[发明专利]一种高氧化率矿石的选矿方法

说明书

本发明提供了涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种高氧化率矿石的选矿方法，包括如下步骤：将原矿进行磨矿作业后加入乙基黄药、2#油、丁铵黑药进行调浆；然后进行反浮选、正浮选，获得正浮选氧化锌粗精矿和正浮选中矿；向获得的正浮选氧化锌粗精矿中加入药剂进行精选，获得第一次氧化锌粗精矿；将获得的第一次氧化锌粗精矿中加入硫化钠，充分混合后再进行浮选，获得最终产品氧化锌精矿；本发明在对矿石进行选别的过程中，采用反浮选的选矿工艺流程进行脱泥，再进行正浮选作业，有效减少了脱泥环节金属的损失，最终指标为氧化锌主品位30.12％，回收率71.88％。

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种高氧化率矿石的选矿方法。

背景技术

随着我国矿山企业的开采，矿石贫化率越来越高。矿石氧化率也随之攀升，如何利用新技术对高氧化率矿石进行回收，提高资源利用率，成为了选矿行业的共同难题，由于矿石组成复杂，矿种繁多，氧化率较高，嵌布紧密，泥化严重等，造成氧化矿在选别过程中回收率偏低，采用传统的选矿方法，很难实现有用金属的高效回收，造成金属流失，如何有效回收氧化矿，提高金属回收率，减少固体环境污染是目前迫在眉睫的问题。

现有技术中氧化矿的浮选技术都采用脱泥之后再进行硫化化胺法(Rey法)浮选氧化锌。然而，氧化锌浮选采用脱泥技术，在泥质分离过程中，有用金属随着泥质流失，没有有效地解决浮选过程中泥质问题，对于原矿金属损失较大，不能有效的回收有用金属。

发明内容

本发明的目的就是针对现有技术存在的上述缺陷，通过改变选矿工艺流程，在确保脱泥效果的前提下，有效降低在脱泥过程中金属损失，提高金属回收率，本发明采用反浮选脱泥的工艺流程，在确保精矿品位的前提下，有效提高了高氧化矿选矿回收率；解决现在高氧化矿的堆存问题，充分实现资源综合回收利用；选矿回收率提高，最终选别的氧化锌精矿品位达到30.12％，回收率达到71.88％，能为企业带来可观的经济效益，且为之后大量生产选别高氧化矿提供技术支撑。

本发明的第一个目的在于提供一种高氧化率矿石的选矿方法，包括如下步骤：

(1)、将含锌品位5～6％，氧化率在80～85％的原矿通过磨矿作业，使矿石细度达到-200目占80-90％；

(2)、将(1)产品通过管道输送至搅拌桶，加入调浆药剂用量100g/t进行调浆作业，调浆时间5-10分钟；所述调浆药剂包括乙基黄药、2#油、丁铵黑药，其重量比为1～2：1～2：2～5；

(3)将(2)的产品给到浮选机中进行反浮选作业；

(4)在反浮选过程中加入浮选药剂丁基黄药用量15g/t，获得反浮选泡沫含锌0.15％，通过管道输送至尾矿库，获得反浮选中矿含锌4.85～5.85％，进行正浮选；

(5)将(4)获得的产品进行正浮选，通过加入硫化钠用量5500-6500g/t、六偏硫酸钠用量800-1300g/t、丁基黄药用量20-50g/t、A药剂用量1200-1800g/t、CMC用量80-130g/t、十二胺用量250-330g/t，通过调节矿浆5-10分钟，在PH保持在11～12的情况下，经过一次粗选获得氧化锌粗精矿和中矿；所述A药剂包括六偏磷酸钠及水玻璃，其重量比为2～4：5～6；

(6)将(5)获得的氧化锌粗精矿加入A药剂260-340g/t进行1次精选，获得第1次氧化锌粗精矿；

(7)将(6)获得的氧化锌粗精矿加入硫化钠120-180g/t，充分与矿浆进行混合，再进行浮选，获得氧化锌主品位30.2-40％的最终产品；

(8)将(5)获得的浮选中矿加入硫化钠用量1700-2400g/t、A药剂用量300-700g/t、丁基黄药用量10-30g/t、十二胺用量60-80g/t，通过调节矿浆3-10分钟，经过一次扫选获得氧化锌扫选产品及氧化锌尾矿；获得的氧化锌扫选产品送入步骤(5)；获得的氧化锌尾矿和步骤(4)获得的泡沫共同进入尾矿库。