氧化型锌矿浮选药剂及浮选方法

1.一种氧化型锌矿浮选药剂，其特征在于，按重量计包括，
调整剂：180-800g/t的硫酸盐，200-500g/t的硅酸钠，50-200g/t的碳酸钠；
捕收剂：130-800g/t的黄药，60-800g/t的黑药；
发泡剂：100-180g/t的2号油。
2.根据权利要求1所述的浮选药剂，其特征在于，所述硫酸盐选用硫酸钠或硫酸铜。
3.根据权利要求1或2所述的浮选药剂，其特征在于，所述调整剂的组成为：350g/t的硫酸盐，200g/t的硅酸钠，60g/t的碳酸钠。
4.根据权利要求1或2所述的浮选药剂，其特征在于，所述调整剂的组成为：180g/t的硫酸盐，200g/t的硅酸钠，50g/t的碳酸钠。
5.根据权利要求1或2所述的浮选药剂，其特征在于，所述调整剂的组成为：400g/t的硫酸盐，360g/t的硅酸钠，100g/t的碳酸钠。
6.根据权利要求1或2所述的浮选药剂，其特征在于，所述调整剂的组成为：300g/t的硫酸盐，380g/t的硅酸钠，140g/t的碳酸钠。
7.根据权利要求1或2所述的浮选药剂，其特征在于，所述调整剂的组成为：400g/t的硫酸盐，300g/t的硅酸钠，90g/t的碳酸钠。
8.一种氧化型锌矿浮选方法，其特征在于，包括下述步骤：
磨矿步骤，首先将氧化型锌矿石磨矿至粒度-0.074mm且占原矿含量不少于90％；
调浆及加入药剂步骤，将所述磨矿后的氧化型锌矿调矿浆浓度至26-32％；加入调整剂，所述调整剂的组成为：180-800g/t的硫酸盐，200-500g/t的硅酸钠，50-200g/t的碳酸钠；搅拌3-5分钟；依次加入捕收剂和发泡剂，所述捕收剂的组成为：130-800g/t的黄药，60-
800g/t的黑药，所述发泡剂的组成为：100-180g/t的2号油；
粗选步骤，粗选8-10分钟得到粗选精矿和粗选尾矿，所述粗选精矿进入精选步骤，所述粗选尾矿进入扫选步骤；
精选步骤，将粗选精矿依次经过两次精选后获取到氧化锌精矿，同时将每次精选得到的精选尾矿作为中矿统一返回至粗选步骤；
扫选步骤，将粗选尾矿依次经两次扫选后得到扫选尾矿，同时将每次扫选得到的扫选精矿作为中矿统一返回至粗选步骤。
9.根据权利要求8所述的浮选方法，其特征在于，所述调整剂中的硫酸盐、硅酸钠和碳酸钠的加入顺序任意。
10.根据权利要求8或9所述的浮选方法，其特征在于，所述精选步骤中的两次精选依次为3-6分钟和2-5分钟；所述扫选步骤中的两次扫选依次为8-10分钟和8-10分钟。

氧化型锌矿浮选药剂及浮选方法\n技术领域\n[0001] 本发明涉及锌矿石浮选选矿技术与应用领域，特别是一种用于氧化型锌矿的浮选药剂及浮选方法。\n背景技术\n[0002] 锌是重要的有色金属矿产之一，被广泛地用于锌丝、锌板、锌粉、电镀、传真版、杀虫剂及合金等应用，现阶段锌的应用具有不可替代性。锌矿是由地质作用形成的矿产资源，具有不可再生性。地质作用形成的锌矿床一般可划分为硫化型(即原生型)和氧化型(即风化型)，其中，硫化型锌矿主要以闪锌矿(ZnS)为主，其是硫化矿物中最难浮选的一个矿种，但通过在矿浆中加入一定量浓度的高锰酸钾后其也可以表现出良好的浮游性，通过浮选工艺可达到较高的回收率，因此硫化型锌矿一直是锌矿工业的主要矿物，开发利用较好；氧化型锌矿是锌的次生矿，是一类重要的含锌矿物，主要以菱锌矿(ZnCO3)、异极矿[Zn2(Si2O7)(OH)·H2O]、硅锌矿(ZnSiO4)、红锌矿(ZnO)、水锌矿[Zn5(CO3)2(OH)6]等形态存在，含有大量的金属杂质，如铅、铁、镉、铜、金、银等，这类多金属铁帽属于难利用矿石(难选矿)之一，这类难选矿的利用主要是针对该类矿石中伴生的贵金属，而锌及其它伴生组份尚未完全利用，也就是说氧化型锌矿石目前还没有较好的利用方法。