一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺的利记博彩app
【专利摘要】本发明涉及一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺，亦称为“脱水浮锌”工艺。按好下步骤：原矿顺序经磨矿、硫化铅浮选、硫化锌浮选、氧化铅浮选后，尾矿先进行浓缩脱水，基本脱除矿浆中“难免离子”所造成的负面影响，改善了浮选环境；然后对沉砂补加清水调浆、再进行氧化锌矿物的浮选。本发明与传统的“脱泥浮锌”工艺相比，氧化锌矿物回收率高，达到5~10%、浮选过程易于调节、控制、稳定，且指标稳定等优点，适用于复杂难选氧化锌矿的选矿。
【专利说明】一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺
【技术领域】
[0001]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】
[0002]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15%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。
[0003]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(-10 μ m)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。
[0004]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】
[0005]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%。
[0006]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、0%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100(T2000g/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80(Tl200 g/t和十八胺15(T250 g/t;第二次扫选II作业添加十八胺5(T150 g/t，整个氧化锌浮选过程保持矿浆PH=I f 12，产出氧化锌精矿产品。
[0007]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。[0008]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%。
[0009]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。
[0010]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。
[0011]四、【专利附图】
【附图说明】
图1是本发明工艺流程示意图。
[0012]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。
[0013]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%。
[0014]实施例二:
云南某氧化铅锌矿Pb 3.55%,Zn 6.40%，铅氧化率76.38%、锌氧化率77.13%，按图1所示的工艺流程选别。磨矿细度-0.074mm占80%，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25%，进入氧化锌浮选作业、并加入常规的浮选药剂进行选别。
[0015]原矿经图1所示的工艺流程选别后，其中获得硫化锌精矿Zn54.10%、回收率20.23%，氧化锌精矿Zn 29.41%、回收率61.85%,总锌精矿Ζη32.16%、总锌回收率82.08%。
【权利要求】
1.一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺，其特征是步骤如下: (1)将氧化铅锌矿进行碎矿和磨矿，磨矿细度控制在-0.074mm占75、0%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、硫化锌和氧化铅精矿产品；氧化铅浮选尾矿先进行浓缩脱水，同时也脱除了矿浆中难免离子Ca2+、Mg2+、Pb2+和Fe3+对氧化锌矿物上浮的负面影响的过程，沉砂产物浓度为40?60% ； (3)对上述沉砂产物补加清水调浆，矿浆浓度调至25?35%，然后进入氧化锌矿物的浮选作业； (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100(T2000g /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 ;第一次扫选作业添加硫化钠800?1200 g/t和十八胺15(T250 g/t ;第二次扫选作业添加十八胺5(Tl50 g/t ;整个氧化锌浮选过程保持矿浆PH=If 12，产出氧化锌精矿产品。
2.根据权利要求1所述的一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺，其特征是，所述的2#油选用松醇油或化学油。
3.根据权利要求1所述的一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺，其特征是，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%。
【文档编号】B03D1/08GK103990547SQ201410189889
【公开日】2014年8月20日 申请日期:2014年5月7日 优先权日:2014年5月7日
【发明者】曾茂青, 孙广周 申请人:国土资源部昆明矿产资源监督检测中心