基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法

摘要

本发明提供了一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，包括将待选氧化锌矿石预处理后与水混合得到一次矿浆；对一次矿浆进行硫化锌浮选工艺，得到硫化锌精矿和硫化锌尾矿；对硫化锌尾矿进行旋流器串联分级重选脱泥，分离得到重选矿泥和沉砂；对沉砂进行加水调节得到二次矿浆，对二次矿浆进行浮选脱泥工艺，得到浮选矿泥和浮选脱泥尾矿；对浮选脱泥尾矿进行氧化锌浮选工艺，得到氧化锌精矿和尾矿。本发明通过在氧化锌浮选回收工艺中，采用旋流器串联分级重选‑浮选联合脱泥工艺，实现了矿泥的高效稳定脱除，为难选氧化锌矿的浮选回收创造了良好的矿浆环境，极大限度地回收了矿石中的锌资源，对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。

权利要求

1.一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，其特征在于，包括以下步骤：

S1、将待选氧化锌矿石进行预处理得到矿粉，将所述矿粉与水混合得到一次矿浆；所述一次矿浆中所述矿粉的质量分数为24％～42％；

S2、向步骤S1得到的所述一次矿浆添加第一预设药剂进行硫化锌的浮选工艺，得到硫化锌精矿和硫化锌尾矿；

S3、对步骤S2中的所述硫化锌尾矿进行旋流器分级重选脱泥工艺，分离得到重选矿泥和沉砂；所述旋流器分级重选脱泥工艺为n级旋流器串联分级脱泥，其中2≤n≤5，所述沉砂为n次沉砂混合所得；

S4、对步骤S3中所述沉砂进行加水调节，得到所述沉砂质量分数为20％～30％的二次矿浆，对所述二次矿浆添加浮选脱泥药剂进行浮选脱泥工艺，得到浮选矿泥和浮选脱泥尾矿；所述浮选脱泥药剂包括丁基钠黄药和Lp‑1试剂，添加量为每吨原矿添加10～100g；

所述Lp‑1试剂的组分按质量百分数计包括：30％～50％的油酸、15％～35％的羟肟酸、

20％～30％的氢氧化钠、5％～10％的松醇油；

S5、向步骤S4中得到的所述浮选脱泥尾矿添加第二预设药剂进行氧化锌的浮选工艺，得到氧化锌精矿和尾矿。

2.根据权利要求1所述的基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，其特征在于，所述旋流器分级重选脱泥工艺为三级旋流器串联分级脱泥，即n＝3。

3.根据权利要求2所述的基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，其特征在于，所述三级旋流器串联分级脱泥的具体方式为：将所述硫化锌尾矿先输入容纳腔直径为φ

220～260mm的旋流器中，分离得到一次溢流和一次沉砂；所述一次溢流输入容纳腔直径为φ130～180mm的旋流器中，分离得到二次溢流和二次沉砂；所述二次溢流再输入容纳腔直径为φ60～90mm的旋流器中，分离得到三次沉砂和三次溢流，所述三次溢流即为所述重选矿泥。

4.根据权利要求1所述的基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，其特征在于，所述Lp‑1试剂的具体制备方法为：先将所述油酸和所述羟肟酸按比例混合，搅拌均匀，得到棕红色液体；再将所述氢氧化钠加入所述棕红色液体中搅拌至变成棕色乳浊液，最后加入所述松醇油搅拌均匀，得到所述Lp‑1试剂；所述Lp‑1试剂为所述浮选脱泥药剂和步骤S5中氧化锌的浮选工艺中的氧化锌捕收剂。

5.根据权利要求1所述的基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，其特征在于，在步骤S1中，所述一次矿浆中粒度小于0.074mm的所述矿粉占所述矿粉总质量的60％～

75％，粒度小于0.038mm的所述矿粉占矿粉总质量的30％～55％。

6.根据权利要求1所述的基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，其特征在于，在步骤S2中，所述硫化锌的浮选工艺包括一次粗选、两次扫选、两次精选工艺，最终得到所述硫化锌精矿和所述硫化锌尾矿。

7.根据权利要求1所述的基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，其特征在于，在步骤S5中，所述氧化锌的浮选工艺包括两次粗选、两次扫选、两次精选工艺，最终得到所述氧化锌精矿和所述尾矿。

8.根据权利要求6所述的基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，其特征在于，所述第一预设药剂包括：作为粗选药剂的50～500g/t的硫酸铜，10～100g/t的丁基钠黄药和5～50g/t的松醇油；作为扫选药剂的10～50g/t的丁基钠黄药；作为硫化锌第一次精选药剂的100～500g/t的水玻璃。

9.根据权利要求7所述的基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，其特征在于，所述第二预设药剂包括：作为氧化锌第一次粗选药剂的1000～5000g/t的碳酸钠，1000～

6000g/t的水玻璃，100～600g/t的六偏磷酸钠，1000～4000g/t的硫化钠，10～100g/t的CA‑

1药剂和20～200g/t的Lp‑1药剂；作为氧化锌第二次粗选药剂的500～3000g/t的水玻璃，50～300g/t的六偏磷酸钠，750～3000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑1药剂和10～100g/t的Lp‑

