[发明专利]一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法

说明书

一.技术领域

本发明涉及一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法，适于低品 位氧化锌矿的选矿应用。

二.背景技术

现有处理氧化锌矿的方法有：硫化—胺浮选法、加温硫化浮选法、 脱泥—硫化—胺浮选法、脂肪酸正浮选法、脂肪酸反浮选法、螯合 N-中性油浮选法、浸出一浮选法等，这些方法中一般以硫化浮选法为 代表，根据矿石性质的不同，还可在硫化浮选的基础上进一步采用浮 选一水冶联合流程、重选预选一浮选流程、焙烧一浮选联合流程等。 由于铅、锌矿床常常同时存在硫化矿、硫化氧化混合矿和氧化矿，就 单一浮选流程而言，又分先铅后锌的优化浮选、先选硫化矿后选氧化 矿的分段浮选、先浮易浮矿后浮难浮矿的等可浮原则流程。尽管国内 外学者对这些流程进行了大量的研究和实践，但仍未能根本解决氧化 铅锌矿选别回收率低、精矿品位低的问题。根据有关资料报道，国外 氧化锌矿选别指标是精矿含锌36～40％，回收率60％～70％，最高达 78％；我国氧化锌矿的选矿选别指标是锌精矿品位35％～38％，个别达 到40％，回收率平均为68％左右，最高达73％。

氧化锌矿的选矿是国内外公认的难题，尤其是业内人士指锌含 量小于5％的低品位矿石，资料检索发现氧化锌入选品位一般在10％ 左右。现有技术采用的浮选药剂和选矿工艺存在如下不足：一是浮选 药剂选择性较差，且存在氧化矿浮选泡沫发粘的问题；二是获得的锌 精矿品位和回收率均较低，资源利用率不高；三是流程较长，选矿成 本较高。

我国是一个铅锌资源比较丰富的国家，也是世界最大铅锌金属生 产国，铅锌矿山的精矿产量尚不能满足冶炼生产的需要，不足部分依 靠从国外进口，且呈逐年增加趋势。由于铅锌精矿价格的上涨幅度高 于铅锌金属，使得冶炼企业的利润越来越薄，甚至处于亏损的边缘， 这就要求我国尽可能自己解决铅锌冶炼原料问题。我国低品位铅锌矿 石约占资源总量的50％，因此开发利用锌含量小于5％的低品位矿石 就显得形式紧迫、意义深远。

三.发明内容

本发明的目的在于提供一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿 方法，它既能克服氧化锌浮选泡沫发粘、药剂选择性差的困难，又能 低成本地提高精矿的品位和回收率，从而提高资源利用率。

为完成此任务，本发明采用如下方式进行：

本发明的一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法，是在常 温下洗矿脱除杂质，将氧化矿物和硫化矿物混选以及利用改性烷基胺 氧化锌螯合捕收剂ZJ-5进行锌粗选和锌扫选，该方法包括以下顺序 工艺步骤和条件：

(a)碎矿，将氧化矿和硫化矿混合的原矿一起进行破碎；

(b)磨矿，把破碎后的原矿磨矿至-0.074mm 60-76％；

(c)洗矿，将磨至-0.074mm 60-76％的原矿进行洗矿；

(d)脱泥，将洗矿后的原矿进行脱泥，除去矿泥；

(e)一次铅粗选，向除去矿泥的原矿按每吨加入0.1～1Kg硫化 钠、0.1～1Kg碳酸钠、0.02～0.2Kg乙硫氮、0.01～0.05Kg2#油进行 一次铅粗选，粗选出一次铅粗矿和一次锌粗矿；

(f)二次铅粗选，向一次铅粗选尾矿按每吨加入0.01～0.1Kg 乙硫氮、0.005～0.02Kg2#油进行二次铅粗选，粗选出二次铅粗矿和 二次锌粗矿；

(g)锌粗选，向二次铅粗矿按每吨加入2～8Kg硫化钠、0.5～ 2Kg硅酸钠、0.1～0.5Kg ZJ-5、0.01～0.05Kg2#油进行锌粗选，粗 选出锌粗矿和锌粗选尾矿；

(h₁)一次锌精选，向粗选出的锌粗矿按每吨加入0.05～0.2Kg 碳酸钠进行一次锌精选，选出一次锌精矿和一次锌精选尾矿；

(i₁)二次锌精选，向一次锌精选出的一次锌精矿按每吨加入 0.05～0.2Kg碳酸钠进行二次锌精选，选出二次锌精选尾矿和产品锌 精矿；

(h₂)一次铅精选，向一次铅粗选出的一次铅粗矿和二次铅粗选 出的二次铅粗矿按每吨加入0.01～0.1Kg硅酸钠进行一次铅精选，选 出一次铅精矿和一次铅精选尾矿；

(i₂)二次铅精选，向一次铅精选出的一次铅精矿按每吨加入 0.01～0.1Kg硅酸钠进行二次铅精选，选出二次铅精选尾矿和产品铅 精矿；