\n[0003] 随着社会的发展和现代化建设，人类对锌的需求和消耗越来越多，锌矿的开发速度也越来越快，随着我国硫化型锌矿资源的不断开发与枯竭，易于利用的目前具有工业意义的硫化型锌矿越来越少，锌资源短缺矛盾越来越突出，迫使人们不得不转向较难利用的氧化型锌矿，对氧化型锌矿的利用也越来越受到重视，然而氧化型锌矿的利用一直是一个难题。氧化型锌矿的处理方式有两种：一是将氧化型锌矿进行选矿富集后再进入冶炼程序以获取金属锌；二是将氧化型锌矿直接进入冶炼程序处理以获取金属锌。由于氧化型锌矿石品位相对较低，成分复杂，直接将该类矿石进入冶炼程序时，回收利用的难度很大，生产成本相对较高。因此，氧化型锌矿的处理方式主要是进行选矿富集后再进入冶炼程序，以降低冶炼成本。浮选是处理氧化型锌矿进行选矿富集的主要方式，也是选矿研究的重要方向。\n迄今为止，氧化型锌矿的浮选方法除全浮选外，还有重介质-浮选法、磁-浮流程等方法，但是其选矿指标都不太好，其锌的回收率仅为60％-70％，可以获得的锌精矿品位仅为30％-\n40％。\n发明内容\n[0004] 本发明针对现有技术中氧化型锌矿的浮选方法存在回收利用的难度大，生产成本相对较高，并且锌的回收率低，获得的锌精矿品位低等问题，提出了一种氧化型锌矿浮选药剂，针对不同地理位置的氧化型锌矿石采用不同的浮选药剂重量计组合以及加入顺序，达到了有效富集锌矿的目的，提高了锌矿石的利用率、锌的回收率以及锌精矿品位。本发明还涉及一种氧化型锌矿浮选方法。\n[0005] 本发明的技术方案如下：\n[0006] 一种氧化型锌矿浮选药剂，其特征在于，按重量计包括，\n[0007] 调整剂：180-800g/t的硫酸盐，200-500g/t的硅酸钠，50-200g/t的碳酸钠；\n[0008] 捕收剂：130-800g/t的黄药，60-800g/t的黑药；\n[0009] 发泡剂：100-180g/t的2号油。\n[0010] 所述硫酸盐选用硫酸钠或硫酸铜。\n[0011] 所述调整剂的组成为：350g/t的硫酸盐，200g/t的硅酸钠，60g/t的碳酸钠。\n[0012] 所述调整剂的组成为：180g/t的硫酸盐，200g/t的硅酸钠，50g/t的碳酸钠。\n[0013] 所述调整剂的组成为：400g/t的硫酸盐，360g/t的硅酸钠，100g/t的碳酸钠。\n[0014] 所述调整剂的组成为：300g/t的硫酸盐，380g/t的硅酸钠，140g/t的碳酸钠。\n[0015] 所述调整剂的组成为：400g/t的硫酸盐，300g/t的硅酸钠，90g/t的碳酸钠。\n[0016] 一种氧化型锌矿浮选方法，其特征在于，包括下述步骤：\n[0017] 磨矿步骤，首先将氧化型锌矿石磨矿至粒度-0.074mm且占原矿含量不少于90％；\n[0018] 调浆及加入药剂步骤，将所述磨矿后的氧化型锌矿调矿浆浓度至26-32％；加入调整剂，所述调整剂的组成为：180-800g/t的硫酸盐，200-500g/t的硅酸钠，50-200g/t的碳酸钠；搅拌3-5分钟；依次加入捕收剂和发泡剂，所述捕收剂的组成为：130-800g/t的黄药，60-\n800g/t的黑药，所述发泡剂的组成为：100-180g/t的2号油；\n[0019] 粗选步骤，粗选8-10分钟得到粗选精矿和粗选尾矿，所述粗选精矿进入精选步骤，所述粗选尾矿进入扫选步骤；\n[0020] 精选步骤，将粗选精矿依次经过两次精选后获取到氧化锌精矿，同时将每次精选得到的精选尾矿作为中矿统一返回至粗选步骤；\n[0021] 扫选步骤，将粗选尾矿依次经两次扫选后得到扫选尾矿，同时将每次扫选得到的扫选精矿作为中矿统一返回至粗选步骤。\n[0022] 所述调整剂中的硫酸盐、硅酸钠和碳酸钠的加入顺序任意。