1药剂；作为氧化锌第一次扫选药剂的500～2000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑1药剂和10～

100g/t的Lp‑1药剂；作为氧化锌第二次扫选药剂的100～1000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑

1药剂和5～50g/t的Lp‑1药剂；作为氧化锌第一次精选药剂的100～1000g/t的水玻璃，10～

100g/t的六偏磷酸钠，100～1000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑1药剂和10～100g/t的Lp‑1药剂；所述CA‑1药剂的组分按质量百分数计包括：2％～5％的软脂胺、2％～5％的乙酸、

45％～50％的水、10％～15％的羟乙基纤维素和30％～35％的聚丙烯酸。

说明书

基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法

技术领域

[0001] 本发明涉及氧化锌回收技术领域，尤其涉及一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法。

背景技术

[0002] 随着国民经济的快速发展，易选硫化锌矿石越来越少，难选氧化锌资源的开发利用显得越发重要。氧化锌矿物多为碳酸盐或硅酸盐，例如菱锌矿和异极矿等，此类矿物性脆，常与其他氧化矿物或脉石呈极细粒嵌布，且含有大量的原生矿泥，在磨矿过程中还会产生次生矿泥，这些矿泥的存在会增加氧化锌矿浮选过程中药剂的消耗以及可能会引发“罩盖”现象，影响了氧化锌的上浮，进而影响氧化锌的浮选回收。

[0003] 目前，氧化锌矿的浮选方法分为硫化‑胺浮选法、硫化‑黄药浮选法、脂肪酸直接浮选法等，常规硫化‑浮选方法是氧化锌矿石工业生产上的最常用浮选方法。氧化锌浮选存在的主要问题是药剂用量大、脱泥控制要求高、锌回收率低等问题。文献《难选氧化锌矿浮选过程中脱泥作业的生产实践》(王宏菊，刘全军，皇甫明柱等。有色金属：选矿部分，2009，5,11‑13)公开了一种氧化锌浮选前重选脱泥方法，其具体工艺为：采用旋流器两段闭路脱泥。
浮选前旋流器脱泥工艺很好地解决了矿泥干扰的问题，取得了较为理想的浮选指标；但生产实践中经常因矿浆量波动导致给料压力与矿浆量不协调，从而引起分级不稳，矿泥脱不干净，进而影响氧化锌的浮选；或脱泥量过大，导致锌在泥中的损失率偏高。

[0004] 文献《某氧化锌矿石的磨矿及脱泥工艺研究》(胡秋云，周杰强，陈湘清。金属矿山(增刊)，2009，11,249‑251)和《浮选脱泥选别某难选氧化锌矿试验研究》(杨敏，周怡玫，汤小军等。有色金属：选矿部分，2010，4,5‑5)公开了一种氧化锌浮选前浮选脱泥方法，其具体工艺为：在浮锌前加入脱泥试剂进行浮选脱泥。在脱泥量相当的情况下，浮选脱泥与重选脱泥相比，锌金属在矿泥中的损失率略低，且与后续氧化锌浮选衔接更顺畅。但浮选脱泥只适用于含泥量较低的矿石，一旦矿泥量过大，就会存在脱泥槽数过多，泡沫量过大，泡沫因出流不畅而四处横流，给现场生产管理带来极大麻烦。

[0005] 有鉴于此，有必要设计一种改进的基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，以解决上述问题。

发明内容

[0006] 本发明的目的在于提供一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，通过在氧化锌浮选回收工艺中，采用旋流器分级重选‑浮选的联合脱泥工艺，实现了矿泥的高效稳定脱除，为氧化锌浮选回收创造了良好的矿浆环境，对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。

[0007] 为实现上述发明目的，本发明提供了一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，包括以下步骤：

[0008] S1、将待选氧化锌矿石进行预处理得到矿粉，将所述矿粉与水混合得到一次矿浆；所述一次矿浆中所述矿粉的质量分数为24％～42％；

[0009] S2、向步骤S1得到的所述一次矿浆添加第一预设药剂进行硫化锌的浮选工艺，得到硫化锌精矿和硫化锌尾矿；

[0010] S3、对步骤S2中的所述硫化锌尾矿进行旋流器分级重选脱泥工艺，分离得到重选矿泥和沉砂；所述旋流器分级重选脱泥工艺为n级旋流器串联分级脱泥，其中2≤n≤5，所述沉砂为n次沉砂混合所得；

[0011] S4、对步骤S3中所述沉砂进行加水调节，得到所述沉砂质量分数为20％～30％的二次矿浆，对所述二次矿浆添加浮选脱泥药剂进行浮选脱泥工艺，得到浮选矿泥和浮选脱泥尾矿；所述浮选脱泥药剂包括丁基钠黄药和Lp‑1试剂，添加量为每吨原矿添加10～100g；

