一種氧化鋅礦漿泡分選選礦工藝的製作方法
2023-07-31 09:11:46 1
本發明涉及一種氧化鋅礦漿泡分選選礦工藝，屬於礦物加工技術領域。
背景技術：
浮選法是氧化鋅礦最常用的選礦方法，其主要包括硫化-胺法、硫化-黃藥法及脂肪酸直接浮選法三種，其中又以硫化-胺法最為常用。然而，胺類捕收劑對礦泥極為敏感，而氧化鋅礦往往泥化嚴重，礦泥的存在嚴重影響了氧化鋅礦的選別指標，礦泥不僅會吸附大量胺類捕收劑，增加藥劑用量，且胺類捕收劑的大量使用，極易造成浮選泡沫難以消除的後果，因此胺法浮選的關鍵是如何解決礦泥問題。
氧化鋅浮選過程中泡沫量大、流動性差、泡沫難以控制、選別過程中泡沫難以破裂而無法產生二次富集作用、精礦泡沫難以消除，使得此類泡沫在精選過程直接被刮板刮出而沒有進行實質性選別。試驗發現，精礦泡沫層可分為三類：礦漿層、泡沫不穩定層及泡沫穩定層，其中泡沫穩定層中泡沫極難消除，且此部分泡沫包含大量浮選藥劑，並粘附了大量微細粒礦泥，二次富集作用難以在此泡沫層實現。且泡沫穩定層在精選階段，也難以通過浮選機的攪拌消泡，大多未經選別而直接被刮出，造成精礦產品品位低的後果。
目前為解決氧化鋅泡沫難以消除的問題，主要進行了三大方面的研究：脫泥、氧化鋅新型浮選藥劑及新型消泡裝置及消泡方法。原礦脫泥是解決泡沫影響的最為有效的選礦方法，然而由於脫泥會造成大量有價元素的損失，此方法僅對少部分鋅嵌布粒度較粗的礦石適用，而不脫泥浮選是目前氧化鋅選別的研究重點；新型浮選藥劑是選礦領域中研究的一大方向，其一般將胺類捕收劑進行皂化、或配置成乳濁液等，此類藥劑往往用量較大，且價格極高；新型消泡裝置及消泡方法主要在工業中使用，多為物理消泡方式和化學消泡方式，如泵打消泡和使用消泡藥劑，但氧化鋅精礦中礦漿層已完成消泡過程，經物理或化學消泡後，其中部分已吸附在藥劑上的有價元素被解析下來，造成回收率降低的後果。
鑑於以上原因，本發明提出一種新的選礦工藝，採用氧化鋅粗選後將精礦分為兩種產品，即泡沫層和礦漿層，並分別調漿進行選別，採用低濃度礦漿精選泡沫層粗精礦、較高濃度礦漿精選礦漿層粗精礦，兩個作業的精礦再次分層，中礦循序返回上一作業，對上面步驟重複進行精選。
技術實現要素：
本發明的目的是針對現有的氧化鋅礦選別過程中泡沫量大、流動性差、泡沫難以控制、選別過程中泡沫難以破裂而無法產生二次富集作用、精礦泡沫難以消除，使得此類泡沫在精選過程直接被刮板刮出而沒有進行實質性選別等問題，提供一種氧化鋅礦漿泡分選選礦工藝。
本發明的具體步驟如下：
（1）將氧化鋅原礦破碎、磨礦，加入浮選機並調漿，按常規現有工藝進行不脫泥粗選，得到氧化鋅粗精礦，粗選尾礦進行常規掃選作業；
（2）將氧化鋅粗精礦分離為泡沫層粗精礦Ⅰ和礦漿層粗精礦Ⅰ；
（3）將泡沫層粗精礦Ⅰ和礦漿層粗精礦Ⅰ分別進行調漿，泡沫層粗精礦Ⅰ經強攪拌後加消泡劑進行消泡，然後消泡處理後的泡沫層粗精礦Ⅰ和礦漿層粗精礦Ⅰ分別進行精選Ⅰ作業；
