一种分级调浆-混合疏水絮团载体浮选的高泥质氧化铅锌矿选矿方法技术

本发明专利技术公开了一种分级调浆

【技术实现步骤摘要】
一种分级调浆
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混合疏水絮团载体浮选的高泥质氧化铅锌矿选矿方法


[0001]本专利技术属于矿物加工工程
，具体涉及一种分级调浆
‑
混合疏水絮团载体浮选的高泥质氧化铅锌矿选矿方法。

技术介绍

[0002]作为一种重要的有色金属资源，锌在机械、建筑、电气、医药等行业都发挥着不可替代的作用，我国作为第一大锌资源消费国，第二大锌资源国，含锌矿产资源的高效清洁利用对我国国民经济发展具有十分重要的意义。长期以来，硫化锌矿物是锌资源的主要来源，随着高品位、易回收的硫化锌矿产资源的逐渐枯竭，如何高效的回收氧化锌矿物成为了锌资源利用亟待解决的问题。
[0003]由于氧化锌矿是由硫化矿床经风化作用形成的，通常与造岩矿物细粒共生，含有大量的粘土、褐铁矿、白云石、石英等原生矿泥。同时，由于氧化锌矿物与脉石共生时嵌布粒度细，要获得高质量精矿必须细磨，而细磨必然导致次生矿泥量增大，且目的矿物也容易过粉碎，大量原生及次生矿泥的存在对氧化锌矿物的浮选回收产生了严重恶化，矿泥在目的矿物表面的吸附导致药剂无选择性吸附作用，造成精矿品位低、回收率低，以及药剂消耗量大等不良后果。