[0012] S5、向步骤S4中得到的所述浮选脱泥尾矿添加第二预设药剂进行氧化锌的浮选工艺，得到氧化锌精矿和尾矿。

[0013] 作为本发明的进一步改进，所述旋流器分级重选脱泥工艺优选为三级旋流器串联分级脱泥，即n＝3。

[0014] 作为本发明的进一步改进，所述三级旋流器串联分级脱泥的具体方式为：将所述硫化锌尾矿先输入容纳腔直径为φ220～260mm的旋流器中，分离得到一次溢流和一次沉砂；所述一次溢流输入容纳腔直径为φ130～180mm的旋流器中，分离得到二次溢流和二次沉砂；所述二次溢流再输入容纳腔直径为φ60～90mm的旋流器中，分离得到三次沉砂和三次溢流，所述三次溢流即为所述重选矿泥。

[0015] 作为本发明的进一步改进，在步骤S4中，所述Lp‑1试剂的组分按质量百分数计包括：30％～50％的油酸、15％～35％的羟肟酸、20％～30％的氢氧化钠、5％～10％的松醇油。

[0016] 作为本发明的进一步改进，所述Lp‑1试剂的具体制备方法为：先将所述油酸和所述羟肟酸按比例混合，搅拌均匀，得到棕红色液体；再将所述氢氧化钠加入所述棕红色液体中搅拌至变成棕色乳浊液，最后加入所述松醇油搅拌均匀，得到所述Lp‑1试剂；所述Lp‑1试剂可作为所述浮选脱泥药剂和步骤S5中氧化锌的浮选工艺中的氧化锌捕收剂。

[0017] 作为本发明的进一步改进，在步骤S1中，所述一次矿浆中粒度小于0.074mm的所述矿粉占所述矿粉总质量的60％～75％，粒度小于0.038mm的所述矿粉占矿粉总质量的30％～55％。

[0018] 作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，所述硫化锌的浮选工艺包括一次粗选、两次扫选、两次精选工艺，最终得到所述硫化锌精矿和所述硫化锌尾矿。

[0019] 作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，所述氧化锌的浮选工艺包括两次粗选、两次扫选、两次精选工艺，最终得到所述氧化锌精矿和所述尾矿。

[0020] 作为本发明的进一步改进，所述第一预设药剂包括：作为粗选药剂的50～500g/t的硫酸铜，10～100g/t的丁基钠黄药和5～50g/t的松醇油；作为扫选药剂的10～50g/t的丁基钠黄药；作为硫化锌第一次精选药剂的100～500g/t的水玻璃。

[0021] 作为本发明的进一步改进，所述第二预设药剂包括：作为氧化锌第一次粗选药剂的1000～5000g/t的碳酸钠，1000～6000g/t的水玻璃，100～600g/t的六偏磷酸钠，1000～4000g/t的硫化钠，10～100g/t的CA‑1药剂和20～200g/t的Lp‑1药剂；作为氧化锌第二次粗选药剂的500～3000g/t的水玻璃，50～300g/t的六偏磷酸钠，750～3000g/t的硫化钠，5～
50g/t的CA‑1药剂和10～100g/t的Lp‑1药剂；作为氧化锌第一次扫选药剂的500～2000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑1药剂和10～100g/t的Lp‑1药剂；作为氧化锌第二次扫选药剂的
100～1000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑1药剂和5～50g/t的Lp‑1药剂；作为氧化锌第一次精选药剂的100～1000g/t的水玻璃，10～100g/t的六偏磷酸钠，100～1000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑1药剂和10～100g/t的Lp‑1药剂；所述CA‑1药剂的组分按质量百分数计包括：
2％～5％的软脂胺、2％～5％的乙酸、45％～50％的水、10％～15％的羟乙基纤维素和30％～35％的聚丙烯酸。

[0022] 本发明的有益效果是：

[0023] 1、本发明提供的一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，包括将待选氧化锌矿石预处理后的矿粉与水混合得到一次矿浆；对一次矿浆进行硫化锌的浮选工艺，得到硫化锌精矿和硫化锌尾矿；对硫化锌尾矿进行旋流器分级重选脱泥工艺，分离得到重选矿泥和沉砂；对沉砂进行加水调节得到二次矿浆，对二次矿浆进行浮选脱泥工艺，得到浮选矿泥和浮选脱泥尾矿；对浮选脱泥尾矿进行氧化锌的浮选工艺，得到氧化锌精矿和尾矿。该方法通过在氧化锌浮选回收工艺中，采用旋流器串联分级重选‑浮选的联合脱泥工艺，实现了矿泥的高效稳定脱除，为氧化锌浮选回收创造了良好的矿浆环境，对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。

[0024] 2、本发明采用旋流器分级重选和浮选的联合脱泥工艺，解决了单用旋流器重选脱泥时，因矿浆不足，引起波动、分级不稳，矿泥脱不干净的问题；且旋流器的沉砂口可根据实际情况矿石含泥量大小及矿泥的粒级分步特征等进行调整，在尽可能多地脱除矿泥的同时降低锌在矿泥中的损失率，还解决了浮选脱泥不适宜矿泥量大于30％的矿石的问题。采用该方法可以得到较高品位的硫化锌精矿和氧化锌精矿，同时得到较低品位的浮选矿泥及低品位的重选矿泥，较大限度地回收了氧化锌矿石中的锌资源。

