权利要求
1.一种基于高泥型混合
铅锌矿的氧化
锌精矿分离工艺，其特征在于：
步骤一：对混合铅锌矿进行磨矿，变为颗粒;
步骤二：粗选，加入粗选药剂，混合搅拌;
步骤三：精选，加入精选药剂，混合搅拌。
2.根据权利要求1所述的一种基于高泥型混合铅锌矿的
氧化锌精矿分离工艺，其特征在于，所述磨矿次数为3-5次，每次磨矿前，将25微米以下的颗粒，进行分离，直接进入步骤二;
25微米以上颗粒，进入下一次磨矿。
3.根据权利要求1所述的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，其特征在于，所述精选次数为3-5次。
4.根据权利要求3所述的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，其特征在于，还包括：
步骤四：扫选，加入扫选药剂，混合搅拌;
粗选的底流、每次精选的底流，全部进入扫选流程;
扫选泡沫返回步骤二。
5.根据权利要求1所述的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，其特征在于，所述粗选药剂和精选药剂均采用硫化-黄药法;
具体为：硫化钠用量3000g/t-6000g/t，硫酸
铜用量500 g/t-2000 g/t，异戊基黄药用量200 g/t-800 g/t，正己醇用量50-150g/t。
6.根据权利要求5所述的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，其特征在于，下次精选药剂用量为上一次精选药剂用量的25%-75%。
7.根据权利要求6所述的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，其特征在于，下次精选药剂用量为上一次精选药剂用量的50%。
8.根据权利要求4所述的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，其特征在于，所述扫选药剂采用硫化-胺法;
具体为：硫化钠用量2000-6000 g/t，硫酸铜用量500 g/t-2000 g/t;
具体为：十八胺：68号工业白油：磷酸三丁酯：硫酸的比值为：100：5：2：1;用量3000-6000 g/t。
9.根据权利要求1所述的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，其特征在于，每个
浮选槽底部均安装有空腔板(1)，所述空腔板(1)顶部设有出气孔(101);
出气孔(101)直径为0.1-2mm;
所述空腔板(1)通过管道与气泵连接。
10.根据权利要求9所述的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，其特征在于，所述气泵充气量为1.5-2m³/(m²·min)。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及氧化锌浮选技术领域，尤其涉及一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺。
背景技术
[0002]中国的铅锌储量在全球居于第二， 仅次于澳大利亚， 同时中国也是是世界上铅锌生产和消费的大国。铅锌矿主要分为氧化铅锌矿：氧化率>30%，混合铅锌矿：氧化率10%-30%，硫化铅锌矿：氧化率<10%
在对铅锌矿的回收中，浮选氧化锌精矿，是最常见的分离类别，一般采用浮选法，加入药剂混合后，进行分离。
[0003]主流的工艺都是，将铅锌矿破碎后，加入药剂混合搅拌产生化学反应，将氧化锌分离，然后通过
浮选机，将含有氧化锌的浮沫刮出，进而实现氧化锌精矿的分离。
[0004]但是，目前回收铅锌矿最大的难点在于处理氧化铅锌矿和混合矿上， 两者相比，氧化铅锌矿的选别难度较大，主要原因有以下几点： ① 氧化铅锌矿的组成比较复杂，次生氧化矿比较多，并且含有大量的可溶性盐，与碳酸根离子反应生成沉淀，可溶性盐也可以发生絮凝矿泥，从而覆盖在矿物表面上，将会影响浮选;②泥化严重，导致矿泥覆盖在矿石表面妨碍了药剂与矿物的之间的接触，从而降低捕收效率;③矿石中不同矿物的浮选条件不一，各阶段的药剂之间的干扰现象严重氧化铅锌矿的矿石结构和构造多样化，其硬度较低，脆性较强。在氧化铅锌矿中，常常与脉石矿物复杂微细粒共生，同时含有一定量的氧化物、铁氢氧化物以及黏土、炭质等脉石矿物的次生细泥。
[0005]而大量的次生矿泥，会形成了相对较大的比表面积，这会导致矿泥表面上的水化膜较厚，其疏水性较弱，形成的负电荷与目标矿物表面上的正电荷相互抵消，从而形成罩盖现象，这种现象会凝聚矿物颗粒，会降低氧化锌矿物与
浮选药剂的吸附能力，导致分离效率大大降低。
发明内容
[0006]本发明的目的是为了解决现有技术中，对于高泥型混合铅锌矿，进行氧化锌精矿分离时，会产生大量的次生矿泥，降低氧化锌矿物与浮选药剂的吸附能力的技术问题，而提出的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺。
[0007]为了实现上述目的，本发明采用了如下技术方案：