技术实现思路

[0004]针对现有技术的不足，本专利技术的目的是提供一种分级调浆
‑
混合疏水絮团载体浮选的高泥质氧化铅锌矿选矿方法。
[0005]本专利技术提供的这种分级调浆
‑
混合疏水絮团载体浮选的高泥质氧化铅锌矿选矿方法，包括如下步骤：
[0006]1)将原矿进行破碎、磨矿，获得磨矿产品；
[0007]2)将步骤1)获得的磨矿产品进行硫化矿浮选，得到硫化矿精矿和硫化矿尾矿；
[0008]3)将步骤2)获得的硫化矿尾矿进行氧化铅浮选，获得氧化铅精矿和氧化铅尾矿；
[0009]4)对步骤3)获得的氧化铅尾矿进行分级，获得+0.038mm粒级与
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0.038mm粒级两个产品；
[0010]5)向步骤4)获得的+0.038mm粒级产品进行调浆，依次添加碳酸钠500～1500g/t、水玻璃300～600g/t、硫化钠3～8kg/t、捕收剂50～150g/t，得到调浆产品1；
[0011]6)向步骤4)获得的
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0.038mm粒级产品进行调浆，依次添加碳酸钠1000～2000g/t、水玻璃500～1500g/t与六偏磷酸钠300～600g/t、硫化钠10～20kg/t、捕收剂50～150g/t，得到调浆产品2；
[0012]7)将步骤5)获得的调浆产品1与步骤6)获得的调浆产品2混合后，搅拌，充气进行氧化锌浮选，获得氧化锌精矿和氧化锌尾矿。
[0013]作为优选，所述步骤1)中，磨矿产品中
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0.074mm粒级占80％～90％。
[0014]作为优选，所述步骤2)中，硫化矿浮选为一粗一扫，一粗的药剂制度为依次添加硫酸铜50～200g/t、丁基黄药50～100g/t、松醇油20～60g/t；一扫的药剂制度为依次添加硫酸铜25～100g/t、丁基黄药25～50g/t。
[0015]进一步优选，所述步骤2)中，一粗一扫过程中，添加完硫酸铜后搅拌5～10min。
[0016]作为优选，所述步骤3)中，氧化铅浮选为一粗一扫，一粗的药剂制度为依次添加碳酸钠500～2000g/t、水玻璃1000～2000g/t、硫化钠500～2000g/t、丁基黄药50～200g/t、松醇油10～50g/t；一扫的药剂制度为添加丁基黄药25～100g/t。
[0017]进一步优选，所述步骤3)中，添加完硫化钠后搅拌5～10min。
[0018]作为优选，所述步骤5)、6)中，所述捕收剂为十二胺、十六胺、十八胺中的至少一种。
[0019]作为优选，所述步骤5)、6)中，添加完硫化钠后搅拌15～25min。
[0020]作为优选，所述步骤7)中，氧化锌浮选为一粗二扫，一扫的药剂制度为添加捕收剂50～100g/t，二扫的药剂制度为添加捕收剂25～50g/t。
[0021]进一步优选，所述捕收剂为十二胺、十六胺、十八胺中的至少一种。
[0022]本专利技术的有益效果：本专利技术的分级调浆
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混合疏水絮团载体浮选方法，针对高泥、高氧化率的氧化铅锌矿具有较高的适应性，在不脱泥的前提下进行硫化矿
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氧化铅
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氧化锌的分别回收，减少了普遍采用的脱泥浮选带来的锌金属大量损失等负面影响，同时又有效地杜绝了泥质矿物在粗粒氧化锌表面的吸附，提高了药剂在矿物表面的选择性，且极大地降低了药剂用量。在氧化锌浮选过程中，通过分级将物料分为+0.038mm与
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0.038mm两个粒级产品，对于粗粒级，由于无微细粒的影响且其比表面积较小，只需更少量的硫化钠即可使其表面获得最大面积及厚度的硫化层，在添加捕收剂后吸附于该硫化表面，从而具备较强的疏水能力；对于细粒级，提高抑制剂水玻璃及六偏磷酸钠的用量，使其均匀分散，此举也间接地减弱了由于抑制剂量过大而对粗粒级产生的不利影响，在硫化钠与捕收剂的作用下细粒级矿物表面硫化且吸附了捕收剂，但是由于其粒度过细，在浮选过程中与气泡碰撞概率低，且其动量小决定了难以突破水化层而与气泡黏附，导致回收率极低；当两个粒级混合搅拌之后，表面吸附了捕收剂的粗细粒级由于疏水引力而发生疏水絮团，细粒级颗粒以粗粒级颗粒为载体在其表面团聚，进一步增大了目的矿物的表观粒度，提高了其与气泡碰撞、黏附的概率，实现目的矿物的综合回收。
[0023]综上，本专利技术具有降低生产成本，提高氧化锌回收率，对高泥、高氧化率的氧化锌矿具有适应性强的特点。
附图说明
[0024]图1为本专利技术的工艺流程图。
[0025]图2为实施例1的工艺流程图。
[0026]图3为对比例1的工艺流程图。
[0027]图4为对比例2的工艺流程图。
[0028]图5为对比例3的工艺流程图。
[0029]图6为对比例4的工艺流程图。
[0030]图7为实施例2的工艺流程图。
[0031]图8为实施例3的工艺流程图。
具体实施方式
[0032]为了使本专利技术的目的、技术方案和有益效果更加清楚，下面将对本专利技术的实施例进行详细的说明，以方便技术人员的理解。
[0033]实施例1
[0034]某高泥质氧化铅锌矿中Pb品位1.07％，Zn品位8.35％，选别工艺流程如图2所示，浮选具体工艺包括如下步骤：
[0035]1)将原矿进行破碎、磨矿，获得的磨矿产品中
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0.074mm粒级占80％；
[0036]2)对步骤1)获得的磨矿产品进行硫化矿浮选，依次添加硫酸铜100g/t、丁基黄药50g/t、松醇油20g/t，进行硫化矿粗选获得粗选泡沫和粗选尾矿，在粗选尾矿中依次添加硫酸铜50g/t、丁基黄药25g/t后进行扫选；
[0037]3)本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种分级调浆
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混合疏水絮团载体浮选的高泥质氧化铅锌矿选矿方法，包括如下步骤：1)将原矿进行破碎、磨矿，获得磨矿产品；2)将步骤1)获得的磨矿产品进行硫化矿浮选，得到硫化矿精矿和硫化矿尾矿；3)将步骤2)获得的硫化矿尾矿进行氧化铅浮选，获得氧化铅精矿和氧化铅尾矿；4)对步骤3)获得的氧化铅尾矿进行分级，获得+0.038mm粒级与
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0.038mm粒级两个产品；5)向步骤4)获得的+0.038mm粒级产品进行调浆，依次添加碳酸钠500～1500g/t、水玻璃300～600g/t、硫化钠3～8kg/t、捕收剂50～150g/t，得到调浆产品1；6)向步骤4)获得的
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0.038mm粒级产品进行调浆，依次添加碳酸钠1000～2000g/t、水玻璃500～1500g/t与六偏磷酸钠300～600g/t、硫化钠10～20kg/t、捕收剂50～150g/t，得到调浆产品2；7)将步骤5)获得的调浆产品1与步骤6)获得的调浆产品2混合后，搅拌，充气进行氧化锌浮选，获得氧化锌精矿和氧化锌尾矿。2.根据权利要求1所述的分级调浆
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混合疏水絮团载体浮选的高泥质氧化铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤1)中，磨矿产品中
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0.074mm粒级占80％～90％。3.根据权利要求1所述的分级调浆
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混合疏水絮团载体浮选的高泥质氧化铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤2)中，硫化矿浮选为一粗一扫，一粗的药剂制度为依次添加硫酸铜50～200g/t、丁基黄药50～100g/t、松醇油20～60g/t；一扫的药剂制度为依次添加硫酸铜25～100g/t、丁基黄药25～50g/t。4.根据权...

【专利技术属性】
技术研发人员：焦芬，张政权，覃文庆，杨聪仁，魏茜，汪辰，林翔，
申请(专利权)人：中南大学，
类型：发明
国别省市：