CN106733220B - 一种氧化锌矿浆泡分选选矿工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开一种氧化锌矿浆泡分选选矿工艺，本发明将氧化锌粗选的产品分为两个部分，即泡沫层和矿浆层，并分别进行调浆选别，采用强搅拌、低浓度并辅之以消泡剂对泡沫层产品处理并进行下一步精选，而采用较高浓度精选矿浆层产品，两个作业的中矿产品合并，循序返回上一作业，精矿产品再次分层，重复上述步骤，直至得到合格氧化锌精矿，本发明精矿锌品位高、回收率高、精选过程泡沫影响小的优点。

Description

一种氧化锌矿浆泡分选选矿工艺

技术领域

本发明涉及一种氧化锌矿浆泡分选选矿工艺，属于矿物加工技术领域。

背景技术

浮选法是氧化锌矿最常用的选矿方法，其主要包括硫化-胺法、硫化-黄药法及脂肪酸直接浮选法三种，其中又以硫化-胺法最为常用。然而，胺类捕收剂对矿泥极为敏感，而氧化锌矿往往泥化严重，矿泥的存在严重影响了氧化锌矿的选别指标，矿泥不仅会吸附大量胺类捕收剂，增加药剂用量，且胺类捕收剂的大量使用，极易造成浮选泡沫难以消除的后果，因此胺法浮选的关键是如何解决矿泥问题。

氧化锌浮选过程中泡沫量大、流动性差、泡沫难以控制、选别过程中泡沫难以破裂而无法产生二次富集作用、精矿泡沫难以消除，使得此类泡沫在精选过程直接被刮板刮出而没有进行实质性选别。试验发现，精矿泡沫层可分为三类：矿浆层、泡沫不稳定层及泡沫稳定层，其中泡沫稳定层中泡沫极难消除，且此部分泡沫包含大量浮选药剂，并粘附了大量微细粒矿泥，二次富集作用难以在此泡沫层实现。且泡沫稳定层在精选阶段，也难以通过浮选机的搅拌消泡，大多未经选别而直接被刮出，造成精矿产品品位低的后果。

目前为解决氧化锌泡沫难以消除的问题，主要进行了三大方面的研究：脱泥、氧化锌新型浮选药剂及新型消泡装置及消泡方法。原矿脱泥是解决泡沫影响的最为有效的选矿方法，然而由于脱泥会造成大量有价元素的损失，此方法仅对少部分锌嵌布粒度较粗的矿石适用，而不脱泥浮选是目前氧化锌选别的研究重点；新型浮选药剂是选矿领域中研究的一大方向，其一般将胺类捕收剂进行皂化、或配置成乳浊液等，此类药剂往往用量较大，且价格极高；新型消泡装置及消泡方法主要在工业中使用，多为物理消泡方式和化学消泡方式，如泵打消泡和使用消泡药剂，但氧化锌精矿中矿浆层已完成消泡过程，经物理或化学消泡后，其中部分已吸附在药剂上的有价元素被解析下来，造成回收率降低的后果。

鉴于以上原因，本发明提出一种新的选矿工艺，采用氧化锌粗选后将精矿分为两种产品，即泡沫层和矿浆层，并分别调浆进行选别，采用低浓度矿浆精选泡沫层粗精矿、较高浓度矿浆精选矿浆层粗精矿，两个作业的精矿再次分层，中矿循序返回上一作业，对上面步骤重复进行精选。

发明内容

本发明的目的是针对现有的氧化锌矿选别过程中泡沫量大、流动性差、泡沫难以控制、选别过程中泡沫难以破裂而无法产生二次富集作用、精矿泡沫难以消除，使得此类泡沫在精选过程直接被刮板刮出而没有进行实质性选别等问题，提供一种氧化锌矿浆泡分选选矿工艺。

本发明的具体步骤如下：

（1）将氧化锌原矿破碎、磨矿，加入浮选机并调浆，按常规现有工艺进行不脱泥粗选，得到氧化锌粗精矿，粗选尾矿进行常规扫选作业；

（2）将氧化锌粗精矿分离为泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ；

（3）将泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ分别进行调浆，泡沫层粗精矿Ⅰ经强搅拌后加消泡剂进行消泡，然后消泡处理后的泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ分别进行精选Ⅰ作业；