（4）將兩段精選Ⅰ作業的中礦產品合併，循序返回上一作業；掃選Ⅰ作業的中礦產品與兩段精選Ⅰ作業的中礦產品合併；
（5）將兩段精選Ⅰ作業的精礦合併置於精礦槽中，再次分離得到泡沫層粗精礦Ⅱ和礦漿層粗精礦Ⅱ，重複步驟步驟（3）、（4）、（5）進行精選Ⅱ作業，獲得氧化鋅精礦；
（6）如果品位達不到要求的，循環步驟（3）、（4）、（5），再進行精選作業直至獲得符合品位要求的氧化鋅精礦。
所述步驟1）中粗選礦漿濃度為30%~40%。
所述步驟3）中泡沫層粗精礦Ⅰ精選作業礦漿濃度為10%~15%。
所述步驟3）中礦漿層粗精礦Ⅰ精選作業礦漿濃度為15%~25%。
所述步驟3）中消泡劑為常規市售高級脂肪醇、酸、酯、烴類消泡劑，工業所用消泡劑均可，例如：磷酸三丁酯、消泡劑XP-1、烷基苯磺酸鈉等，用量為30~100g/t（以每噸給礦量計）。
所述步驟3）中強攪拌所需的攪拌速度為2000~3000r/min。
本發明將氧化鋅粗選或精選後的產品分為兩個部分，即泡沫層和礦漿層，並分別進行調漿選別，採用強攪拌、低濃度並輔之以消泡劑對泡沫層產品處理並進行下一步精選，而採用較高濃度精選礦漿層產品，兩個作業的中礦產品合併，循序返回上一作業，精礦產品經精礦槽再次分層，重複上述步驟，直至得到合格氧化鋅精礦。
氧化鋅礦往往泥化嚴重，在選別過程中常出現精礦泡沫量大、流動性差、泡沫難以控制、選別過程中泡沫難以破裂而無法產生二次富集作用、精礦泡沫難以消除，使得此類泡沫在精選過程直接被刮板刮出而沒有進行實質性選別等問題。經試驗觀察和分析，傳統泡沫產品可分為三層，分別為礦漿層、泡沫不穩定層及泡沫穩定層，選礦中消泡作業主要是針對泡沫穩定層，鑑於礦漿層和泡沫層具有不同的藥劑量及粘度，本發明採用不同方法對礦漿層和泡沫層分別處理。採用強攪拌、低濃度並輔之以消泡劑對泡沫層產品處理並進行下一步精選，使得泡沫層在泵或攪拌槽的作用下泡沫分散，並通過低濃度礦漿進一步分散泡沫產品，並加適量消泡劑完成最後消泡，使得此泡沫層產品得以重新進入礦漿，進行再次精選並強化了二次富集作用；而採用較高濃度精選礦漿層產品，沒有將其與泡沫層一同降低濃度並強攪拌消泡，減少了已吸附在泡沫上面的氧化鋅顆粒的脫落，提高了最終回收率。
本發明的特點為：
1）採用不同方法對精礦產品泡沫層和礦漿層進行處理，不僅可解決泡沫層消泡問題，又可避免對礦漿層的不必要處理，減少了消泡劑的用量，並降低了消泡劑對後續精選作業的影響；
2）採用強攪拌、低濃度並輔之以消泡劑對泡沫層產品處理並進行下一步精選，摒除傳統選礦中精選作業15%~25%的統一濃度，通過更低濃度的礦漿，並加以針對性的強攪拌和少量消泡劑完成對泡沫層的消泡；
3）對礦漿層進行正常精選濃度的選別，不加任何消泡劑及特殊處理方法，可降低傳統選礦廠中對精礦產品採用統一消泡方式時對礦漿層的影響，降低了消泡劑的用量並穩定了礦漿層，降低了傳統消泡過程中礦物顆粒在泡沫上脫落而造成的回收率降低的後果；
