CN105013618A - 一种氧化锌矿中矿矿浆加热浮选法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种氧化锌矿中矿矿浆加热浮选法，属于矿物加工技术领域。将氧化锌矿原矿破碎磨矿后采用常规浮选方法进行开路试验，得到精矿、中矿和尾矿；将得到的中矿合并，调节矿浆质量百分比浓度为20%~40%，并将矿浆加热至40~60℃，然后依次加入Na2S活化剂使矿浆pH达到11~11.5、常规浮选流程中的捕收剂和起泡剂进行常规浮选得到精矿和尾矿；将得到的精矿和开路试验的精矿合并最终制备得到满足指标的最终锌精矿。该方法解决了氧化锌矿分选过程中中矿难以处理、中矿矿浆pH偏低、硫化钠用量过大及矿泥恶化闭路作业、矿泥难以分散等问题。
Description
技术领域
本发明涉及一种氧化锌矿中矿矿浆加热浮选法，属于矿物加工技术领域。
背景技术
氧化锌矿的物质组成复杂，其中既有大量的石膏、硫酸铜、硫酸锌等可溶盐，以及其它的碳酸盐、硫酸盐、硅酸盐、砷酸盐和其它的氧化物，硫化物；又有在氧化过程所产生的大量赭土和铅矾，极易泥化，使浮选作业控制困难，影响浮选指标。而氧化锌矿为达到最终选别指标，常常会采用多次精选与扫选，以提高精矿品位和回收率。但由于中矿中含有大量浮选药剂，且矿浆含泥量高，造成浮选分离及回收困难，因此如何处理氧化锌矿选矿中矿，直接影响最终选矿指标。
目前，中矿在选矿作业中的处理方式主要有三种：一是中矿循序返回，也是中矿处理中最常见的方法，即后一作业的中矿返回前一作业，这样可以减少中矿再选的次数，降低返回再选中的金属损失，进而提高作业回收率。但在氧化锌矿选别过程中，由于中矿中含有大量浮选药剂，使得返回的中矿不但受到矿泥罩盖，同时也被药剂罩盖且难以解除，这部分矿物与浮选药剂吸附紧密并以泡沫形式悬浮在新给矿矿浆的表面，进而阻碍新给矿与浮选药剂间的作用，部分中矿矿物与药剂吸附很好，难以脱离，进而在闭路作业中形成死循环，从而影响选别作业，出现漫槽现象；二是中矿再磨，即将浮选中矿合并后再入磨机，进行第二段磨矿后使有用矿物与脉石矿物进一步单体解离。由于氧化锌原矿通常泥化严重，矿石性脆易磨，仅需较短时间即可达到较细磨矿细度，而矿泥则是制约氧化锌矿选别指标的最重要影响因素之一，因此中矿再磨法无法满足氧化锌矿浮选的需要；三是中矿单独浮选，此种方法适用于中矿矿石性质特殊，中矿性质与原矿性质差别较大时的选别作业。目前氧化锌矿中矿单独浮选基本仍采用与原矿浮选相似的药剂制度，但由于中矿矿浆量较大，选矿作业中补加水等因素使得矿浆pH通常较低，而氧化锌矿常采用胺类-硫化钠法浮选，此种方法的最佳pH值约为11，为满足矿浆pH的需求，常需加硫化钠以调节最佳酸碱度，但此法会造成硫化钠用量过大，选矿成本过高，当原矿为氧硫混合矿时又会对硫化矿产生抑制作用。
鉴于以上原因，本发明提供一种新的选矿工艺：利用在矿浆温度为40~60℃时，氧化锌矿物表面对硫化钠的吸附量增加，吸附速率大大提高，且此时有利于硫化钠的水解，从而形成较强的碱性环境的原理，将氧化锌矿选矿作业中精扫选中矿合并，加热至40~60℃后进行选别，从而达到降低硫化钠用量，促进硫化反应的进行，增强硫化薄膜的稳定性，且起到矿泥分散作用，提高最终选矿指标的目的。
发明内容
针对上述现有技术存在的问题及不足，本发明提供一种氧化锌矿中矿矿浆加热浮选法。该方法解决了氧化锌矿分选过程中中矿难以处理、中矿矿浆pH偏低、硫化钠用量过大及矿泥恶化闭路作业、矿泥难以分散等问题。本发明通过以下技术方案实现。
一种氧化锌矿中矿矿浆加热浮选法，其具体步骤如下：
（1）将氧化锌矿原矿破碎磨矿后采用常规浮选方法进行开路试验，得到精矿、中矿和尾矿；
（2）将步骤（1）得到的中矿合并，调节矿浆浓度为20%~40%，并将矿浆加热至40~60℃，然后依次加入Na2S活化剂使矿浆pH达到11~11.5、常规浮选流程中的捕收剂和起泡剂进行常规浮选得到精矿和尾矿；
（3）将步骤（2）得到的精矿和步骤（1）的精矿合并最终制备得到满足指标的最终锌精矿。