（4）将两段精选Ⅰ作业的中矿产品合并，循序返回上一作业；扫选Ⅰ作业的中矿产品与两段精选Ⅰ作业的中矿产品合并；

（5）将两段精选Ⅰ作业的精矿合并置于精矿槽中，再次分离得到泡沫层粗精矿Ⅱ和矿浆层粗精矿Ⅱ，重复步骤步骤（3）、（4）、（5）进行精选Ⅱ作业，获得氧化锌精矿；

（6）如果品位达不到要求的，循环步骤（3）、（4）、（5），再进行精选作业直至获得符合品位要求的氧化锌精矿。

所述步骤1）中粗选矿浆浓度为30%~40%。

所述步骤3）中泡沫层粗精矿Ⅰ精选作业矿浆浓度为10%~15%。

所述步骤3）中矿浆层粗精矿Ⅰ精选作业矿浆浓度为15%~25%。

所述步骤3）中消泡剂为常规市售高级脂肪醇、酸、酯、烃类消泡剂，工业所用消泡剂均可，例如：磷酸三丁酯、消泡剂XP-1、烷基苯磺酸钠等，用量为30~100g/t（以每吨给矿量计）。

所述步骤3）中强搅拌所需的搅拌速度为2000~3000r/min。

本发明将氧化锌粗选或精选后的产品分为两个部分，即泡沫层和矿浆层，并分别进行调浆选别，采用强搅拌、低浓度并辅之以消泡剂对泡沫层产品处理并进行下一步精选，而采用较高浓度精选矿浆层产品，两个作业的中矿产品合并，循序返回上一作业，精矿产品经精矿槽再次分层，重复上述步骤，直至得到合格氧化锌精矿。

氧化锌矿往往泥化严重，在选别过程中常出现精矿泡沫量大、流动性差、泡沫难以控制、选别过程中泡沫难以破裂而无法产生二次富集作用、精矿泡沫难以消除，使得此类泡沫在精选过程直接被刮板刮出而没有进行实质性选别等问题。经试验观察和分析，传统泡沫产品可分为三层，分别为矿浆层、泡沫不稳定层及泡沫稳定层，选矿中消泡作业主要是针对泡沫稳定层，鉴于矿浆层和泡沫层具有不同的药剂量及粘度，本发明采用不同方法对矿浆层和泡沫层分别处理。采用强搅拌、低浓度并辅之以消泡剂对泡沫层产品处理并进行下一步精选，使得泡沫层在泵或搅拌槽的作用下泡沫分散，并通过低浓度矿浆进一步分散泡沫产品，并加适量消泡剂完成最后消泡，使得此泡沫层产品得以重新进入矿浆，进行再次精选并强化了二次富集作用；而采用较高浓度精选矿浆层产品，没有将其与泡沫层一同降低浓度并强搅拌消泡，减少了已吸附在泡沫上面的氧化锌颗粒的脱落，提高了最终回收率。

本发明的特点为：

1）采用不同方法对精矿产品泡沫层和矿浆层进行处理，不仅可解决泡沫层消泡问题，又可避免对矿浆层的不必要处理，减少了消泡剂的用量，并降低了消泡剂对后续精选作业的影响；

2）采用强搅拌、低浓度并辅之以消泡剂对泡沫层产品处理并进行下一步精选，摒除传统选矿中精选作业15%~25%的统一浓度，通过更低浓度的矿浆，并加以针对性的强搅拌和少量消泡剂完成对泡沫层的消泡；

3）对矿浆层进行正常精选浓度的选别，不加任何消泡剂及特殊处理方法，可降低传统选矿厂中对精矿产品采用统一消泡方式时对矿浆层的影响，降低了消泡剂的用量并稳定了矿浆层，降低了传统消泡过程中矿物颗粒在泡沫上脱落而造成的回收率降低的后果；

4）本发明除加以少量消泡剂外，其余过程均为物理处理手段，大大减少了消泡剂及其他过程对环境的影响。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明做进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。

实施例1：本实施例以保山氧化锌矿为实施对象，其具体包括以下步骤：

1）将原矿矿样破碎、磨矿至单体解离，加入浮选机并调节矿浆浓度为30%，依次加调整剂碳酸钠1 kg/t、分散剂六偏磷酸钠1 kg/t、活化剂Na₂S10 kg/t、捕收剂十八胺300g/t，将粗选所得氧化锌粗精矿置于精矿槽中，粗选尾矿进行常规扫选作业；

