从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法

技术领域

本发明涉及异极矿回收技术领域，尤其涉及一种从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法。

背景技术

异极矿是自然界地质结构变化过程中硫化锌矿物长期风化的产物，异极矿实际矿石一般具有矿物种类多、矿石结构复杂、氧化程度深、含泥量大、嵌布粒度细、钙镁脉石含量高等特点，由于没有得到有效利用，造成资源浪费严重。目前常用的氧化锌回收方法，包括阴离子直接浮选法、硫化脂肪胺法、螯合剂-中性油浮选法等，这些浮选方法通常只能回收菱锌矿，而异极矿由于表面性质与菱锌矿存在较大差异，且可浮性较差，常规方法回收困难，被认为是极难回收的矿种，因此，异极矿的有效回收一直未得到很好的解决。

现有技术中，公开号为CN102489412A的专利提供了一种异极矿浮选过程的活化方法，该专利采用羟肟酸钠、碳酸钠和硫化钠组合调整剂作为异极矿的活化剂，再用十二胺作为捕收剂进行浮选，该方法可使硫化钠的总用量相对常规的活化过程降低20～30％，使异极矿的浮选回收率提高6～12个百分点，但此方法针对的是异极矿纯矿物，给矿中异极矿含量为100％，没有其他杂质矿物的干扰，且纯矿物一般结晶完好，可浮性较好，浮选易进行，该方法难以应用到矿物种类繁多、杂质矿物含量高、复杂多变的实际矿石体系。例如，对于硫化铅锌矿尾矿中的异极矿进行选矿回收时，由于原料中有用矿物含量低，异极矿含量仅为2.0％-3.0％，采用上述方法根本无法获得良好的选矿指标。

有鉴于此，有必要设计一种简单高效的选矿工艺，对硫化铅锌矿尾矿中的异极矿进行低成本高效化回收，以解决上述问题。

发明内容

针对上述现有技术的缺陷，本发明的目的在于提供一种从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法。本发明通过采用旋流器脱泥-浮选工艺，先利用水力旋流器对原料进行分级，再对分级后的沉砂产品进行浮选，并通过对浮选过程中的药剂制度进行优化，简单高效地实现对异极矿的有效回收。

为实现上述目的，本发明提供了一种从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法，包括如下步骤：

S1、将硫化铅锌矿尾矿与水混合，制备预定浓度的第一料浆；

S2、对所述第一料浆进行分级，得到沉砂产品和溢流产品；

S3、向所述沉砂产品中加水，制备预定浓度的第二料浆；

S4、按照预定的配比分别配制抑制剂和捕收剂；向所述第二料浆中加入预定量的所述抑制剂、硫化钠和所述捕收剂，进行异极矿的浮选粗选，得到粗选泡沫产品和粗选槽底产品；

S5、对所述粗选泡沫产品进行三次精选，得到精矿产品；对所述粗选槽底产品进行一次扫选，得到扫选泡沫和扫选底流，所述扫选底流与所述溢流产品合并后得到最终尾矿。

作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，采用水力旋流器对所述第一料浆进行分级，用于脱除粒径在10μm以下的颗粒；经所述水力旋流器分级后得到的溢流产品的产率为10％～12％。

作为本发明的进一步改进，在步骤S4中，所述抑制剂的配制方法包括：

将六偏磷酸钠、一水柠檬酸、酒石酸、草酸按照质量百分比10％～20％：20％～30％：20％～30％：20％～30％混合均匀。

作为本发明的进一步改进，在步骤S4中，所述捕收剂的配制方法包括：

将椰油胺、月桂基三甲基氯化铵、油酸二乙醇酰胺、异辛醇按照质量百分比30％～40％：20％～30％：10％～20％：10％～20％混合均匀。

作为本发明的进一步改进，在步骤S4中，抑制剂的用量为1000～2000g/t，所述硫化钠的用量为4000～5000g/t，所述捕收剂的用量为300～400g/t。

作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，所述三次精选包括如下步骤：

向所述粗选泡沫产品中添加280～320g/t的硫化钠进行第一次精选，得到精选一泡沫和精选一底流；向所述精选一泡沫中添加180～220g/t的硫化钠进行第二次精选，得到精选二泡沫和精选二底流；向所述精选二泡沫中添加90～110g/t的硫化钠进行第三次精选，得到精选三泡沫和精选三底流；所述精选三泡沫即为所述精矿产品。

作为本发明的进一步改进，所述精选一底流返回步骤S2中的所述分级作业，所述精选二底流返回所述第一次精选作业，所述精选三底流返回所述第二次精选作业。

作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，所述扫选的药剂包括480～520g/t的硫化钠和45～55g/t的所述捕收剂；所述扫选泡沫返回步骤S4中的所述浮选粗选作业。