所述步骤（1）中的常规浮选方法为一粗两精两扫或一粗两精三扫流程，经精选得到的精选尾矿和扫选得到的精矿作为步骤（2）的中矿产品。
所述步骤（2）中得到的尾矿锌品位较高时，将步骤（2）中的尾矿返回步骤（1）的第一次扫选作业，相反，将步骤（1）得到的尾矿和步骤（2）中得到的尾矿合并作为最终尾矿产品。
所述步骤（2）得到的精矿和步骤（1）的精矿合并后达不到指标返回步骤（1）的第一次精选作业。
本发明的原理为：当矿浆温度达到40~60℃时，硫化钠在矿浆中水解速度加快，硫化钠主要以HS-形式存在于矿浆中，而HS-是活化氧化锌矿物的最主要组分，随着矿浆温度的升高，氧化锌矿物表面对硫化钠的吸附量增加，吸附速率大大提高，硫化钠在氧化锌矿物表面形成的硫化薄膜稳定性增加，同时，矿浆温度的升高对矿泥也有分散作用。
矿浆温度对浮选有着较大影响，一般来说，矿浆温度升高时，活化剂与捕收剂等浮选药剂在矿浆中活性增加，活化剂Na2S与矿物表面碰撞概率增加，吸附黏着效率增强，当矿浆温度达到40~60℃时，矿物表面的硫化薄膜最稳定，升高温度，不仅促进了矿物表面的硫化速率，同时增强了硫化过程的深度。由于氧化锌矿常采用硫化-胺法浮选，所用药剂硫化钠和胺类捕收剂溶解性均较差，矿浆温度的升高，不仅可以促进硫化钠和胺类捕收剂的溶解，而且可以促进硫化钠在矿浆中的水解作用，使硫化钠以主要HS-形式存在，进而提高矿浆pH值，加速硫化反应的进行。同时，加温可以起到矿泥分散作用，从而降低矿泥在有用矿物上的罩盖，增强有用矿物与脉石矿物之间的可浮性差异，提高选矿指标。
本发明利用这种原理，将氧化锌矿选矿作业中精扫选中矿合并，加热至40~60℃后进行选别，从而达到降低硫化钠用量，促进硫化反应的进行，增强硫化薄膜的稳定性，分散矿泥，提高最终选矿指标的目的。
本发明的有益效果是：
（1）增强活化剂与捕收剂的浮选活性，增加活化剂Na2S与矿物颗粒表面的碰撞概率，增强药剂与矿物表面间的吸附黏着效率；
（2）增强矿物表面的硫化薄膜稳定性，促进了矿物表面的硫化速率，同时增强了硫化过程的深度，降低Na2S用量，提高选矿效率；
（3）加速难溶药剂Na2S和胺类捕收剂等浮选药剂的溶解，促进Na2S在矿浆中的水解作用，进而提高矿浆pH值，加速硫化反应的进行；
（4）起到矿泥分散作用，降低矿泥在有用矿物表面上的罩盖，增强有用矿物与脉石矿物之间的可浮性差异，提高选矿指标。
具体实施方式
下面结合具体实施方式，对本发明作进一步说明。
实施例1
本实施例以保山氧化锌矿为矿样，具体包括以下步骤：
（1）取500g保山氧化锌矿作为原矿矿样，原矿Zn品位为7.83wt%，将保山氧化锌矿破碎至-2mm以下磨矿，磨矿细度为-0.074mm含量占92.38%，将磨矿进行一粗两精两扫开路流程，粗选药剂为调整剂碳酸钠2kg/t、分散剂六偏磷酸钠2kg/t、活化剂Na2S10kg/t和捕收剂十八胺300g/t，精选过程中不加入任何药剂，扫选过程中不加入碳酸钠和六偏磷酸钠，活化剂Na2S2kg/t，捕收剂十八胺减半，后面的扫选过程药剂依次减半；
（2）将步骤（1）得到的两次精选尾矿和两次扫选精矿合并作为中矿，调节矿浆质量百分比浓度为40%，并将矿浆加热至40℃，然后依次加入Na2S活化剂使矿浆pH达到11~11.5、常规浮选流程中的捕收剂进行常规两次精选得到精矿和尾矿；第一次精选中加入Na2S1kg/t、捕收剂十八胺100g/t，第二次精选不加药。
（3）将步骤（2）得到的精矿和步骤（1）的精矿合并最终制备得到满足指标的最终锌精矿。
最终制备得到的锌精矿Zn品位为25.34wt%，回收率达到75.88%，相对于原全闭路流程，即各中矿循序返回前一作业，Zn品位提高1.28%，回收率提高了3.57%，且试验过程中总的Na2S用量减少3kg/t，不但降低了选矿成本，而且避免了选矿闭路作业中中矿含泥量大，沉降时间长等问题，提高了选矿效率。
实施例2
本实施例以腾冲氧化锌矿为矿样，具体包括以下步骤：