[0025] 3、本发明采用的多级旋流器串联分级脱泥，具有设备占地小、处理量大、分离效果好、投资少的特点，对于密度轻、粒度细的泥的脱除特别有效的特点。优选三级旋流器串联分级脱泥工艺，所用旋流器的型号分别为容纳腔直径为φ220～260mm的旋流器、φ130～180mm的旋流器φ60～90mm的旋流器；采用此三种型号的旋流器进行三段脱泥，是一种相对适用稳定的脱泥流程，其脱泥程度最佳，可有效减少矿泥对氧化锌浮选回收的影响。

[0026] 4、本发明在浮选脱泥工艺中采用新型Lp‑1浮选脱泥药剂，Lp‑1药剂的成分包括油酸、羟肟酸、氢氧化钠和松醇油；适合用作氧化锌矿的浮选脱泥剂和氧化锌捕收剂，具有使用温度低、用量小、粘度小、分散性高、选择性好的特点。

附图说明

[0027] 图1为本发明的基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法的流程示意图。

具体实施方式

[0028] 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。

[0029] 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。

[0030] 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。

[0031] 请参阅图1所示，一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，包括以下步骤：

[0032] S1、将待选氧化锌矿石进行预处理得到矿粉，将矿粉与水混合得到一次矿浆；一次矿浆中矿粉的质量分数为24％～42％；一次矿浆中粒度小于0.074mm的固体颗粒占矿粉总质量的60％～75％，粒度小于0.038mm的固体颗粒占矿粉总质量的30％～55％；

[0033] S2、向步骤S1得到的一次矿浆添加第一预设药剂进行硫化锌的浮选工艺，得到硫化锌精矿和硫化锌尾矿；第一预设药剂包括：作为粗选药剂的50～500g/t的硫酸铜，10～100g/t的丁基钠黄药和5～50g/t的松醇油；作为扫选药剂的10～50g/t的丁基钠黄药；作为硫化锌第一次精选药剂的100～500g/t的水玻璃；

[0034] 具体地，硫化锌的浮选工艺包括一次粗选、两次扫选、两次精选工艺，最终得到硫化锌精矿和硫化锌尾矿；具体包括以下步骤：

[0035] S21、将一次矿浆进行硫化锌粗选，得到硫化锌粗选精矿和硫化锌粗选尾矿；

[0036] S22、将步骤S21中得到的硫化锌粗选尾矿进行第一次硫化锌扫选，得到硫化锌扫选第一精矿和硫化锌扫选第一尾矿；其中硫化锌扫选第一精矿返回步骤S21的硫化锌粗选步骤；

[0037] S23、将步骤S22中得到的硫化锌扫选第一尾矿进行第二次硫化锌扫选，得到硫化锌扫选第二精矿和硫化锌尾矿；其中硫化锌扫选第二精矿返回步骤S22的第一次硫化锌扫选步骤；

[0038] S24、将步骤S21中得到的硫化锌粗选精矿进行第一次硫化锌精选，得到硫化锌精选第一精矿和硫化锌精选第一尾矿；其中硫化锌精选第一尾矿返回步骤S21的硫化锌粗选步骤；

[0039] S25、将步骤S24得到的硫化锌精选第一精矿进行第二次硫化锌精选，得到硫化锌精矿和硫化锌精选第二尾矿；其中硫化锌精选第二尾矿返回步骤S24的第一次硫化锌精选步骤；

[0040] S3、对步骤S2中的硫化锌尾矿进行旋流器分级重选脱泥工艺，分离得到重选矿泥和沉砂；旋流器分级重选脱泥工艺为n级旋流器串联分级脱泥，其中2≤n≤5，沉砂为n次沉砂混合所得；

[0041] 其中，旋流器分级重选脱泥工艺优选为三级旋流器串联分级脱泥，即n＝3；三级旋流器串联分级脱泥的具体方式为：将硫化锌尾矿先输入容纳腔直径为φ220～260mm的旋流器中，分离得到一次溢流和一次沉砂；一次溢流输入容纳腔直径为φ130～180mm的旋流器中，分离得到二次溢流和二次沉砂；二次溢流再输入容纳腔直径为φ60～90mm的旋流器中，分离得到三次沉砂和三次溢流，三次溢流即为重选矿泥。

[0042] S4、对步骤S3中沉砂进行加水调节，得到沉砂质量分数为20％～30％的二次矿浆，对二次矿浆添加浮选脱泥药剂进行浮选脱泥工艺，得到浮选矿泥和浮选脱泥尾矿；浮选脱泥药剂包括丁基钠黄药和Lp‑1试剂，添加量为每吨原矿添加10～100g；

