[发明专利]一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺

说明书

技术领域

本发明涉及到一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺，属于矿物加工领域。

背景技术

随着资源开发，易处理的硫化矿越来越少，大量的氧化矿因其品位低、性质极其复杂，一直得不到有效的利用，长期堆存或废弃，不仅浪费资源，而且占据土地、污染环境。如：云南兰坪铅锌矿虽已建成年产金属锌12万吨的湿法炼锌厂，能利用含锌品位l5%以上的矿石，但资源综合利用率远低于50%，目前已堆存有低品位氧化铅锌矿石达1200万吨，每年还以增加300万吨左右的速度继续堆存。

通常，氧化铅采用传统工艺就能获得较好的选别指标，而氧化锌却较难选。传统的氧化锌选矿工艺主要是“脱泥浮选”，虽然脱出矿泥（-10μm）能较彻底地排除矿泥对氧化锌浮选的干扰，但是脱泥的同时也脱掉了部分氧化锌矿物，造成氧化锌回收率低，并且脱泥常采用水力旋流器进行，存在受给矿浓度、压力大小、给矿大小波动的影响，导致脱泥不稳定、难以调节和控制、指标不稳定等诸多问题。

基于传统的氧化锌浮选工艺的不足，迫切发明一种新工艺，既能提高回收率、又能使整个过程易于调节、控制和稳定。

发明内容

针对上述存在的不足，本发明提出一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺，它能提高复杂难选氧化锌矿回收率，达到5~10%。

本发明为复杂难选氧化锌矿选矿新工艺，其主要步骤和技术参数如下：

（1）将氧化铅锌矿进行碎矿、磨矿，磨矿细度控制在-0.074mm占75~90%范围，入选矿浆浓度为25~35%；

（2）磨矿产物顺序进入常规的硫化铅、硫化锌、氧化铅浮选作业，并加入传统常用的浮选药剂，分别产出硫化铅、硫化锌和氧化铅三个精矿产品；

（3）氧化铅浮选尾矿先进行浓缩脱水、同时也是有效脱除矿浆中难免离子Ca²⁺ 、Mg²⁺、 Pb²⁺ 和Fe³⁺的过程，并加入清水对沉砂产物进行调浆，矿浆浓度调节到25~35%，进入氧化锌浮选作业； 

（4）氧化锌矿物浮选采用“一次粗选、两次精选、两次扫选”工艺选别，粗选作业添加碳酸钠1000~2000g/t、六偏磷酸钠200~300 g/t 、水玻璃300~500 g/t、硫化钠5000~7000 g/t、十八胺500~700 g/t和2#油50~80 g/t；第一次扫选作业I添加硫化钠800~1200 g/t和十八胺150~250 g/t；第二次扫选Ⅱ作业添加十八胺50~150 g/t，整个氧化锌浮选过程保持矿浆pH=11~12，产出氧化锌精矿产品。

对上面四种难免离子对氧化锌矿物可浮性影响机理表明，它们对氧化锌均有显著的抑制作用，氧化铅浮选尾矿经浓缩脱水、补加清水调浆后，Ca²⁺ 、Mg²⁺、 Pb²⁺ 和Fe³四种难免离子浓度约降低了3~4倍，大幅度地减轻了其对氧化锌的抑制作用，使上浮率提高。

所述的氧化铅锌矿品位为：Pb 1.21-3.55%、Zn 6.04-7.78%，铅氧化率71.01-76.38%、锌氧化率70.14-77.13%。

本发明中采用的2#油分为松醇油与化学油两种，广泛用于有色金属的浮选中的起泡剂，在全国各地的矿山中均有应有，是一种常规的起泡剂。本发明中出现的百分比例均为质量百分比。

本发明的脱水浮锌工艺与传统的脱泥浮锌工艺相比，具有整个工艺过程易于调节、控制和稳定，氧化锌矿物回收率提高5～10%的优点，提高了矿产资源综合利用率。

四、附图说明

   图1是本发明工艺流程示意图。

五、具体实施方式

实施例一：

云南某氧化铅锌矿Pb 1.21%、Zn 7.78%，铅氧化率71.01%、锌氧化率70.14%，按图1所示的工艺流程选别。磨矿细度-0.074mm占85%，磨矿产物顺序进入常规的硫化铅、硫化锌、氧化铅浮选作业，并加入传统常用的浮选药剂，分别产出硫化铅、硫化锌、氧化铅三个精矿产品。氧化铅浮选尾矿先进行浓缩脱水、往沉砂中加入清水进行调浆、矿浆浓度调节到27%，进入氧化锌浮选作业、并加入常规的浮选药剂进行选别。

原矿经图1所示的工艺流程选别后，其中获得硫化锌精矿Zn48.12%、回收率26.37%，氧化锌精矿Zn 31.58%、回收率61.09%，总锌精矿Zn 35.24%、总锌回收率87.46%。

实施例二：