一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，
步骤一：对混合铅锌矿进行磨矿，变为颗粒;
步骤二：粗选，加入粗选药剂，混合搅拌;
步骤三：精选，加入精选药剂，混合搅拌。
[0008]优选地，所述磨矿次数为3-5次，每次磨矿前，将25微米以下的颗粒，进行分离，直接进入步骤二;25微米以上颗粒，进入下一次磨矿。
[0009]优选地，所述精选次数为3-5次。
[0010]优选地，还包括：步骤四：扫选，加入扫选药剂，混合搅拌;粗选的底流、每次精选的底流，全部进入扫选流程;扫选泡沫返回步骤二。
[0011]优选地，所述粗选药剂和精选药剂均为采用硫化-黄药法;具体为：硫化钠用量3000g/t-6000g/t，硫酸铜用量500 g/t-2000 g/t，异戊基黄药用量200 g/t-800 g/t，正己醇用量50-150g/t。
[0012]优选地，下次精选药剂用量为上一次精选药剂用量的25%-75%。
[0013]优选地，下次精选药剂用量为上一次精选药剂用量的50%。
[0014]优选地，所述扫选药剂采用硫化-胺法，具体为：硫化钠用量2000-6000 g/t，硫酸铜用量500 g/t-2000 g/t;捕收剂选用十八胺复配药剂;具体为：十八胺：68号工业白油：磷酸三丁酯：硫酸的比值为：100：5：2：1;用量3000-6000 g/t。
[0015]优选地，每个浮选槽底部均安装有空腔板1，所述空腔板1顶部设有出气孔101;出气孔101直径为0.1-2mm;所述空腔板1通过管道与气泵连接。
[0016]优选地，所述气泵充气量为1.5-2m³/(m²·min)。
[0017]与现有技术相比，本发明提供了一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，具备以下有益效果：
1、该基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，针对高泥型混合铅锌矿中易碳酸盐矿物形式存在的氧化锌矿易过粉碎，从而导致矿浆泥化、恶化浮选环境的特点，利用多次磨矿分级，通过氧化锌矿被选择性磨细，及时排出微细粒细泥的同时，实现氧化锌矿的初步富集，减少次生矿泥，降低了罩盖现象，以及降低了氧化锌细泥对硫化铅锌矿浮选过程的干扰;
2、该基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，在粗选和精选阶段采用硫化-黄药法，同时采用正己醇作为起泡剂，正己醇作为起泡剂结合硫化-黄药法使用产生的泡沫较脆，易产生“二次富集”效应。
[0018]3、该基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，通在扫选阶段，采用硫化-胺法，通过对捕收剂进行复配，在弱酸性环境工业白油强化了磷酸三丁酯与十八胺的“分子层间交叉”，与直接使用十八胺对比，复配后的药剂泡沫的清爽度显著增加，发黏现象消失，提升氧化锌矿物与浮选药剂的吸附能力，进行1次扫选作业即可强化氧化锌精矿的回收，分离效率大大提升;
4、该基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，采用相控阵式微泡，和较低的搅拌速度，强化药剂在锌矿物表面吸附的稳定性，提升氧化锌矿物与浮选药剂的吸附能力，进而促进分离效率大大提升。
[0019]本发明，避免了氧化锌细泥对硫化铅锌浮选过程的干扰，通过氧化锌粗选和多次精选过程硫化-黄药法“开路选矿”，
尾矿合并硫化-胺法1次扫选形成的闭路流程，大幅减少了易使矿浆发黏的胺类药剂的使用，避免了常规“中矿循环返回”的浮选工艺中的中矿累积无法处理的现象，实现氧化锌细泥简单高效回收的同时，保证了硫化铅锌矿浮选过程的稳定进行。
附图说明
[0020]图1为本发明提出的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺的流程图;
图2为本发明提出的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺空腔板的结构示意图。
[0021]图中：1、空腔板;101、出气孔。
具体实施方式
[0022]下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。
[0023]在本发明的描述中，需要理解的是，术语“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“顶”、“底”、“内”、“外”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。
[0024]实施例：
一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，本工艺适用于铅氧化率≤10%，锌氧化率≥30%的混合铅锌矿，具体工艺如下：
步骤一：对混合铅锌矿进行磨矿，变为颗粒;所述磨矿次数为3-5次，本案优选3次，如图1，也就是“一级磨矿、二级磨矿、三级磨矿”。
[0025]每次磨矿前，将25微米以下的颗粒，进行分离，直接进入步骤二;25微米以上颗粒，进入下一次磨矿;三级磨矿结束后，如果还有25微米以上颗粒，直接视为中矿，可另作他用，比如用于浮选硫化锌、硫化铅。
