一种硅锌矿的选矿方法 |
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| 申请号 | CN202011013311.3 | 申请日 | 2020-09-24 | 公开(公告)号 | CN112474032B | 公开(公告)日 | 2023-12-12 |
| 申请人 | 广东省科学院资源综合利用研究所; | 发明人 | 张红英; 刘进; 徐少华; 林恬盛; 刘建国; 刘牡丹; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及一种 硅 锌矿的选矿方法。该选矿方法包括如下步骤：S1：将硅锌 矿石 磨矿至矿物 单体 解离后，向 碳 酸盐矿物中加入硫化盐调节矿浆pH值为11～12；S2：向S1的矿浆中加入改性十八烯‑9‑酸进行反浮粗选，得反浮粗选 尾矿 和反浮粗精矿；S3：反浮粗选尾矿经一次精选得尾矿；S4：向反浮粗精矿中加入改性十八烯‑9‑酸进行扫选，得锌精矿。本发明提供的选矿方法选用简单的工艺流程和药剂制度就可有效地将硅锌矿与碳酸盐脉石矿物浮选分离，有效回收得到硅锌矿精矿，技术指标良好，达到了节能、减排、资源综合利用的目的，适应于低品位的硅锌矿的选矿。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种硅锌矿的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种硅锌矿的选矿方法技术领域[0001] 本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种硅锌矿的选矿方法。 背景技术[0002] 硅锌矿是一种难选氧化锌矿，针对菱锌矿等易选氧化锌矿，目前最有效的方法是硫化黄药浮选法，针对难选的氧化锌矿如菱锌矿和异极矿，常采用胺浮选法，但这两种方法对硅锌矿均难以高效回收，造成了锌矿资源的损失。根据有关资料报道，国外氧化锌矿的选别回收率为60％～70％，最高达78％；我国氧化锌矿的选别回收率平均为68％，最高达73％。迄今为止，未见有效回收锌品位低于5％的低品位硅锌矿选矿工艺报导。 [0003] 公开号为CN103721857A(公开日为20140416)的专利“一种硅锌矿物捕收剂的制备方法”，公开了一种硅锌矿捕收剂的制备。但其针对的是含泥、白云石脉石矿物硅锌矿，且原矿锌含量较高，无法套用至锌含量很低的硅锌矿中。 [0004] 公开号为CN102764690 A(公开日为20121107)的专利“一种处理低品位难选氧化铅锌矿的选矿方法”公开了一种处理低品位氧化铅锌矿的选矿方法；但其针对的是氧化铅锌矿，而不是硅锌矿。 [0005] 公开号为CN101734686A(公开日为20100616)的专利“一种高附加值绿色化综合利用中低品位氧化锌矿的方法”，公开了一种高附加值绿色化综合利用中低品位氧化锌矿(主要为硅锌矿、异极矿、菱锌矿)的方法，但其得到的是可回收利用的原料，而不是选矿产品。 [0006] 公开号为CN102671770A(公开日为20120919)的专利“一种异极矿与石英的浮选分离方法”，公开了一种异极矿与石英的浮选分离方法。但其针对的是异极矿，而不是硅锌矿。 [0007] 总之，硅锌矿的选矿一直未能取得好的选矿指标，低品位硅锌矿的选矿未见有研究报导。 [0008] 因此，研发一种针对硅锌矿的选矿方法，具有重要的现实意义。 发明内容[0009] 本发明的目的在于克服现有针对低品位硅锌矿的选矿方法的缺乏，提供一种硅锌矿的选矿方法。本发明提供的选矿方法选用简单的工艺流程和药剂制度就可有效地将硅锌矿与碳酸盐脉石矿物浮选分离，有效回收得到硅锌矿精矿，技术指标良好，达到了节能、减排、资源综合利用的目的，适应于低品位的硅锌矿的选矿。 [0010] 为实现本发明的目的，本发明采取如下方案： [0011] 一种硅锌矿的选矿方法，包括如下步骤： [0013] S2：向S1的矿浆中加入改性十八烯‑9‑酸进行反浮粗选，得反浮粗选尾矿和反浮粗精矿； [0014] S3：反浮粗选尾矿经一次精选得尾矿； [0015] S4：向反浮粗精矿中加入改性十八烯‑9‑酸进行扫选，得锌精矿。 [0016] 本发明通过硫化物配合特定的捕收剂来实现对硅锌矿的选矿，具体如下： [0017] 首先，S1步骤中磨矿至硅锌矿和碳酸盐等脉石矿物充分解离，然后加入硫化盐，硫化盐的加入一方面可以调节pH，另一方面可以防止氧化锌上浮；然后S2步骤中利用特定的捕收剂改性十八烯‑9‑酸进行反浮选，再经扫选后可有效地将硅锌矿与碳酸盐脉石矿物浮选分离，有效回收得到硅锌矿精矿，技术指标良好，达到了节能、减排、资源综合利用的目的，适应于低品位的硅锌矿的选矿。 [0018] 针对给矿锌含量为1.5～2.5％的硅锌矿，本发明的选矿方法最终可获得锌含量为16～30％、回收率为70～77％的硅锌矿精矿。 [0019] 优选地，S1中利用磨矿机磨矿。 [0020] 优选地，S1中所述硫化盐添加量为500～1500g/t，以原矿计，下同。 [0021] 更为优选地，S1中所述硫化盐添加量为1000g/t左右。 [0022] 优选地，S1中所述硫化盐为硫化钠、硫化氢钠或过硫化钠的一种或几种。 [0024] 具体地，将十八烯‑9‑酸放入烧杯中，烧杯置于水浴锅内，控制水浴温度90℃左右，将一定量的浓硫酸(十八烯‑9‑酸和浓硫酸的质量比为5:1～10:1)慢速滴加到烧杯中，并为断搅拌反应1～1.5h，得到产物1；(2)取一定量的产物1放入烧杯，加入质量比为3:1～5:1的NaOH，控制温度80～90℃，时间2h左右进行皂化反应，得到改性十八烯‑9‑酸。 [0025] 优选地，S2中所述改性十八烯‑9‑酸的用量为50～150g/t。 [0026] 优选地，S4中扫选的次数为2次，其中一次扫选时，改性十八烯‑9‑酸的用量为20～60g/t；二次扫选时，改性十八烯‑9‑酸的用量为10～30g/t。 [0027] 更为优选地，一次扫选时，改性十八烯‑9‑酸的用量为40g/t；二次扫选时，改性十八烯‑9‑酸的用量为20g/t。 [0028] 优选地，所述硅锌矿石中锌含量为1.5～2.5％。 [0029] 优选地，S4中得到的锌精矿的含锌量为16～30％左右。 [0030] 与现有技术相比，本发明具有如下有益效果： [0031] 本发明提供的选矿方法选用简单的工艺流程和药剂制度就可有效地将硅锌矿与碳酸盐脉石矿物浮选分离，有效回收得到硅锌矿精矿，技术指标良好，达到了节能、减排、资源综合利用的目的，适应于低品位的硅锌矿的选矿。附图说明 具体实施方式[0033] 下面结合实施例进一步阐述本发明。这些实施例仅用于说明本发明而不用于限制本发明的范围。下例实施例中未注明具体条件的实验方法，通常按照本领域常规条件或按照制造厂商建议的条件；所使用的原料、试剂等，如无特殊说明，均为可从常规市场等商业途径得到的原料和试剂。本领域的技术人员在本发明的基础上所做的任何非实质性的变化及替换均属于本发明所要求保护的范围。 [0034] 本发明各实施例所选的改性十八烯‑9‑酸通过如下方法制备得到：(1)将一定量十八烯‑9‑酸放入烧杯中，烧杯置于水浴锅内，控制水浴温度90℃左右，将一定量的浓硫酸(十八烯‑9‑酸和浓硫酸的质量比为为5:1～10:1均可，在本发明中为8:1)慢速滴加到烧杯中，并为断搅拌反应1～1.5h，得到产物1；(2)取一定量的产物1放入烧杯，加入质量比为3:1～5:1的NaOH(在本发明中为4:1)，控制温度80～90℃，时间2h左右进行皂化反应，得到改性十八烯‑9‑酸。 [0035] 实施例1 [0036] 给矿锌含量1.99％，按图1所示工艺流程进行选矿，具体包括如下几个步骤： [0037] (1)将硅锌矿石磨矿至矿物单体解离后，向碳酸盐矿物中加入硫化钠，调节矿浆pH值； [0038] (2)向(1)得到的矿浆中加入改性十八烯‑9‑酸进行反浮粗选，得反浮粗选尾矿和反浮粗精矿； [0039] (3)反浮粗选尾矿经一次精选得尾矿； [0040] (4)向反浮粗精矿中加入改性十八烯‑9‑酸进行扫选，得锌精矿。 [0041] 锌反浮粗选按表1所列药剂用量操作，得到反浮粗精矿和反浮粗选尾矿；反浮粗精矿不添加药剂进行一次精选操作得到尾矿；反浮粗选尾矿按表1所列药剂用量进行两次扫选，得到锌精矿。 [0042] 所得锌精矿含锌16.22％，锌回收率76.29％。 [0043] 实施例2 [0044] 给矿锌含量2.45％，选矿步骤与实施例1一致，锌反浮粗选按表1所列药剂用量操作，得到反浮粗精矿和反浮粗选尾矿；反浮粗精矿不添加药剂进行一次精选操作得到尾矿；反浮粗选尾矿按表1所列药剂用量进行两次扫选，得到锌精矿。 [0045] 所得锌精矿含锌21.58％，锌回收率75.29％。 [0046] 实施例3 [0047] 给矿锌含量1.85％，选矿步骤与实施例1一致，锌反浮粗选按表1所列药剂用量操作，得到反浮粗精矿和反浮粗选尾矿；反浮粗精矿不添加药剂进行一次精选操作得到尾矿；反浮粗选尾矿按表1所列药剂用量进行两次扫选，得到锌精矿。 [0048] 所得锌精矿含锌29.34％，锌回收率70.36％。 [0049] 对比例1 [0050] 给矿锌含量2.25％，选矿步骤与实施例1一致，锌反浮粗选按表1所列药剂用量操作，得到反浮粗精矿和反浮粗选尾矿；反浮粗精矿不添加药剂进行一次精选操作得到尾矿；反浮粗选尾矿按表1所列药剂用量进行两次扫选，得到锌精矿。 [0051] 所得锌精矿含锌12.45％，锌回收率36.25％。 [0052] 对比例2 [0053] 给矿锌含量2.08％，选矿步骤与实施例1一致，锌反浮粗选按表1所列药剂用量操作，得到反浮粗精矿和反浮粗选尾矿；反浮粗精矿不添加药剂进行一次精选操作得到尾矿；反浮粗选尾矿按表1所列药剂用量进行两次扫选，得到锌精矿。 [0054] 所得锌精矿含锌8.57％，锌回收率25.24％。 [0055] 对比例3 [0056] 给矿锌含量1.95％，选矿步骤与实施例1一致，锌反浮粗选按表1所列药剂用量操作，得到反浮粗精矿和反浮粗选尾矿；反浮粗精矿不添加药剂进行一次精选操作得到尾矿；反浮粗选尾矿按表1所列药剂用量进行两次扫选，得到锌精矿。 [0057] 所得锌精矿含锌4.58％，锌回收率51.58％。 [0058] 表1实施例药剂用量(克/吨原矿) [0059] 。 [0060] 由上述可知，本发明提供的选矿方法选用简单的工艺流程和药剂制度就可有效地将硅锌矿与碳酸盐脉石矿物浮选分离，有效回收得到硅锌矿精矿(锌精矿)，锌含量为16～30％左右、回收率为70～77％左右，技术指标良好，达到了节能、减排、资源综合利用的目的，适应于低品位的硅锌矿的选矿；而如果选用的试剂不当(对比例1～3)，锌含量低，回收率低，无法实现硅锌矿的有效选矿。 [0061] 本领域的普通技术人员将会意识到，这里的实施例是为了帮助读者理解本发明的原理，应被理解为本发明的保护范围并不局限于这样的特别陈述和实施例。本领域的普通技术人员可以根据本发明公开的这些技术启示做出各种不脱离本发明实质的其它各种具体变形和组合，这些变形和组合仍然在本发明的保护范围内。 |
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