CN106111350A - 一种氧化锌矿的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种氧化锌矿的浮选方法，其针对浮选的前处理过程，先将氧化锌矿破碎、磨细后，调节矿浆浓度至15~20wt%；依次加入分散剂、脉石矿物抑制剂，然后加入絮凝剂进行选择性絮凝；之后加入预胶化淀粉搅拌均匀，再加入硫酸调节矿浆pH值至1~5；低速搅拌2~5分钟后加入捕收剂和起泡剂，按常规工艺浮选得到锌精矿。本发明通过加入预胶化淀粉强化选择性絮团的稳定性，然后加入硫酸，以实现菱锌矿与反应产生的二氧化碳微泡的紧密吸附，再通过常规浮选将锌矿物‑泡沫絮团回收，其不但提高了矿石的选别指标，还可有效减少捕收剂和起泡剂的用量。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工工程技术领域，具体涉及一种氧化锌矿的浮选方法。
背景技术
近年来，随着资源的不断开发，易处理硫化锌矿资源日益枯竭，扩大对低品位难处理氧化锌矿的选别和研究已经迫在眉睫。浮选法是目前处理氧化铅锌矿石的主要方法，但选别指标一直不理想，这主要是由于矿物亲水性较强，表面水化膜较厚，而且其表面电性与其它氧化矿物相似，导致它们之间可浮性差异不大，常规捕收剂的选择性较差；其次，由于长时间的氧化，加上磨矿过程，浮选矿浆中存在大量的矿泥，这部分细泥中的锌矿物不但难以回收，还严重影响了粗粒级矿物的正常浮选。因此，目前选矿厂多采用预先脱泥的方式将矿泥脱除抛弃后再用浮选方法处理，但此矿泥中也含有一定量的锌，将这部分锌直接抛弃，对矿山来讲是一个大的损失。对细粒级氧化锌矿采取选择性絮凝后再浮选的方法在多年前已经被提出来，在微细粒矿石选别方面有独特的优势，但由于絮凝剂的选择性差和絮凝后的絮团稳定性差，该技术在生产上难以应用。
传统的泡沫浮选主要是在气-水-固三相界面发生，通过加入捕收剂，加大目的矿物与脉石矿物的疏水性差异，疏水矿粒粘附气泡上浮，亲水矿粒留于水中。但气泡的矿化需要气泡与矿粒发生碰撞，两者接近过程中冲破水化膜的势垒，造成水化膜破裂形成两相接触时矿粒才能牢固地吸附在气泡上，这就加大了目的矿物吸附在气泡上的难度。常规浮选中气泡的产生主要来自于浮选机机械搅拌和外部充气，其特点是充气量大，但是这样产生的气泡对目的矿物的选择性差。鉴于以上原因，本发明开发出一种新的氧化锌矿浮选方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种氧化锌矿的浮选方法，其可有效解决目前氧化锌矿浮选回收难的问题，提高矿石的选别指标。
为实现上述目的，本发明采用如下技术方案：
一种氧化锌矿的浮选方法，其包括如下步骤：
1）将氧化锌原矿破碎、磨细至规格小于0.074mm的矿石占总矿石质量的65~95%，使组成矿物单体解离，然后调节矿浆浓度至10~25wt%，优选15~20wt%；
2）依次加入分散剂、脉石矿物抑制剂，搅拌2分钟；
3）然后按20~80mg/L的量加入絮凝剂羧甲基纤维素，3000~4000转/分钟高速搅拌5分钟；
4）按每吨原矿加入2~10kg的量加入预胶化淀粉，搅拌均匀后加入硫酸，调节矿浆pH值至1~5，优选pH值为4~5；
5）500~1000转/分钟低速搅拌2~5分钟后加入捕收剂和起泡剂，经粗选、扫选和精选的常规浮选工艺得到锌精矿。
步骤2）中所用分散剂包括水玻璃；所用脉石矿物抑制剂包括六偏磷酸钠。
本发明的显著优点在于：
本发明添加羧甲基纤维素作为絮凝剂可使目的矿物选择性絮凝，并通过制备低浓度矿浆和高速搅拌促进氧化锌矿物的絮凝；絮凝后，在低搅拌速率条件下添加预胶化淀粉，可增加絮团的稳定性，使其在搅拌过程中不容易重新分散；同时，由于氧化锌矿物绝大部分是菱锌矿，为碳酸锌，在絮凝后的矿浆中加入酸溶液，可使菱锌矿矿物表面通过化学反应形成二氧化碳气泡，使泡沫和矿物一开始就是两相接触，而不用考虑气泡与矿粒碰撞问题，也不存在克服水化膜的情形，絮团中众多的微泡与矿粒形成矿物-气泡絮团，而其它非碳酸盐矿物一般不产生气泡，这使菱锌矿成为唯一携带微泡的矿物，从而实现有选择性的选别；为减少生成泡沫的脱落，本发明还在矿浆中添加了预胶化淀粉，其可实现对已形成絮团的包裹，大大增加了絮团的稳定性和气泡在絮团中的吸附强度；加入捕收剂和起泡剂的目的是为了让生成的气泡能够更加稳定地吸附在矿物表面，以实现矿物的捕收，同时外部充入的气泡可依靠微泡在矿粒与大气泡之间附着的桥梁作用吸附着矿粒上浮。
本发明方法能够大大减少捕收剂和起泡剂的用量，并提高精矿品位和回收率，增加细粒级锌矿物的回收，简化工艺流程，能够达到较好的选别指标。
具体实施方式