[0043] 其中，Lp‑1试剂的组分按质量百分数计：30％～50％的油酸、15％～35％的羟肟酸、20％～30％的氢氧化钠、5％～10％的松醇油；Lp‑1试剂的具体制备方法为：先将油酸和羟肟酸按比例混合，搅拌均匀，得到棕红色液体；再将氢氧化钠加入棕红色液体中搅拌至变成棕色乳浊液，最后加入松醇油搅拌均匀，得到作为浮选脱泥剂、氧化锌捕收剂的Lp‑1试剂；

[0044] 特别地，本发明采用旋流器分级重选和浮选的联合脱泥工艺，解决了单用旋流器重选脱泥时，因矿浆不足，引起波动，分级不稳，矿泥脱不干净的问题；且旋流器的沉砂口可根据实际情况矿石含泥量大小及矿泥的粒级分步特征等进行调整，在尽可能多地脱除矿泥的同时降低锌在矿泥中的损失率，还解决了浮选脱泥不适宜矿泥量大于30％的矿石的问题；

[0045] S5、向步骤S4中得到的浮选脱泥尾矿添加第二预设药剂进行氧化锌的浮选工艺，得到氧化锌精矿和尾矿；其中，第二预设药剂包括：作为氧化锌第一次粗选药剂的1000～5000g/t的碳酸钠，1000～6000g/t的水玻璃，100～600g/t的六偏磷酸钠，1000～4000g/t的硫化钠，10～100g的CA‑1和20～200g/t的Lp‑1；作为氧化锌第二次粗选药剂的500～3000g/t的水玻璃，50～300g/t的六偏磷酸钠，750～3000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑1和10～
100g/t的Lp‑1；作为氧化锌第一次扫选药剂的500～2000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑1和
10～100g/t的Lp‑1；作为氧化锌第二次扫选药剂的100～1000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑
1和5～50g/t的Lp‑1；作为氧化锌第一次精选药剂的100～1000g/t的水玻璃，10～100g/t的六偏磷酸钠，100～1000g/t的硫化钠，5～50g/t的CA‑1和10～100g/t的Lp‑1；CA‑1试剂的组分按质量百分数计：2％～5％的软脂胺、2％～5％的乙酸、45％～50％的水、10％～15％的羟乙基纤维素和30％～35％的聚丙烯酸；

[0046] 具体地，氧化锌的浮选工艺包括两次粗选、两次扫选、两次精选工艺，最终得到氧化锌精矿和尾矿；具体包括以下步骤：

[0047] S51、将浮选脱泥尾矿进行第一次氧化锌粗选，得到氧化锌粗选第一精矿和氧化锌粗选第一尾矿；

[0048] S52、将步骤S51中得到的氧化锌粗选第一尾矿进行第二次氧化锌粗选，得到氧化锌粗选第二精矿和氧化锌粗选第二尾矿；

[0049] S53、将步骤S52中得到的氧化锌粗选第二尾矿进行第一次氧化锌扫选，得到氧化锌扫选第一精矿和氧化锌扫选第一尾矿；其中氧化锌扫选第一精矿返回步骤S51的第一次氧化锌粗选步骤；

[0050] S54、将步骤S53中得到的氧化锌扫选第一尾矿进行第二次氧化锌扫选，得到氧化锌扫选第二精矿和尾矿；其中氧化锌扫选第二精矿返回步骤S53的第一次氧化锌扫选步骤；

[0051] S55、将步骤S51中得到的氧化锌粗选第一精矿与步骤S52得到的氧化锌粗选第二精矿混合后进行第一次氧化锌精选，得到氧化锌精选第一精矿和氧化锌精选第一尾矿；其中氧化锌精选第一尾矿返回步骤S53的氧化锌第一次扫选步骤；

[0052] S56、将步骤S55得到的氧化锌精选第一精矿进行第二次氧化锌精选，得到氧化锌精矿和氧化锌精选第二尾矿；其中氧化锌精选第二尾矿返回步骤S55的第一次氧化锌精选步骤。

[0053] 实施例1

[0054] 实施例1提供了一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，包括以下步骤：

[0055] S1、将待选氧化锌矿石进行预处理得到矿粉，将矿粉与水混合得到一次矿浆；一次矿浆中矿粉的质量分数为36％；一次矿浆中粒度小于0.074mm的固体颗粒占矿粉总质量的69％；

[0056] S2、对步骤S1得到的一次矿浆进行一次粗选、两次扫选、两次精选的硫化锌浮选工艺，得到硫化锌精矿和硫化锌尾矿，具体包括以下步骤：

[0057] S21、向一次矿浆中加入硫250g/t的酸铜，50g/t的丁基钠黄药，17g/t的松醇，进行3分钟的硫化锌粗选，获得硫化锌粗选精矿和硫化锌粗选尾矿；

[0058] S22、向硫化锌粗选尾矿中加入33g/t的丁基钠黄药，进行第一次硫化锌扫选，时间为2分钟，得到硫化锌扫选第一精矿和硫化锌扫选第一尾矿，其中硫化锌扫选第一精矿返回S21硫化锌粗选步骤；