[0026]图1中，-25，代表25微米以下的颗粒;+25，代表25微米以上的颗粒。
[0027]针对高泥型混合铅锌矿中易碳酸盐矿物形式存在的氧化锌矿易过粉碎，从而导致矿浆泥化、恶化浮选环境的特点，利用多次磨矿分级，通过氧化锌矿被选择性磨细，及时排出微细粒细泥的同时，实现氧化锌矿的初步富集，减少次生矿泥，降低了罩盖现象，以及降低了氧化锌细泥对硫化铅锌矿浮选过程的干扰。
[0028]步骤二：粗选，加入粗选药剂，混合搅拌，进行硫化铅浮选;
步骤三：精选，加入精选药剂，混合搅拌，所述精选次数为3-6次，本案优选3次，也就是图1中，“一级精选、二级精选、三级精选”。
[0029]如图1，粗选时，通过浮选的泡沫，进入一级精选内，然后一级精选浮选的泡沫，进入二级精选内，依此类推，三级精选得出的浮选泡沫，就是本案中，分离出的氧化锌精矿。
[0030]粗选和精选，搅拌速度均为50-200转/min，使其保持低转速区间，具体为：粗选200转/min、精选50转/min。
[0031]一级精选、二级精选、三级精选，搅拌速度相同。
[0032]所述粗选药剂和精选药剂相同，均采用硫化-黄药法，具体为：硫化钠用量3000g/t-6000g/t，硫酸铜用量500 g/t-2000 g/t，异戊基黄药用量200 g/t-800 g/t，正己醇用量50-150g/t。
[0033]下次精选药剂用量为上一次精选药剂用量的25%-75%，第一次精选，也就是图1中的一级精选，药剂用量与粗选药剂用量相同;然后，下次精选药剂用量为上一次精选药剂用量的50%。
[0034]本实施例公开的一种基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺，还包括：步骤四：扫选，加入扫选药剂，混合搅拌，搅拌速度均为50-200转/min，使其保持低转速区间。
[0035]粗选的底流、每次精选的底流，也就是一级精选底流、二级精选底流、三级精选底流，全部进入扫选流程;扫选的泡沫，返回步骤二，再次进行粗选。
[0036]扫选产生的尾矿，也就是扫选的底流，直接舍弃，或者另作他用。
[0037]所述扫选药剂采用硫化-胺法，具体为：硫化钠用量2000-6000 g/t，硫酸铜用量500 g/t-2000 g/t。
[0038]捕收剂选用十八胺复配药剂;具体为：十八胺：68号工业白油：磷酸三丁酯：硫酸的比值为：100：5：2：1;用量3000-6000 g/t。
[0039]在粗选和精选阶段采用硫化-黄药法，同时采用正己醇作为起泡剂，正己醇作为起泡剂结合硫化-黄药法使用产生的泡沫较脆，易产生“二次富集”效应。
[0040]在扫选阶段，采用硫化-胺法，通过对捕收剂进行复配，在弱酸性环境工业白油强化了磷酸三丁酯与十八胺的“分子层间交叉”，与直接使用十八胺对比，复配后的药剂泡沫的清爽度显著增加，发黏现象消失，提升氧化锌矿物与浮选药剂的吸附能力，进行1次扫选作业即可强化氧化锌精矿的回收，分离效率大大提升。
[0041]就比如，在四川甘洛尔呷地吉铅锌矿的高泥型混合铅锌矿，含铅3.51%，铅氧化率在为8.21%;含锌4.14%，锌氧化率为68.74%，在使用本浮选工艺时：
粗选过程中：加入硫化钠用量4000g/t、硫酸铜用量1000g/t、异戊基黄药用量500g/t、正己醇用量100g/t;
第一次精选过程中，也就是一级精选：加入硫化钠用量4000g/t、硫酸铜用量1000g/t、异戊基黄药用量500g/t、正己醇用量100g/t;
扫选过程中：硫化钠用量4000g/t、硫酸铜用量1300g/t、十八胺复配药剂用量4500/t。
[0042]通过此工艺，选别出来，氧化锌精矿含锌52.34%，锌回收率65.21%。
[0043]如图2，每个浮选槽底部均安装有空腔板1，所述空腔板1顶部设有出气孔101，出气孔101为密集排列;出气孔101直径为0.1-2mm;所述空腔板1通过管道与气泵连接，气泵充气量为1.5-2m³/(m²·min);在上述的四川甘洛尔呷地吉铅锌矿的高泥型混合铅锌矿，在使用本浮选工艺时，出气孔101直径为1mm、气泵充气量为1m³/(m²·min)。
[0044]浮选槽底部，铺满空腔板1。
[0045]所谓的浮选槽，也就是每个粗选槽、精选槽、扫选槽，底部都分别安装一个空腔板1，然后有对应的气泵通过管道，与其连接。
[0046]针对微细粒级氧化锌浮选过程药剂选择性低，泡沫粘稠的问题，气泵通过出气孔101出气，替代传统的气泡机。
[0047]采用相控阵式微泡，和较低的搅拌速度，强化药剂在锌矿物表面吸附的稳定性，提升氧化锌矿物与浮选药剂的吸附能力，进而促进分离效率大大提升。
[0048]以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。
说明书附图(2)
声明：
“基于高泥型混合铅锌矿的氧化锌精矿分离工艺” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：西昌学院, 甘洛县尔呷地吉铅锌矿业有限公司
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