一种高氧化率矿石的选矿方法技术

本发明专利技术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；本发明专利技术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％。回收率71.88％。

【技术实现步骤摘要】
一种高氧化率矿石的选矿方法


[0001]本专利技术涉及选矿
，具体而言，涉及一种高氧化率矿石的选矿方法。

技术介绍

[0002]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。
[0003]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。

技术实现思路

[0004]本专利技术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，本专利技术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。
[0005]本专利技术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：
[0006](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％；
[0007](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；
[0008](3)将(2)的产品给到浮选机中进行反浮选作业；
[0009](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；
[0010](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
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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；
[0011](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；
[0012](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；
[0013](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
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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。
[0014]本专利技术实施例的技术方案至少具有如下优点和有益效果：
[0015]1、本专利技术在对高氧化率的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，在浮选脱泥过程中加入乙基黄药、2#油及丁铵黑药的配合，能有效提高泥质选别效果，再进行正浮选过程中加入六偏磷酸钠及水玻璃的配合，有利于氧化锌选别，能很好地对泥质进行分散，增强捕收效果；使得在原矿含锌品位5～6％，氧化率80～85％的情况下，采用本专利技术的选矿工艺流程，浮选作业回收率达到了71.88％，氧化锌精矿主品位达到了30.12％。
[0016]2、本专利技术选矿方法在工业生产中首次实现了不进行物理脱泥，只进行反浮选脱硫脱泥的工艺流程，氧化锌选别取得了较好的指标。
具体实施方式
[0017]为使本专利技术实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将对本专利技术实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。
[0018]实施例1
[0019]一种高氧化率矿石的选矿方法，包括如下步骤：
[0020](1)、将含锌品位5.42％的原矿通过磨矿作业，使矿石细度达到
‑
200目占85％；
[0021](2)、将步骤(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1：1：2；
[0022](3)将(2)的产品给到浮选机中进行反浮选作业；
[0023](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品位4.96％，进行正浮选；
[0024](5)将(4)获得的反浮选中矿进行正浮选，通过加入硫化钠用量6000g/t、六偏硫酸钠用量1000g/t、丁基黄药用量30g/t、A药剂用量1500g/t、CMC用量100g/t、十二胺用量270g/t，通过调节矿浆7分钟，在PH保持在11.5的情况下，经过一次粗选获得正浮选氧化锌粗精矿和正浮选中矿；所述A药剂包括六偏磷酸钠及水玻璃，其重量比为3：5；
[0025](6)将(5)获得的正浮选氧化锌粗精矿加入A药剂300g/t进行1次精选，获得第1次氧化锌粗精矿；
[0026](7)将(6)获得的氧化锌粗精矿加入硫化钠150g/t，充分混合，再进行浮选，获得氧化锌主品位30.12％的最终产品氧化锌精矿；
[0027](8)将(5)获得的正浮选中矿加入硫化钠用量2000g/t、A用量500g/t、丁基黄药用量20g/t、十二胺用量70g/t，通过调节矿浆3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。
[0028]实施例2
[0029]一种高氧本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种高氧化率矿石的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：(1)、将原矿进行磨矿作业，然后向矿浆中加入调浆药剂进行调浆作业；所述调浆药剂包括乙基黄药、2#油、丁铵黑药；(2)、将步骤(1)产品进行反浮选作业，在反浮选过程中加入浮选药剂丁基黄药，获得反浮选中矿及反浮选泡沫；(3)、将步骤(2)获得的反浮选中矿进行正浮选，并加入硫化钠、六偏硫酸钠、丁基黄药、A药剂、CMC、十二胺，在PH为11～12的情况下，经过粗选获得正浮选氧化锌粗精矿和正浮选中矿；所述A药剂包括六偏磷酸钠及水玻璃；(4)、向步骤(3)获得的正浮选氧化锌粗精矿中加入A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。2.根据权利要求1所述的高氧化率矿石的选矿方法，其特征在于，还包括步骤(5)：向(3)获得的正浮选中矿中加入硫化钠、A药剂、丁基黄药、十二胺，经过扫选获得氧化锌扫选产品及氧化锌尾矿。3.根据权利要求2所述的高氧化率矿石的选矿方法，其特征在于，将步骤(5)获得的氧化锌扫选产品送入步骤(3)进行正浮选。4.根据权利要求2所述的高氧化率矿石的选矿方法，其特征在于，将步骤(5)获得的氧化锌尾矿和步骤(2)获得的反浮选泡沫共同输送至尾矿库。5.根据权利要求2所述的高氧化率矿石的选矿方法，其特征在于，步骤(5)中，所述硫化钠、A药剂、丁基黄药、十二胺的加入量分别为1700
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2400g/t、3...

【专利技术属性】
技术研发人员：何翔，覃顺平，叶青，苏刚，陈昌员，刘勇，杨雪，兰焕然，方小林，李志荣，李洪友，蔡燕，
申请(专利权)人：四川会理铅锌股份有限公司，
类型：发明
国别省市：