[0059] S23、向硫化锌扫选第一尾矿中加入17g/t的丁基钠黄药，进行第二次硫化锌扫选，时间为2分钟，获得硫化锌扫选第二精矿和最终硫化锌尾矿，其中硫化锌扫选二精矿返回S22第一次硫化锌扫选步骤；

[0060] S24、向硫化锌粗选精矿加入167g/t水玻璃，进行第一次硫化锌精选，时间为3分钟，获得硫化锌精选第一精矿和硫化锌精选第一尾矿，其中硫化锌精选第一尾矿返回S21硫化锌粗选步骤；

[0061] S25、对硫化锌精选第一精矿进行2分钟的第二次硫化锌精选，获得最终硫化锌精矿和硫化锌精选第二尾矿，其中硫化锌精选第二尾矿返回S24第一次硫化锌精选步骤；

[0062] S3、对步骤S2中的硫化锌尾矿先输入容纳腔直径为φ250mm的旋流器中，分离得到一次溢流和一次沉砂；一次溢流输入容纳腔直径为φ150mm的旋流器中，分离得到二次溢流和二次沉砂；二次溢流再输入容纳腔直径为φ75mm的旋流器中，分离得到三次沉砂和三次溢流；三次溢流即为重选矿泥；一次沉砂、二次沉砂和三次沉砂合并后进入后续浮选脱泥作业；

[0063] S4、对步骤S3中沉砂进行加水调节，得到沉砂质量分数为30％的二次矿浆，加入67g/t的丁基钠黄药和67g/t的Lp‑1试剂进行5分钟的浮选脱泥工艺，得到浮选矿泥和浮选脱泥尾矿；

[0064] S5、向步骤S4中得到的浮选脱泥尾矿进行两次粗选、两次扫选、两次精选的氧化锌浮选工艺，得到氧化锌精矿和尾矿；具体包括以下步骤：

[0065] S51、将浮选脱泥尾矿加入2000g/t的碳酸钠、3000g/t的水玻璃，/300g/t的六偏磷酸钠、2668g/t的硫化钠、50g的CA‑1和100g/t的Lp‑1进/3分钟的第一次氧化锌粗选，得到氧化锌粗选第一精矿和氧化锌粗选第一尾矿；

[0066] S52、将步骤S51中得到的氧化锌粗选第一尾矿中加入1000g/t的水玻璃、100g/t的六偏磷酸钠、1000g/t的硫化钠、33g的CA‑1和67g/t的Lp‑1进行3分钟的第二次氧化锌粗选，得到氧化锌粗选第二精矿和氧化锌粗选第二尾矿；

[0067] S53、将步骤S52中得到的氧化锌粗选第二尾矿加入667g/t的硫化钠、17g/t的CA‑1和33g/t的Lp‑1进行2分钟的第一次氧化锌扫选，得到氧化锌扫选第一精矿和氧化锌扫选第一尾矿；其中氧化锌扫选第一精矿返回步骤S51的第一次氧化锌粗选步骤；

[0068] S54、将步骤S53中得到的氧化锌扫选第一尾矿加入334g/t的硫化钠，10g/t的CA‑1和17g/t的Lp‑1进行2分钟的第二次氧化锌扫选，得到氧化锌扫选第二精矿和尾矿；其中氧化锌扫选第二精矿返回步骤S53的第一次氧化锌扫选步骤；

[0069] S55、将步骤S51中得到的氧化锌粗选第一精矿与步骤S52得到的氧化锌粗选第二精矿混合后，加入333/t的水玻璃，33g/t的六偏磷酸钠，334g/t的硫化钠，10g/t的CA‑1和17/t的Lp‑1进行第一次氧化锌精选，时间为3分钟，得到氧化锌精选第一精矿和氧化锌精选第一尾矿；其中氧化锌精选第一尾矿返回步骤S53的第一次氧化锌扫选步骤；

[0070] S56、将步骤S55得到的氧化锌精选第一精矿进行2分钟的第二次氧化锌精选，得到氧化锌精矿和氧化锌精选第二尾矿；其中氧化锌精选第二尾矿返回步骤S55的第一次氧化锌精选步骤。

[0071] 本实施例所用氧化锌矿石含锌6.89％，锌氧化率为80.12％；本实施例所得实验数据如下表所示。

[0072] 表1实施例1所得实验数据

[0073]

[0074] 从表1可以看出，应用本发明的选矿工艺流程，得到了较高品位的硫化锌精矿和氧化锌精矿，同时得到了较低品位的浮选矿泥及低品位的重选矿泥，且在实际生产中浮选矿泥和重选矿泥还可作为辅料用于以氧化锌为原料的工业生产中。表1中尾矿中的锌品位只有0.71％，说明该工艺对难选氧化锌矿的回收效果较好，较大限度地回收了难选矿石中的锌资源。

[0075] 对比例

[0076] 对比例提供一种氧化锌浮选回收方法，与实施例1相比，不同之处在于，对比例在氧化锌浮选回收的整个工艺流程中，不采用重浮联合预先脱泥的工艺，其余均与实施例1大致相同，在此不再赘述。