作为本发明的进一步改进，在步骤S1中，所述第一料浆的预定浓度为30wt％～35wt％。

作为本发明的进一步改进，在步骤S3中，所述第二料浆的预定浓度为20wt％～25wt％。

本发明的有益效果是：

1、本发明提供的从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法，通过采用采用旋流器脱泥-浮选工艺，先利用水力旋流器对原料进行分级，不仅脱除了原料中的微细粒矿泥，降低了矿泥的不利影响，还能够将水力旋流器分级得到的溢流产品产率控制在10％～12％，使得分级后损失在溢流产品中的异极矿非常少，以提高异极矿的回收率。在分级之后，本发明通过对分级得到的沉砂产品进行浮选，并通过对浮选过程中的药剂制度进行优化，以简单的工艺高效地实现对硫化铅锌矿尾矿中异极矿的有效回收，获得了较好的指标，提高了资源利用率。

2、本发明提供的从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法，通过将六偏磷酸钠、一水柠檬酸、酒石酸、草酸按照特定的比例混合成抑制剂，能够对含钙脉石和含硅脉石产生针对性的抑制作用，提高了精矿品位；在此条件下，本发明进一步将椰油胺、月桂基三甲基氯化铵、油酸二乙醇酰胺、异辛醇按照特定的比例混合成捕收剂，能够使药剂分散于矿浆中，与矿物表面充分作用，且相比于传统捕收剂有效强化了对异极矿的捕收，提高了异极矿的回收率。

附图说明

图1为本发明提供的从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法的流程示意图。

具体实施方式

为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细描述。

在此，还需要说明的是，为了避免因不必要的细节而模糊了本发明，在附图中仅仅示出了与本发明的方案密切相关的结构和/或处理步骤，而省略了与本发明关系不大的其他细节。

另外，还需要说明的是，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。

本发明提供了一种从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法，其流程示意图如图1所示，包括如下步骤：

S1、将硫化铅锌矿尾矿与水混合，制备预定浓度的第一料浆；

S2、对所述第一料浆进行分级，得到沉砂产品和溢流产品；

S3、向所述沉砂产品中加水，制备预定浓度的第二料浆；

S4、按照预定的配比分别配制抑制剂和捕收剂；向所述第二料浆中加入预定量的所述抑制剂、硫化钠和所述捕收剂，进行异极矿的浮选粗选，得到粗选泡沫产品和粗选槽底产品；

S5、对所述粗选泡沫产品进行三次精选，得到精矿产品；对所述粗选槽底产品进行一次扫选，得到扫选泡沫和扫选底流，所述扫选底流与所述溢流产品合并后得到最终尾矿。

通过上述方式，能够先通过分级脱除原料中的微细粒矿泥，以降低矿泥带来的不利影响，在此基础上再进行针对性浮选，能够有效提高浮选效率和浮选效果。

具体的，在步骤S1中，第一料浆的预定浓度优选为30wt％～35wt％。

在步骤S2中，具体采用水力旋流器对所述第一料浆进行分级，并使粒径大于10μm的颗粒进入沉砂产品，粒径小于10μm的颗粒则进入溢流产品，用于脱除粒径在10μm以下的颗粒；在此条件下，经所述水力旋流器分级后得到的溢流产品的产率可以控制在10％～12％的范围内。如此设置，不仅能够对原料中的微细粒矿泥进行有效脱除，以消除矿泥带来的不利影响；还能够将溢流产品的产率控制在较低的范围内，分级后损失在溢流中的异极矿非常少，有效避免了常规的大量脱泥或多段脱泥的方式所导致的锌元素大量损失的问题。

在步骤S3中，第二料浆的预定浓度为20wt％～25wt％。

在步骤S4中，所述抑制剂的配制方法包括：

将六偏磷酸钠、一水柠檬酸、酒石酸、草酸按照质量百分比10％～20％：20％～30％：20％～30％：20％～30％混合均匀。

基于该抑制剂的组成，其各组分均偏酸性，在混合后不会反应，具有较高的稳定性；通过将上述各组分按比例混合后，能够对含钙脉石以及被镁离子活化的石英、辉石、绿泥石等含硅脉石进行高效抑制，从而有效提高精矿的品位。

所述捕收剂的配制方法包括：

将椰油胺、月桂基三甲基氯化铵、油酸二乙醇酰胺、异辛醇按照质量百分比30％～40％：20％～30％：10％～20％：10％～20％混合均匀。

基于该捕收剂的组成，一方面能够利用异辛醇使椰油胺、月桂基三甲基氯化铵和油酸二乙醇酰胺充分分散于矿浆中，使其与矿物表面充分作用，达到较好的捕收效果；另一方面，该捕收剂中的椰油胺主要用于捕收菱锌矿，油酸二乙醇酰胺能够对异极矿进行有效活化，在此基础上再利用月硅基三甲基氯化铵对异极矿进行捕收，相比于传统捕收剂能够有效强化对异极矿的捕收，从而提高异极矿的回收率。