2）将氧化锌粗精矿分层，将其分离为泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ；

3）将泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ分别进行调浆，泡沫层粗精矿Ⅰ经泵打至搅拌槽，经强搅拌（3000r/min）后加消泡剂磷酸三丁酯50g/t（以每吨给矿量计）进行消泡，并调节矿浆浓度为15%，矿浆层粗精矿Ⅰ不加药剂，调节矿浆浓度为25%，然后分别进行精选Ⅰ作业；

4）将两段精选Ⅰ作业和扫选Ⅰ作业的中矿产品合并，循序返回粗选作业；

5）将两段精选Ⅰ作业的精矿合并置于精矿槽中，再次分离得到泡沫层粗精矿Ⅱ和矿浆层粗精矿Ⅱ；

6）将泡沫层粗精矿Ⅱ和矿浆层粗精矿Ⅱ分别进行调浆，泡沫层粗精矿Ⅱ加入搅拌槽，经强搅拌（3000r/min）后加消泡剂磷酸三丁酯30g/t（以每吨给矿量计）进行消泡，并调节矿浆浓度为10%，矿浆层粗精矿Ⅱ不加药剂，调节矿浆浓度为20%，然后分别进行精选Ⅱ作业，将精矿合并得到氧化锌精矿；

7）将两段精选Ⅱ作业的中矿产品合并，循序返回精选Ⅰ作业；

8）扫选作业不加碳酸钠和六偏磷酸钠，依次添加活化剂Na₂S（三段扫选作业用量分别为2kg/t、1kg/t、500g/t）、捕收剂十八胺（三段扫选作业用量分别为150g/t、75g/t、40g/t），进行三段扫选，中矿循序返回上一作业；

最终获得锌品位为45.33%、回收率为70.18%的氧化锌精矿。

实施例2：本实施例以桂林氧化锌矿为实施对象，其具体包括以下步骤：

1）将原矿矿样破碎、磨矿至单体解离，加入浮选机并调节矿浆浓度为40%，依次加调整剂碳酸钠1 kg/t、分散剂六偏磷酸钠1 kg/t、活化剂Na₂S 6 kg/t、捕收剂十二胺250g/t，将粗选所得氧化锌粗精矿置于精矿槽中，粗选尾矿进行常规扫选作业；

2）将氧化锌粗精矿分层，将其分离为泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ；

3）将泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ分别进行调浆，泡沫层粗精矿Ⅰ经泵打至搅拌槽，经强搅拌（2500r/min）后加消泡剂XP-1 30g/t（以每吨给矿量计）进行消泡，并调节矿浆浓度为15%，矿浆层粗精矿Ⅰ不加药剂，调节矿浆浓度为25%，然后分别进行精选Ⅰ作业；

4）将两段精选Ⅰ作业和扫选Ⅰ作业的中矿产品合并，循序返回粗选作业；

5）将两段精选Ⅰ作业的精矿合并置于精矿槽中，再次分层，得到泡沫层粗精矿Ⅱ和矿浆层粗精矿Ⅱ；

6）将泡沫层粗精矿Ⅱ和泡沫层粗精矿Ⅱ分别进行调浆，泡沫层粗精矿Ⅱ加入搅拌槽，经强搅拌（2000r/min）后加消泡剂XP-1 20g/t（以每吨给矿量计）进行消泡，并调节矿浆浓度为10%，泡沫层粗精矿Ⅱ不加药剂，调节矿浆浓度为15%，然后分别进行精选Ⅱ作业；

7）将两段精选Ⅱ作业的中矿产品合并，循序返回精选Ⅰ作业；

8）将两段精选Ⅱ所得精矿置于精矿槽中，再次分层，得到泡沫层粗精矿Ⅲ和矿浆层粗精矿Ⅲ；

9）将泡沫层粗精矿Ⅲ和矿浆层粗精矿Ⅲ分别进行调浆，泡沫层粗精矿Ⅲ加入搅拌槽，经强搅拌（2000r/min）后加消泡剂XP-1 15g/t（以每吨给矿量计）进行消泡，并调节矿浆浓度为10%，矿浆层产品不加药剂，调节矿浆浓度为15%，然后分别进行精选Ⅲ作业，将精矿合并得到氧化锌精矿；

10）将两段精选作业Ⅲ的中矿产品合并，循序返回精选Ⅱ作业；

11）扫选作业不加碳酸钠和六偏磷酸钠，依次添加活化剂Na₂S（两段扫选作业用量分别为2kg/t、1kg/t）、捕收剂十二胺（两段扫选作业用量分别为125g/t、60g/t），进行两段扫选，中矿循序返回上一作业。