\n[0023] 所述精选步骤中的两次精选依次为3-6分钟和2-5分钟；所述扫选步骤中的两次扫选依次为8-10分钟和8-10分钟。\n[0024] 本发明的技术效果如下：\n[0025] 本发明涉及一种氧化型锌矿浮选药剂，其按重量计包括，调整剂：180-800g/t的硫酸盐，200-500g/t的硅酸钠，50-200g/t的碳酸钠；捕收剂：130-800g/t的黄药，60-800g/t的黑药；发泡剂：100-180g/t的2号油。本发明氧化型锌矿浮选药剂通过设定特定组份和重量范围的调整剂，能够调整捕收剂与矿物的作用，促进或抑制矿物的可浮性，在浮选作业中选择180-800g/t的硫酸盐作为硫化矿的抑制剂使用，可抑制铅浮铜；硅酸钠的水溶性好，特定重量的硅酸钠在浮选作业中起到分散剂的作用，其对矿泥有分散作用，对提高锌精矿品位有明显效果，也能调整矿浆的PH值是调节剂，又可作抑制剂；碳酸钠在浮选作业中是一种PH值调节剂，同时又是一种活化剂，设置50-200g/t的碳酸钠能够调整矿浆的PH值并维持矿浆PH稳定，增加矿物可浮性，用来改变矿物表面组成，促进捕收剂与矿物表面作用，还避免Ca2+对矿物的抑制作用。调整剂的三种组份的特定重量添加对锌精矿品位有非常大的作用。特定重量的黄药和黑药作为捕收剂，这两种组份在水中的分散性和溶剂性好，有利于对矿物的捕收。发泡剂采用100-180g/t的2号油，具有适当的溶解度而且价格便宜，在浮选中有广泛应用。本发明的氧化型锌矿浮选药剂能够充分发挥各组份的协同效应，选择性好，捕收性强，生产成本低，是一种非常好的浮选药剂。在氧化型锌矿浮选应用时，锌回收率高，浮选指标稳定，解决了现有技术中氧化型锌矿的浮选方法存在回收利用的难度大，生产成本相对较高，并且锌的回收率低，获得的锌精矿品位低等问题，主要针对该类矿石主要为氧化型锌矿且矿泥影响大的特点，达到了有效富集锌矿的目的，提高了锌矿石的利用率，利用该浮选药剂锌的回收率可达87％-90％，可以获得锌精矿品位为52％-60％。\n[0026] 本发明还涉及一种氧化型锌矿浮选方法，磨矿步骤首先将氧化型锌矿石磨矿至粒度-0.074mm且占原矿含量不少于90％；调浆步骤将磨矿后的氧化型锌矿调矿浆浓度至26-\n32％；然后依次加入上述氧化型锌矿浮选药剂涉及的调整剂、捕收剂和发泡剂；最后经一次粗选二次精选二次扫选，锌的回收率可以达87％-90％，可以获得锌精矿品位为52％-60％；\n此外，该浮选方法涉及的浮选工艺流程短、工艺简单，回收成本低廉，并且可以有效地促进我国氧化型锌矿的开发利用。\n[0027] 优选地，该浮选方法涉及的浮选药剂可以针对不同地理位置的氧化型锌矿石采用不同的浮选药剂重量计组合以及加入顺序，以进一步提高锌矿石的利用率、锌的回收率以及锌精矿品位。\n附图说明\n[0028] 图1为本发明氧化型锌矿浮选方法的流程图。\n具体实施方式\n[0029] 下面结合附图对本发明进行说明。\n[0030] 本发明涉及一种氧化型锌矿浮选药剂，按重量计包括，\n[0031] 调整剂：180-800g/t的硫酸盐，200-500g/t的硅酸钠，50-200g/t的碳酸钠；\n[0032] 捕收剂：130-800g/t的黄药，60-800g/t的黑药；\n[0033] 发泡剂：100-180g/t的2号油。\n[0034] 其中，硫酸盐可以选用硫酸钠(Na2SO4)或硫酸铜(CuSO4)。优选地，上述调整剂的各组份(硫酸盐、硅酸钠和碳酸钠)在浮选作业中的加入顺序可任意，即调整剂根据不同锌矿石(一般为不同地理位置获取的锌矿石)的特点可以存在不同药剂量和加入顺序，药剂量和加入顺序的选取通常经多次试验得出，并且浮选药剂量的多少对氧化型锌矿浮选结果成败至关重要。