[0077] 对比例在实验过程中由于未进行本发明的重浮选脱泥工艺处理，回收矿物中只有硫化锌精矿，氧化锌精矿无法从锌矿石中产出。

[0078] 实施例2

[0079] 实施例2提供了一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，与实施例1相比，不同之处在于调整了各步骤中的药剂用量，具体调整如下，其余均与实施例1大致相同，在此不再赘述。

[0080] 在步骤S2中，硫化锌粗选药剂硫酸铜200g/t、丁基钠黄药40g/t和松醇油15g/t，第一次硫化锌扫选药剂丁基钠黄药20g/t，第二次硫化锌扫选药剂丁基钠黄药10g/t，第一次硫化锌精选药剂水玻璃200g/t；

[0081] 在步骤S4中，浮选脱泥药剂为丁基钠黄药50g/t，Lp‑1药剂50g/t；

[0082] 在步骤S5中，氧化锌第一次粗选药剂碳酸钠3000g/t、水玻璃2500g/t、六偏磷酸钠250g/t、硫化钠3000g/t、60g的CA‑1和120g/t的Lp‑1；氧化锌第二次粗选药剂水玻璃1250g/t、六偏磷酸钠125g/t、硫化钠1500g/t、30g/t的CA‑1和60g/t的Lp‑1；氧化锌第一次扫选药剂硫化钠1000g/t、20g/t的CA‑1和40g/t的Lp‑1；氧化锌第二次扫选药剂硫化钠500g/t、
10g/t的CA‑1和20g/t的Lp‑1；氧化锌第一次精选药剂水玻璃500g/t、50g/t的六偏磷酸钠、
500g/t的硫化钠、10g/t的CA‑1和20g/t的Lp‑1。

[0083] 本实施例所用氧化锌矿石含锌7.57％，锌氧化率为76.51％；本实施例所得实验数据如下表所示。

[0084] 表2实施例2所得实验数据

[0085]

[0086] 实施例3

[0087] 实施例3提供了一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，与实施例1相比，不同之处在于调整了步骤S1中一次矿浆中矿粉的质量百分数及小于0.074mm矿粉的质量百分含量、步骤S4中二次矿浆的浓度以及各步骤中的药剂用量，具体调整如下，其余均与实施例1大致相同，在此不再赘述。

[0088] 在步骤S1中，一次矿浆中矿粉的质量百分数未33％，小于0.074mm矿粉的质量百分含量71％；

[0089] 在步骤S2中，硫化锌粗选药剂硫酸铜300g/t、丁基钠黄药60g/t和松醇油20g/t，第一次硫化锌扫选药剂丁基钠黄药30g/t，第二次硫化锌扫选药剂丁基钠黄药15g/t，第一次硫化锌精选药剂水玻璃300g/t；

[0090] 在步骤S4中，二次矿浆中沉砂的质量分数为28％，浮选脱泥药剂为丁基钠黄药70g/t，Lp‑1药剂70g/t；

[0091] 在步骤S5中，氧化锌第一次粗选药剂碳酸钠2500g/t、水玻璃2000g/t、六偏磷酸钠200g/t、硫化钠2000g/t、40g的CA‑1和80g/t的Lp‑1；氧化锌第二次粗选药剂水玻璃1200g/t、六偏磷酸钠120g/t、硫化钠1000g/t、20g/t的CA‑1和40g/t的Lp‑1；氧化锌第一次扫选药剂硫化钠600g/t、15g/t的CA‑1和30g/t的Lp‑1；氧化锌第二次扫选药剂硫化钠300g/t、10g/t的CA‑1和15g/t的Lp‑1；氧化锌第一次精选药剂水玻璃400g/t、40g/t的六偏磷酸钠、300g/t的硫化钠、10g/t的CA‑1和15g/t的Lp‑1。

[0092] 本实施例所用氧化锌矿石含锌7.44％，锌氧化率为70.02％；本实施例所得实验数据如下表所示。

[0093] 表3实施例3所得实验数据

[0094]

[0095]

[0096] 实施例4

[0097] 实施例4提供了一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，与实施例1相比，不同之处在于调整了步骤S1中一次矿浆中矿粉的质量百分数及小于0.074mm矿粉的质量百分含量、步骤S4中二次矿浆的浓度以及各步骤中的药剂用量，具体调整如下，其余均与实施例1大致相同，在此不再赘述。

[0098] 在步骤S1中，一次矿浆中矿粉的质量百分数未39％，小于0.074mm矿粉的质量百分含量67％；

[0099] 在步骤S2中，硫化锌粗选药剂硫酸铜150g/t、丁基钠黄药30g/t和松醇油10g/t，第一次硫化锌扫选药剂丁基钠黄药15g/t，第二次硫化锌扫选药剂丁基钠黄药10g/t，第一次硫化锌精选药剂水玻璃250g/t；