最终可获得锌品位为41.20%、回收率为75.51%的氧化锌精矿。

实施例3：本实施例以云南某氧化锌矿为实施对象，其具体包括以下步骤：

1）将原矿矿样破碎、磨矿至单体解离，加入浮选机并调节矿浆浓度为40%，依次加调整剂碳酸钠1 kg/t、分散剂水玻璃1 kg/t、活化剂Na₂S12 kg/t、捕收剂十八胺300 g/t，将粗选所得氧化锌粗精矿置于精矿槽中；

2）将氧化锌粗精矿分层，将其分离为泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ；

3）将泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ分别进行调浆，泡沫层粗精矿Ⅰ经泵打至搅拌槽，经强搅拌（2000r/min）后加消泡剂烷基苯磺酸钠 100g/t（以每吨给矿量计）进行消泡，并调节矿浆浓度为15%，矿浆层粗精矿Ⅰ不加药剂，调节矿浆浓度为25%，然后分别进行精选Ⅰ作业；

4）将两段精选Ⅰ作业和扫选Ⅰ作业的中矿产品合并，循序返回粗选作业；

5）将两段精选Ⅰ作业的精矿合并置于精矿槽中，再次分层，得到泡沫层粗精矿Ⅱ和矿浆层粗精矿Ⅱ；

6）将泡沫层粗精矿Ⅱ和矿浆层粗精矿Ⅱ分别进行调浆，泡沫层粗精矿Ⅱ加入搅拌槽，经强搅拌（2500r/min）后加消泡剂烷基苯磺酸钠 50g/t（以每吨给矿量计）进行消泡，并调节矿浆浓度为10%，矿浆层粗精矿Ⅱ不加药剂，调节矿浆浓度为20%，然后分别进行精选Ⅱ作业，将精矿合并得到氧化锌精矿；

7）将两段精选Ⅱ作业的中矿产品合并，循序返回精选Ⅰ作业；

8）扫选作业不加碳酸钠和六偏磷酸钠，依次添加活化剂Na₂S（三段扫选作业用量分别为3kg/t、1.5kg/t、750g/t）、捕收剂十八胺（三段扫选作业用量分别为150g/t、75g/t、40g/t），进行三段扫选，中矿循序返回上一作业。

最终可获得锌品位为37.31%、回收率为68.05%的氧化锌精矿。

Claims (6)

1.一种氧化锌矿浆泡分选选矿工艺，其特征在于按如下步骤进行：

（1）将氧化锌原矿破碎、磨矿，加入浮选机并调浆，进行不脱泥粗选，得到氧化锌粗精矿；

（2）将氧化锌粗精矿分离为泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ；

（3）将泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ分别进行调浆，泡沫层粗精矿Ⅰ经强搅拌后加消泡剂进行消泡，然后消泡处理后的泡沫层粗精矿Ⅰ和矿浆层粗精矿Ⅰ分别进行精选Ⅰ作业；

（4）将两段精选Ⅰ作业的中矿产品合并，循序返回粗选作业；

（5）将两段精选Ⅰ作业的精矿合并置于精矿槽中，再次分离得到泡沫层粗精矿Ⅱ和矿浆层粗精矿Ⅱ，重复步骤（3）、（4）进行精选Ⅱ作业，将两段精选Ⅱ作业的中矿产品合并，循环返回矿浆层粗精矿Ⅰ的精选Ⅰ作业中，获得氧化锌精矿；

（6）如果品位达不到要求的，循环步骤（3）、（4）、（5），再进行精选作业直至获得符合品位要求的氧化锌精矿。

2.根据权利要求1所述的氧化锌矿浆泡分选选矿工艺，其特征在于：步骤（1）中粗选矿浆浓度为30%~40%。

3.根据权利要求1所述的氧化锌矿浆泡分选选矿工艺，其特征在于：步骤（3）中泡沫层粗精矿Ⅰ精选作业矿浆浓度为10%~15%。

4.根据权利要求1所述的氧化锌矿浆泡分选选矿工艺，其特征在于：步骤（3）中矿浆层粗精矿Ⅰ精选作业矿浆浓度为15%~25%。

5.根据权利要求1所述的氧化锌矿浆泡分选选矿工艺，其特征在于：步骤（3）中消泡剂用量为30~100g/t（以每吨给矿量计）。

6.根据权利要求1所述的氧化锌矿浆泡分选选矿工艺，其特征在于：强搅拌的搅拌速度为2000~3000r/min。