例如，调整剂的组成为：350g/t的硫酸盐，200g/t的硅酸钠，60g/t的碳酸钠；或者，调整剂的组成为：180g/t的硫酸盐，200g/t的硅酸钠，50g/t的碳酸钠；或者，调整剂的组成为：400g/t的硫酸盐，360g/t的硅酸钠，100g/t的碳酸钠；或者，调整剂的组成为：300g/t的硫酸盐，380g/t的硅酸钠，140g/t的碳酸钠；又或者，调整剂的组成为：400g/t的硫酸盐，\n300g/t的硅酸钠，90g/t的碳酸钠。\n[0035] 采用本发明特定组份和重量的氧化型锌矿浮选药剂，在氧化型锌矿浮选的浮选作业中，能够充分发挥各组份的协同效应，经一次粗选二次精选二次扫选，锌的回收率可以达\n87％-90％，可以获得锌精矿品位为52％-60％。\n[0036] 本发明还涉及一种氧化型锌矿浮选方法，该浮选方法是使用上述氧化型锌矿浮选药剂的浮选方法，如图1所示，包括下述步骤：\n[0037] 磨矿步骤，首先将氧化型锌矿石磨矿至粒度-0.074mm且占原矿含量不少于90％；\n[0038] 调浆及加入药剂步骤，将磨矿后的氧化型锌矿调矿浆浓度至26-32％；加入调整剂，该调整剂的组成为：180-800g/t的硫酸盐，200-500g/t的硅酸钠，50-200g/t的碳酸钠；\n搅拌3-5分钟；依次加入捕收剂和发泡剂，其中，该捕收剂的组成为：130-800g/t的黄药，60-\n800g/t的黑药，该发泡剂的组成为：100-180g/t的2号油；\n[0039] 粗选步骤，粗选8-10分钟得到粗选精矿和粗选尾矿，将粗选精矿投入至精选步骤，将粗选尾矿投入至扫选步骤；\n[0040] 精选步骤，将粗选精矿依次经过两次精选(如图1所示的精选Ⅰ和精选Ⅱ)后获取到氧化锌精矿，该氧化锌精矿为本发明的氧化型锌矿浮选方法最终想要获得的锌精矿；同时将每次精选得到的精选尾矿作为中矿统一返回至粗选步骤，也就是说，粗选精矿在精选Ⅰ和精选Ⅱ中都会生成精选尾矿，该精选尾矿作为中矿返回至粗选步骤以进行循环；\n[0041] 扫选步骤，将粗选尾矿依次经两次扫选(如图1所示的扫选Ⅰ和扫选Ⅱ)后得到扫选尾矿，将该扫选尾矿弃掉；同时将每次扫选得到的扫选精矿作为中矿统一返回至粗选步骤，也就是说，粗选尾矿在扫选Ⅰ和扫选Ⅱ中都会生成扫选精矿，该扫选精矿作为中矿返回至粗选步骤以进行循环。\n[0042] 在精选步骤和扫选步骤中获得的中矿返回至粗选进行再次循环，又经过一次粗选两次精选两次扫选，再次产生想要获得的锌精矿，弃掉的扫选尾矿，可再次循环的中矿。经本发明的浮选方法，逐渐提高锌精矿品位和锌回收率。\n[0043] 其中，硫酸盐可采用硫酸钠(Na2SO4)或硫酸铜(CuSO4)；浮选精选Ⅰ优选地可以为3-\n6分钟；精选Ⅱ优选地可以为2-5分钟；扫选Ⅰ优选地可以为8-10分钟；扫选Ⅱ优选地可以为\n8-10分钟。粗选、精选和扫选均为浮选作业中的现有工艺。\n[0044] 此外，优选地上述调整剂(硫酸盐、硅酸钠和碳酸钠)的加入顺序可任意，即调整剂根据不同锌矿石(一般为不同地理位置获取的锌矿石)的特点可以存在不同药剂量和加入顺序，药剂量和加入顺序的选取通常经多次试验得出，并且浮选药剂量的多少对氧化型锌矿浮选结果成败至关重要。采用上述氧化型锌矿浮选药剂，经该浮选方法步骤，锌的回收率可以达87％-90％，可以获得锌精矿品位为52％-60％。\n[0045] 下面结合具体实施例对上述氧化型锌矿浮选药剂和浮选方法进行说明。