4）本發明除加以少量消泡劑外，其餘過程均為物理處理手段，大大減少了消泡劑及其他過程對環境的影響。
具體實施方式
下面結合具體實施方式對本發明做進一步詳細說明，但本發明的保護範圍並不限於所述內容。
實施例1：本實施例以保山氧化鋅礦為實施對象，其具體包括以下步驟：
1）將原礦礦樣破碎、磨礦至單體解離，加入浮選機並調節礦漿濃度為30%，依次加調整劑碳酸鈉1 kg/t、分散劑六偏磷酸鈉1 kg/t、活化劑Na2S10 kg/t、捕收劑十八胺300 g/t，將粗選所得氧化鋅粗精礦置於精礦槽中，粗選尾礦進行常規掃選作業；
2）將氧化鋅粗精礦分層，將其分離為泡沫層粗精礦Ⅰ和礦漿層粗精礦Ⅰ；
3）將泡沫層粗精礦Ⅰ和礦漿層粗精礦Ⅰ分別進行調漿，泡沫層粗精礦Ⅰ經泵打至攪拌槽，經強攪拌（3000r/min）後加消泡劑磷酸三丁酯50g/t（以每噸給礦量計）進行消泡，並調節礦漿濃度為15%，礦漿層粗精礦Ⅰ不加藥劑，調節礦漿濃度為25%，然後分別進行精選Ⅰ作業；
4）將兩段精選Ⅰ作業和掃選Ⅰ作業的中礦產品合併，循序返回粗選作業；
5）將兩段精選Ⅰ作業的精礦合併置於精礦槽中，再次分離得到泡沫層粗精礦Ⅱ和礦漿層粗精礦Ⅱ；
6）將泡沫層粗精礦Ⅱ和礦漿層粗精礦Ⅱ分別進行調漿，泡沫層粗精礦Ⅱ加入攪拌槽，經強攪拌（3000r/min）後加消泡劑磷酸三丁酯30g/t（以每噸給礦量計）進行消泡，並調節礦漿濃度為10%，礦漿層粗精礦Ⅱ不加藥劑，調節礦漿濃度為20%，然後分別進行精選Ⅱ作業，將精礦合併得到氧化鋅精礦；
7）將兩段精選Ⅱ作業的中礦產品合併，循序返回精選Ⅰ作業；
8）掃選作業不加碳酸鈉和六偏磷酸鈉，依次添加活化劑Na2S（三段掃選作業用量分別為2kg/t、1kg/t、500g/t）、捕收劑十八胺（三段掃選作業用量分別為150g/t、75g/t、40g/t），進行三段掃選，中礦循序返回上一作業；
最終獲得鋅品位為45.33%、回收率為70.18%的氧化鋅精礦。
實施例2：本實施例以桂林氧化鋅礦為實施對象，其具體包括以下步驟：
1）將原礦礦樣破碎、磨礦至單體解離，加入浮選機並調節礦漿濃度為40%，依次加調整劑碳酸鈉1 kg/t、分散劑六偏磷酸鈉1 kg/t、活化劑Na2S 6 kg/t、捕收劑十二胺250 g/t，將粗選所得氧化鋅粗精礦置於精礦槽中，粗選尾礦進行常規掃選作業；
2）將氧化鋅粗精礦分層，將其分離為泡沫層粗精礦Ⅰ和礦漿層粗精礦Ⅰ；
3）將泡沫層粗精礦Ⅰ和礦漿層粗精礦Ⅰ分別進行調漿，泡沫層粗精礦Ⅰ經泵打至攪拌槽，經強攪拌（2500r/min）後加消泡劑XP-1 30g/t（以每噸給礦量計）進行消泡，並調節礦漿濃度為15%，礦漿層粗精礦Ⅰ不加藥劑，調節礦漿濃度為25%，然後分別進行精選Ⅰ作業；
4）將兩段精選Ⅰ作業和掃選Ⅰ作業的中礦產品合併，循序返回粗選作業；
5）將兩段精選Ⅰ作業的精礦合併置於精礦槽中，再次分層，得到泡沫層粗精礦Ⅱ和礦漿層粗精礦Ⅱ；