基于上述药剂组成，粗选时优选抑制剂的用量为1000～2000g/t，硫化钠的用量为4000～5000g/t，捕收剂的用量为300～400g/t。

在步骤S5中，所述三次精选包括如下步骤：

向所述粗选泡沫产品中添加280～320g/t的硫化钠进行第一次精选，得到精选一泡沫和精选一底流；向所述精选一泡沫中添加180～220g/t的硫化钠进行第二次精选，得到精选二泡沫和精选二底流；向所述精选二泡沫中添加90～110g/t的硫化钠进行第三次精选，得到精选三泡沫和精选三底流；所述精选三泡沫即为所述精矿产品。

其中，所述精选一底流返回步骤S2中的所述分级作业，所述精选二底流返回所述第一次精选作业，所述精选三底流返回所述第二次精选作业。

所述扫选的药剂包括480～520g/t的硫化钠和45～55g/t的所述捕收剂；所述扫选泡沫返回步骤S4中的所述浮选粗选作业。

下面结合具体实施例对本发明提供的从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法进行说明。

实施例1

本实施例以某硫化铅锌矿尾矿为对象，提供了一种从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法。其中，该硫化铅锌矿尾矿以质量百分数计，原料异极矿含量2.75％，菱锌矿含量1.27％，白云石含量32.42％，方解石含量13.85％，石英含量21.72％，绿泥石含量8.46％，其他矿物包括少量脉石矿物长石、粘土矿物、黑云母、白云母、辉石和蛇纹石等，微量的金属矿物黄铁矿、赤铁矿和褐铁矿等。

本实施例提供的从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法包括如下步骤：

S1、将硫化铅锌矿尾矿与水混合，制备矿浆浓度为32wt％的第一料浆。

S2、采用水力旋流器对第一料浆进行分级，得到沉砂产品和溢流产品。其中，粒径在10μm以下的颗粒进入溢流中被脱除，分级后得到的溢流产品的产率约为11％。

S3、向沉砂产品中加水，制备矿浆浓度为22wt％的第二料浆。

S4、将六偏磷酸钠、一水柠檬酸、酒石酸、草酸按照质量百分比10％：30％：30％：30％混合均匀，配制成抑制剂；将椰油胺、月桂基三甲基氯化铵、油酸二乙醇酰胺、异辛醇按照质量百分比30％：30％：20％：20％混合均匀，配制成捕收剂；向第二料浆中加入1000g/t的抑制剂、4000g/t的硫化钠和300g/t的捕收剂，进行异极矿的浮选粗选，得到粗选泡沫产品和粗选槽底产品；

S5、向粗选泡沫产品中添加300g/t的硫化钠进行第一次精选(精I)，得到精选一泡沫和精选一底流；向精选一泡沫中添加200g/t的硫化钠进行第二次精选(精II)，得到精选二泡沫和精选二底流；向精选二泡沫中添加100g/t的硫化钠进行第三次精选(精III)，得到精选三泡沫和精选三底流；精选三泡沫即为最终精矿产品。其中，精选一底流返回步骤S2中的水力旋流器分级作业，精选二底流返回第一次精选作业，精选三底流返回第二次精选作业。粗选槽底产品经过一次扫选得到扫选泡沫和底流，扫选药剂为500g/t的硫化钠、50g/t的捕收剂，扫选泡沫返回步骤S4中的浮选粗选作业；扫选底流与步骤S2得到的溢流产品合并后得到最终尾矿。

按照上述方式进行浮选后，本实施例最终获得的精矿产品中含Zn32.48％，Zn回收率为70.70％，异极矿的回收率为72.05％，表明本实施例提供的方法能够对硫化铅锌矿尾矿中的异极矿进行有效回收，不仅具有较高的回收率，回收的精矿还具有较高的品位。

实施例2～4

实施例2～4分别提供了一种从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法，与实施例1相比，区别仅在于改变了步骤S4中抑制剂、硫化钠和捕收剂的用量，其余步骤及参数均与实施例1一致，在此不再赘述。

具体地，实施例2中，抑制剂的用量为2000g/t，最终获得的精矿产品中含Zn34.13％，Zn回收率为68.91％，异极矿的回收率为69.25％。

实施例3中，硫化钠的用量为5000g/t，最终获得的精矿产品中含Zn33.93％，Zn回收率为70.02％，异极矿的回收率为70.68％。

实施例4中，捕收剂的用量为400g/t，最终获得精矿产品中含Zn 30.12％，Zn回收率为71.43％，异极矿的回收率为71.97％。

与实施例1相比可以看出，抑制剂、硫化钠和捕收剂的用量可以在特定的范围内进行适当调整，均能够实现对硫化铅锌矿尾矿中异极矿的有效回收。

对比例1

本对比例提供了一种从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法，与实施例1相比，区别在于未进行步骤S2的水力旋流器分级处理，其余步骤均与实施例1一致，在此不再赘述。