\n[0046] 实施例一：\n[0047] 选取辽宁某氧化型锌铅矿石1000g，首先将该锌铅矿石磨矿至粒度-0.074mm(即\n200目以下)且占原矿含量为90％；然后将磨矿后的锌铅矿调矿浆浓度至30.3％，再依次加入调整剂：碳酸钠60g/t，硅酸钠200g/t，硫酸盐(Na2SO4、CuSO4等)350g/t，搅拌3分钟后依次加入捕收剂：黄药130g/t，黑药700g/t，发泡剂：二号油120g/t；经过如图1中所示的上述浮选方法所述的一次粗选二次精选二次扫选步骤，且将过程中的中矿返回至粗选进行再次循环，即粗选、精选和扫选，再次得到锌精矿，逐渐提高锌精矿品位和锌回收率，可以获得锌精矿品位为58.76％，锌的回收率为87.6％。\n[0048] 实施例二：\n[0049] 选取吉林某氧化型锌铅矿石1000g，首先将该锌铅矿石磨矿至粒度-0.074mm(即\n200目以下)且占原矿含量为90％；然后将磨矿后的锌铅矿调矿浆浓度至29％，再依次加入调整剂：硫酸盐(Na2SO4、CuSO4等)180g/t，硅酸钠200g/t，碳酸钠50g/t，搅拌4分钟后依次加入捕收剂：黄药160g/t，黑药60g/t，发泡剂：2号油130g/t；经过如图1中所示的上述浮选方法所述的一次粗选二次精选二次扫选步骤，且将过程中的中矿返回至粗选进行再次循环，即粗选、精选和扫选，再次得到锌精矿，逐渐提高锌精矿品位和锌回收率，可以获得锌精矿品位为52.68％，锌的回收率为89.7％。\n[0050] 实施例三：\n[0051] 选取辽宁某氧化型锌铅矿石1000g，首先将该锌铅矿石磨矿至粒度-0.0074mm(即\n200目以下)且占原矿含量为92％；然后将磨矿后的锌铅矿调矿浆浓度至30％，再依次加入调整剂：碳酸钠100g/t，硅酸钠360g/t，硫酸盐(Na2SO4、CuSO4等)400g/t，搅伴4.5分钟后依次加入捕收剂：黄药200g/t，黑药160g/t，发泡剂：2号油125g/t；经过如图1中所示的上述浮选方法所述的一次粗选二次精选二次扫选步骤，且将过程中的中矿返回至粗选进行再次循环，即粗选、精选和扫选，再次得到锌精矿，逐渐提高锌精矿品位和锌回收率，可以获得锌精矿品位为55.6％，锌的回收率为88.76％。\n[0052] 实施例四：\n[0053] 选取贵州某氧化型锌铅矿石1000g，首先将该锌铅矿石磨矿至粒度-0.074mm(即\n200目以下)且占原矿含量为90％；然后将磨矿后的锌铅矿调矿浆浓度至27％，再依次加入调整剂：硅酸钠380g/t，硫酸盐(Na2SO4、CuSO4等)300g/t，碳酸钠140g/t，搅伴3.5分钟后依次加入捕收剂：黄药190g/t，黑药90g/t，发泡剂：2号油145g/t；经过如图1中所示的上述浮选方法所述的一次粗选二次精选二次扫选步骤，且将过程中的中矿返回至粗选进行再次循环，即粗选、精选和扫选，再次得到锌精矿，逐渐提高锌精矿品位和锌回收率，可以获得锌精矿品位为59.6％，锌的回收率为87.8％。\n[0054] 实施例五：\n[0055] 选取云南某氧化型锌铅矿石1000g，首先将该锌铅矿石磨矿至粒度-0.074mm(即\n200目以下)且占原矿含量为93％；然后将磨矿后的锌铅矿调矿浆浓度至28％，再依次加入调整剂：硫酸盐(Na2SO4、CuSO4等)400g/t，硅酸钠300g/t，碳酸钠90g/t，搅拌5分钟后依次加入捕收剂：黄药185g/t，黑药100g/t，发泡剂：2号油135g/t；经过如图1中所示的上述浮选方法所述的一次粗选二次精选二次扫选步骤，可以获得锌精矿品位为55.9％，锌的回收率为\n89.8％。\n[0056] 应当指出，以上所述具体实施方式可以使本领域的技术人员更全面地理解本发明创造，但不以任何方式限制本发明创造。因此，尽管本说明书参照附图和实施例对本发明创造已进行了详细的说明，但是，本领域技术人员应当理解，仍然可以对本发明创造进行修改或者等同替换，总之，一切不脱离本发明创造的精神和范围的技术方案及其改进，其均应涵盖在本发明创造专利的保护范围当中。