（1）取500g腾冲氧化锌矿作为原矿矿样，原矿Zn品位为6.65wt%，将腾冲氧化锌矿破碎至-2mm以下磨矿，磨矿细度为-0.074mm含量占90.41%，将磨矿进行一粗两精三扫开路流程，粗选药剂为调整剂碳酸钠2kg/t、分散剂六偏磷酸钠1.5kg/t、活化剂Na2S8kg/t和捕收剂KZF2kg/t，精选过程中不加入任何药剂，扫选过程中不加入碳酸钠和六偏磷酸钠，活化剂Na2S2kg/t，捕收剂KZF减半，后面的扫选过程药剂依次减半；
（2）将步骤（1）得到的两次精选尾矿和三次扫选精矿合并作为中矿，调节矿浆质量百分比浓度为20%，并将矿浆加热至50℃，然后依次加入Na2S活化剂使矿浆pH达到11~11.5、常规浮选流程中的捕收剂进行常规两次精选得到精矿和尾矿；第一次精选中加入Na2S1.5kg/t、捕收剂KZF200g/t，第二次精选不加药。
（3）将步骤（2）得到的精矿和步骤（1）的精矿合并最终制备得到满足指标的最终锌精矿。
最终制备得到的锌精矿Zn品位为23.34wt%，回收率达到77.20%，相对于原全闭路流程，即各中矿循序返回前一作业，在Zn品位相差不大的情况下，回收率提高了2.33%，且试验过程中总的Na2S用量减少2.5kg/t，不但降低了选矿成本，而且避免了选矿闭路作业中中矿含泥量大，沉降时间长等问题，提高了选矿效率。
实施例3
本实施例以桂林氧化锌矿为矿样，具体包括以下步骤：
（1）取500g桂林氧化锌矿作为原矿矿样，原矿Zn品位为8.05wt%，将桂林氧化锌矿破碎至-2mm以下磨矿，磨矿细度为-0.074mm含量占95.67%，将磨矿进行一粗两精两扫开路流程，粗选药剂为调整剂碳酸钠2kg/t、分散剂六偏磷酸钠2kg/t、活化剂Na2S12kg/t和捕收剂KZF2kg/t，精选过程中不加入任何药剂，扫选过程中不加入碳酸钠和六偏磷酸钠，活化剂Na2S3kg/t，捕收剂KZF减半，后面的扫选过程药剂依次减半；
（2）将步骤（1）得到的两次精选尾矿和两次扫选精矿合并作为中矿，调节矿浆质量百分比浓度为30%，并将矿浆加热至60℃，然后依次加入Na2S活化剂使矿浆pH达到11~11.5、常规浮选流程中的捕收剂进行常规两次精选得到精矿和尾矿；第一次精选中加入Na2S2kg/t、捕收剂KZF150g/t，第二次精选不加药。
（3）将步骤（2）得到的精矿和步骤（1）的精矿合并最终制备得到满足指标的最终锌精矿。
最终制备得到的锌精矿Zn品位为27.20wt%，回收率达到73.24%，相对于原全闭路流程，即各中矿循序返回前一作业，Zn品位提高1.33%，回收率提高了3.76%，且试验过程中总的Na2S用量减少2kg/t，不但降低了选矿成本，而且避免了选矿闭路作业中中矿含泥量大，沉降时间长等问题，提高了选矿效率。
以上对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。
Claims (4)
1.一种氧化锌矿中矿矿浆加热浮选法，其特征在于具体步骤如下：
（1）将氧化锌矿原矿破碎磨矿后采用常规浮选方法进行开路试验，得到精矿、中矿和尾矿；
（2）将步骤（1）得到的中矿合并，调节矿浆质量百分比浓度为20%~40%，并将矿浆加热至40~60℃，然后依次加入Na2S活化剂使矿浆pH达到11~11.5、常规浮选流程中的捕收剂和起泡剂进行常规浮选得到精矿和尾矿；
（3）将步骤（2）得到的精矿和步骤（1）的精矿合并最终制备得到满足指标的最终锌精矿。
2.根据权利要求1所述的氧化锌矿中矿矿浆加热浮选法，其特征在于：所述步骤（1）中的常规浮选方法为一粗两精两扫或一粗两精三扫流程，经精选得到的精选尾矿和扫选得到的精矿作为步骤（2）的中矿产品。
3.根据权利要求2所述的氧化锌矿中矿矿浆加热浮选法，其特征在于：所述步骤（2）中得到的尾矿锌品位较高时，将步骤（2）中的尾矿返回步骤（1）的第一次扫选作业，相反，将步骤（1）得到的尾矿和步骤（2）中得到的尾矿合并作为最终尾矿产品。
4.根据权利要求2所述的氧化锌矿中矿矿浆加热浮选法，其特征在于：所述步骤（2）得到的精矿和步骤（1）的精矿合并后达不到指标返回步骤（1）的第一次精选作业。
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