于，所述锌精矿的品位为48-50 %，回收率大于95 %。10.根据权利要求1所述的氧化锌矿选矿方法，其特征在于，所述锌精矿的品位为48-50 %，回收率大于95 %。
【专利摘要】本发明提出了一种氧化锌矿选矿方法，包括以下步骤：1)将分散剂中加入到氧化锌矿原矿中进行球磨得到矿浆；2)将步骤1)的矿浆直接进行脱泥，脱泥产物溢流颗粒很细，呈粘浆状，其锌含量比原矿低2-5个品位；脱泥产物底流颗粒比较粗大，呈分散砂状，锌含量比原矿高2-5个品位；其中，第一类脱泥产物直接抛弃；3)将第二类脱泥产物加入硫化剂进行常温硫化，得到硫化产物；4)将步骤3)得到的硫化产物加入捕收剂进行铅浮选，获得铅精矿和选铅尾矿；5)将步骤4)得到的选铅尾矿加入硫化剂进行常温硫化，得到硫化产物；6)将步骤4)得到的硫化产物加入捕收剂进行锌浮选，获得锌精矿。其选矿得到的锌精矿品位为48-50％，锌回收率大于95％。
【IPC分类】B03B7/00, B03B9/00
【公开号】CN105413852
【申请号】CN201510908109
【发明人】帅和平
【申请人】深圳市瑞世兴科技有限公司
【公开日】2016年3月23日
【申请日】2015年12月10日