为了使本发明所述的内容更加便于理解，下面结合具体实施方式对本发明所述的技术方案做进一步的说明，但是本发明不仅限于此。
实施例1
对云南兰坪某氧化锌矿（锌主要以菱锌矿形式存在）进行浮选，其经过下列步骤：
将氧化锌原矿破碎、磨细至规格小于0.074mm的矿石占总矿石质量的65%，使组成矿物单体解离，然后调节矿浆浓度至10wt%；依次加入分散剂水玻璃300g/t、脉石矿物抑制剂六偏磷酸钠200g/t，搅拌2分钟；然后按20mg/L的量加入絮凝剂羧甲基纤维素，3000转/分钟高速搅拌5分钟；按每吨原矿加入5kg的量加入预胶化淀粉，搅拌均匀后加入硫酸，调节矿浆pH值至1；1000转/分钟低速搅拌2分钟后加入捕收剂丁基黄药50g/t和起泡剂二号油15g/t，经常规浮选得到锌精矿。
所得锌精矿的品位达到35.5%，回收率接近88%，跟常规的硫化浮选结果相比较，其品位提高了7%左右，回收率提高近16%。
实施例2
对广西某氧化锌矿（锌主要以菱锌矿形式存在）进行浮选，其经过下列步骤：
将氧化锌原矿破碎、磨细至规格小于0.074mm的矿石占总矿石质量的75%，使组成矿物单体解离，然后调节矿浆浓度至15wt%；依次加入分散剂水玻璃400g/t、脉石矿物抑制剂六偏磷酸钠300g/t，搅拌2分钟；然后按50mg/L的量加入絮凝剂羧甲基纤维素，3200转/分钟高速搅拌5分钟；按每吨原矿加入10kg的量加入预胶化淀粉，搅拌均匀后加入硫酸，调节矿浆pH值至5；600转/分钟低速搅拌5分钟后加入捕收剂异戊基黄药40g/t和起泡剂二号油10g/t，经常规浮选得到锌精矿。
所得锌精矿的品位达到38.9%，回收率接近89%，跟常规的硫化浮选结果相比较，其品位提高了10%左右，回收率提高近11%。
实施例3
对云南会泽某氧化锌矿（锌主要以碳酸锌形式存在）进行浮选，其经过下列步骤：
将氧化锌原矿破碎、磨细至规格小于0.074mm的矿石占总矿石质量的85%，使组成矿物单体解离，然后调节矿浆浓度至20wt%；依次加入分散剂水玻璃300g/t、脉石矿物抑制剂六偏磷酸钠300g/t，搅拌2分钟；然后按60mg/L的量加入絮凝剂羧甲基纤维素，3500转/分钟高速搅拌5分钟；按每吨原矿加入2kg的量加入预胶化淀粉，搅拌均匀后加入硫酸，调节矿浆pH值至5；800转/分钟低速搅拌2分钟后加入捕收剂异戊基黄药50g/t和起泡剂二号油12g/t，经常规浮选得到锌精矿。
所得锌精矿的品位达到34.1%，回收率接近87%，跟常规的硫化浮选结果相比较，其品位提高了5%左右，回收率提高近14%。
实施例4
对广西某氧化锌矿（锌主要以碳酸锌形式存在）进行浮选，其经过下列步骤：
将氧化锌原矿破碎、磨细至规格小于0.074mm的矿石占总矿石质量的95%，使组成矿物单体解离，然后调节矿浆浓度至25wt%；依次加入分散剂水玻璃600g/t、脉石矿物抑制剂六偏磷酸钠500g/t，搅拌2分钟；然后按80mg/L的量加入絮凝剂羧甲基纤维素，4000转/分钟高速搅拌5分钟；按每吨原矿加入8kg的量加入预胶化淀粉，搅拌均匀后加入硫酸，调节矿浆pH值至4；500转/分钟低速搅拌3分钟后加入捕收剂丁基黄药60g/t和起泡剂二号油16g/t，经常规浮选得到锌精矿。
所得锌精矿的品位达到36.3%，回收率接近89%，跟常规的硫化浮选结果相比较，其品位提高了6.9%左右，回收率提高近11%。
以上所述仅为本发明的较佳实施例，凡依本发明申请专利范围所做的均等变化与修饰，皆应属本发明的涵盖范围。
Claims (5)
1.一种氧化锌矿的浮选方法，其特征在于：包括如下步骤：
1）将氧化锌原矿破碎、磨细至规格小于0.074mm的矿石占总矿石质量的65~95%，然后调节矿浆浓度至10~25wt%；
2）依次加入分散剂、脉石矿物抑制剂，搅拌2分钟；
3）然后加入絮凝剂羧甲基纤维素，高速搅拌5分钟；
4）按每吨原矿加入2~10kg的量加入预胶化淀粉，搅拌均匀后加入硫酸，调节矿浆pH值至1~5；
5）低速搅拌2~5分钟后加入捕收剂和起泡剂，按常规工艺浮选得到锌精矿。
2.根据权利要求1所述氧化锌矿浮选方法，其特征在于：步骤1）中调节矿浆浓度为15~20wt%。
3.根据权利要求1所述氧化锌矿浮选方法，其特征在于：步骤3）中絮凝剂的加入量为20~80mg/L，高速搅拌的速度为3000~4000转/分钟。
4.根据权利要求1所述氧化锌矿浮选方法，其特征在于：步骤4）中调节矿浆pH值为4~5。
5.根据权利要求1所述氧化锌矿浮选方法，其特征在于：步骤5）中低速搅拌的速度为500~1000转/分钟。
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