经检测，本对比例获得精矿含Zn 27.82％，Zn回收率为40.83％，异极矿的回收率为41.01％。与实施例1相比，精矿品位降低，且Zn回收率和异极矿的回收率均明显降低，表明实施例1中通过先利用水力旋流器对原料进行分级，能够简便高效地提高异极矿的回收率和精矿的品位。

实施例5～7及对比例2～4

实施例5～7及对比例2～4分别提供了一种从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法，与实施例1相比，实施例5～7及对比例2～3的区别在于改变了抑制剂的组成，对比例4则未添加抑制剂，其余步骤及参数均与实施例1一致，在此不再赘述。实施例5～7及对比例2～3提供的抑制剂中各组分的质量百分数如表1所示。

表1实施例5～7及对比例2～3中抑制剂中各组分的质量百分比

对实施例5～7及对比例2～4提供的选矿方法的选矿结果进行测试与计算，结果如表2所示。

表2实施例5～7及对比例2～4的选矿结果

由表2可以看出，实施例5～7中抑制剂各组分的比例在预设范围内进行适当调整和变化，均能够实现对硫化铅锌矿尾矿中异极矿的有效回收，表明抑制剂的各组分比例可以在特定的范围内进行适当调整。对比例4中未添加抑制剂，得到的精矿产品中的Zn含量、Zn回收率和异极矿回收率均显著低于实施例1，表明实施例1中采用的抑制剂能够起到有效的抑制作用。对比例2～3中虽然添加了抑制剂，但其中部分组分的比例超出预设范围，与实施例1相比，其精矿Zn回收率和异极矿的回收率均有所降低，表明本发明通过将抑制剂中各组分需要控制在一定的比例范围内，能够有效发挥抑制剂中各组分的协同作用，实现对硫化铅锌矿尾矿中异极矿的有效回收。

实施例8～10及对比例5～7

实施例8～10及对比例5～7分别提供了一种从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法，与实施例1相比，实施例8～10及对比例5～6的区别在于改变了捕收剂的组成，对比例7则将捕收剂替换为传统捕收剂十八胺，其余步骤及参数均与实施例1一致，在此不再赘述。实施例8～10及对比例5～6提供的捕收剂中各组分的质量百分数如表3所示。

表3实施例8～10及对比例5～6中捕收剂中各组分的质量百分比

对实施例8～10及对比例5～7提供的选矿方法的选矿结果进行测试与计算，结果如表4所示。

表4实施例8～10及对比例5～7的选矿结果

由表4可以看出，实施例8～9中捕收剂各组分的比例在预设范围内进行适当调整和变化，均能够实现对硫化铅锌矿尾矿中异极矿的有效回收，表明捕收剂的各组分比例可以在特定的范围内进行适当调整。对比例7中采用十八胺作为捕收剂，得到的精矿产品中的Zn含量、Zn回收率和异极矿回收率均显著低于实施例1，表明实施例1中采用的捕收剂相对于传统捕收剂有效强化了对异极矿的回收，提高了精矿品位和回收率。对比例5～6中采用的捕收剂与实施例1具有相同的原料，但其用量与实施例1不同，最终得到的精矿中Zn含量低于实施例1，但高于对比例7，而Zn和异极矿的回收率甚至低于对比例7，表明捕收剂中原料的用量比例对于捕收效果具有重要影响。本发明通过将捕收剂中各原料的用量控制在特定范围内，能够有效强化捕收剂的捕收效果，实现对硫化铅锌矿尾矿中异极矿的有效回收。

综上所述，本发明提供了一种从硫化铅锌矿尾矿中回收异极矿的选矿方法。该方法包括将硫化铅锌矿尾矿与水混合，制备第一料浆；对第一料浆进行分级，得到沉砂产品和溢流产品；向沉砂产品中加水，制备第二料浆；向第二料浆中加入预定量的抑制剂、硫化钠和捕收剂，进行异极矿的浮选粗选，得到粗选泡沫产品和粗选槽底产品；对粗选泡沫产品进行三次精选，得到精矿产品；对粗选槽底产品进行一次扫选，得到扫选泡沫和扫选底流，扫选底流与溢流产品合并后得到最终尾矿。通过上述方式，本发明能够在尽可能减少异极矿损失的条件下降低矿泥的不利影响，并在此基础上对沉砂产品的浮选药剂制度进行优化，从而简单高效地实现对异极矿的有效回收，提高资源利用率。

以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围。