[0100] 在步骤S4中，二次矿浆中沉砂的质量分数为30％，浮选脱泥药剂为丁基钠黄药60g/t，Lp‑1药剂80g/t；

[0101] 在步骤S5中，氧化锌第一次粗选药剂碳酸钠4000g/t、水玻璃3500g/t、六偏磷酸钠350g/t、硫化钠2500g/t、50g的CA‑1和100g/t的Lp‑1；氧化锌第二次粗选药剂水玻璃2000g/t、六偏磷酸钠200g/t、硫化钠1200g/t、25g/t的CA‑1和50g/t的Lp‑1；氧化锌第一次扫选药剂硫化钠800g/t、15g/t的CA‑1和30g/t的Lp‑1；氧化锌第二次扫选药剂硫化钠400g/t、10g/t的CA‑1和20g/t的Lp‑1；氧化锌第一次精选药剂水玻璃600g/t、60g/t的六偏磷酸钠、400g/t的硫化钠、10g/t的CA‑1和20g/t的Lp‑1。

[0102] 本实施例所用氧化锌矿石含锌7.38％，锌氧化率为86.19％；本实施例所得实验数据如下表所示。

[0103] 表4实施例4所得实验数据

[0104]

[0105]

[0106] 实施例5

[0107] 实施例5提供了一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，与实施例1相比，不同之处在于调整了步骤S1中一次矿浆中矿粉的质量百分数及小于0.074mm矿粉的质量百分含量、步骤S4中二次矿浆的浓度以及各步骤中的药剂用量，具体调整如下，其余均与实施例1大致相同，在此不再赘述。

[0108] 在步骤S1中，一次矿浆中矿粉的质量百分数未30％，小于0.074mm矿粉的质量百分含量73％；

[0109] 在步骤S2中，硫化锌粗选药剂硫酸铜400g/t、丁基钠黄药70g/t和松醇油25g/t，第一次硫化锌扫选药剂丁基钠黄药35g/t，第二次硫化锌扫选药剂丁基钠黄药20g/t，第一次硫化锌精选药剂水玻璃400g/t；

[0110] 在步骤S4中，二次矿浆中沉砂的质量分数为25％，浮选脱泥药剂为丁基钠黄药50g/t，Lp‑1药剂70g/t；

[0111] 在步骤S5中，氧化锌第一次粗选药剂碳酸钠3500g/t、水玻璃4000g/t、六偏磷酸钠400g/t、硫化钠3500g/t、70g的CA‑1和140g/t的Lp‑1；氧化锌第二次粗选药剂水玻璃2000g/t、六偏磷酸钠200g/t、硫化钠1600g/t、35g/t的CA‑1和70g/t的Lp‑1；氧化锌第一次扫选药剂硫化钠1000g/t、25g/t的CA‑1和50g/t的Lp‑1；氧化锌第二次扫选药剂硫化钠500g/t、
15g/t的CA‑1和30g/t的Lp‑1；氧化锌第一次精选药剂水玻璃700g/t、70g/t的六偏磷酸钠、
500g/t的硫化钠、15g/t的CA‑1和30g/t的Lp‑1。

[0112] 本实施例所用氧化锌矿石含锌7.69％，锌氧化率为78.37％；本实施例所得实验数据如下表所示。

[0113] 表5实施例5所得实验数据

[0114]

[0115] 从实施例2‑5的实验数据可以看出，应用本发明在氧化锌浮选回收工艺中的选矿工艺流程添加旋流器分级重选‑浮选的联合脱泥工艺，得到了较高品位的硫化锌精矿和氧化锌精矿，同时得到了较低品位的浮选矿泥及低品位的重选矿泥，较大限度地回收了该矿石中的锌资源；实现了矿泥的高效稳定脱除，为氧化锌浮选回收创造了良好的矿浆环境，对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。

[0116] 综上所述，本发明提供了一种基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法，该方法包括将待选氧化锌矿石预处理后的矿粉与水混合得到一次矿浆；对一次矿浆进行硫化锌的浮选工艺，得到硫化锌精矿和硫化锌尾矿；对硫化锌尾矿进行旋流器分级重选脱泥工艺，分离得到重选矿泥和沉砂；对沉砂进行加水调节得到二次矿浆，对二次矿浆进行浮选脱泥工艺，得到浮选矿泥和浮选脱泥尾矿；对浮选脱泥尾矿进行氧化锌的浮选工艺，得到氧化锌精矿和尾矿。旋流器分级重选和浮选的联合脱泥工艺，解决了单用旋流器重选脱泥时，因矿浆不足，引起波动，分级不稳，矿泥脱不干净的问题；且旋流器的沉砂口可根据实际情况矿石含泥量大小及矿泥的粒级分步特征等进行调整，在尽可能多地脱除矿泥的同时降低锌在矿泥中的损失率，解决了浮选脱泥不适宜矿泥量大于30％的矿石的问题。本发明通过在氧化锌浮选回收工艺中，采用旋流器分级重选‑浮选的联合脱泥工艺，实现了矿泥的高效稳定脱除，为氧化锌浮选回收创造了良好的矿浆环境，对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。

[0117] 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。