6）將泡沫層粗精礦Ⅱ和泡沫層粗精礦Ⅱ分別進行調漿，泡沫層粗精礦Ⅱ加入攪拌槽，經強攪拌（2000r/min）後加消泡劑XP-1 20g/t（以每噸給礦量計）進行消泡，並調節礦漿濃度為10%，泡沫層粗精礦Ⅱ不加藥劑，調節礦漿濃度為15%，然後分別進行精選Ⅱ作業；
7）將兩段精選Ⅱ作業的中礦產品合併，循序返回精選Ⅰ作業；
8）將兩段精選Ⅱ所得精礦置於精礦槽中，再次分層，得到泡沫層粗精礦Ⅲ和礦漿層粗精礦Ⅲ；
9）將泡沫層粗精礦Ⅲ和礦漿層粗精礦Ⅲ分別進行調漿，泡沫層粗精礦Ⅲ加入攪拌槽，經強攪拌（2000r/min）後加消泡劑XP-1 15g/t（以每噸給礦量計）進行消泡，並調節礦漿濃度為10%，礦漿層產品不加藥劑，調節礦漿濃度為15%，然後分別進行精選Ⅲ作業，將精礦合併得到氧化鋅精礦；
10）將兩段精選作業Ⅲ的中礦產品合併，循序返回精選Ⅱ作業；
11）掃選作業不加碳酸鈉和六偏磷酸鈉，依次添加活化劑Na2S（兩段掃選作業用量分別為2kg/t、1kg/t）、捕收劑十二胺（兩段掃選作業用量分別為125g/t、60g/t），進行兩段掃選，中礦循序返回上一作業。
最終可獲得鋅品位為41.20%、回收率為75.51%的氧化鋅精礦。
實施例3：本實施例以雲南某氧化鋅礦為實施對象，其具體包括以下步驟：
1）將原礦礦樣破碎、磨礦至單體解離，加入浮選機並調節礦漿濃度為40%，依次加調整劑碳酸鈉1 kg/t、分散劑水玻璃1 kg/t、活化劑Na2S12 kg/t、捕收劑十八胺300 g/t，將粗選所得氧化鋅粗精礦置於精礦槽中；
2）將氧化鋅粗精礦分層，將其分離為泡沫層粗精礦Ⅰ和礦漿層粗精礦Ⅰ；
3）將泡沫層粗精礦Ⅰ和礦漿層粗精礦Ⅰ分別進行調漿，泡沫層粗精礦Ⅰ經泵打至攪拌槽，經強攪拌（2000r/min）後加消泡劑烷基苯磺酸鈉 100g/t（以每噸給礦量計）進行消泡，並調節礦漿濃度為15%，礦漿層粗精礦Ⅰ不加藥劑，調節礦漿濃度為25%，然後分別進行精選Ⅰ作業；
4）將兩段精選Ⅰ作業和掃選Ⅰ作業的中礦產品合併，循序返回粗選作業；
5）將兩段精選Ⅰ作業的精礦合併置於精礦槽中，再次分層，得到泡沫層粗精礦Ⅱ和礦漿層粗精礦Ⅱ；
6）將泡沫層粗精礦Ⅱ和礦漿層粗精礦Ⅱ分別進行調漿，泡沫層粗精礦Ⅱ加入攪拌槽，經強攪拌（2500r/min）後加消泡劑烷基苯磺酸鈉 50g/t（以每噸給礦量計）進行消泡，並調節礦漿濃度為10%，礦漿層粗精礦Ⅱ不加藥劑，調節礦漿濃度為20%，然後分別進行精選Ⅱ作業，將精礦合併得到氧化鋅精礦；
7）將兩段精選Ⅱ作業的中礦產品合併，循序返回精選Ⅰ作業；
8）掃選作業不加碳酸鈉和六偏磷酸鈉，依次添加活化劑Na2S（三段掃選作業用量分別為3kg/t、1.5kg/t、750g/t）、捕收劑十八胺（三段掃選作業用量分別為150g/t、75g/t、40g/t），進行三段掃選，中礦循序返回上一作業。
最終可獲得鋅品位為37.31%、回收率為68.05%的氧化鋅精礦。