本發(fā)明涉及一種氧化鋅礦的選礦方法，屬于選礦技術(shù)領(lǐng)域。
背景技術(shù)：
我國具有豐富的氧化鋅礦資源，但貧礦多、富礦少，難于處理。隨著鋅需求量的不斷增加，氧化鋅礦的開發(fā)利用也成為必然。氧化鋅礦的加工方法主要包括選礦和冶金大類。由于低品位氧化鋅的浸出過程受到礦石中鈣鎂含量的影響而不能通過直接冶金的方法回收。選礦拋棄大量脈石，特別是鈣鎂型脈石仍然是不可缺少的環(huán)節(jié)。
目前，氧化鋅礦石的選礦處理方法主要以浮選為主，主要包括“硫化-胺浮選法”和“硫化-黃藥浮選法”兩大類?！傲蚧?胺浮選法”是將氧化鋅礦物經(jīng)硫化鈉硫化后，采用脂肪胺類捕收劑進行浮選，其優(yōu)點是胺類捕收劑對氧化鋅礦物捕收能力強、選擇性好，缺點是對礦泥極為敏感、藥劑的消耗量大、生產(chǎn)過程難以控制。氧化鋅礦石浮選實踐表明：礦石中通常含有一定量的可溶性鹽、氧化鐵及黏土礦泥。這些脈石礦物的微細顆粒在浮選過程中會在吸附有胺分子的氣泡上產(chǎn)生非選擇性吸附，生產(chǎn)過程中“跑槽”嚴重，直接影響到浮選過程的正常進行。雖然預先脫泥可以改善“硫化-胺法”浮選過程和技術(shù)指標，但卻造成大量鋅金屬的損失。所以，該方法難以跨越礦泥的障礙。“硫化-黃藥浮選”是利用硫化劑與氧化鋅礦物表面發(fā)生化學反應(yīng)，生成穩(wěn)定的人造硫化鋅表面，采用浮選天然硫化鋅礦的方法來回收氧化鋅礦。因此，硫化是氧化鋅礦黃藥浮選的第一步，硫化效果的好壞，取決于礦漿溶液中S2-或HS-離子的濃度，該方法的優(yōu)點是受礦泥的影響小，生產(chǎn)過程容易控制，缺點是黃藥吸附要求氧化鋅礦物表面硫化得比較完全，硫化后還需銅離子的活化，浮選指標相對較低。
申請?zhí)枮?01310126900.6的發(fā)明專利“對氧化鋅礦進行硫化處理的方法”，在沸騰爐溫度為60～120℃下，采用硫化氫和氯化氫的混合氣體對氧化鋅礦進行硫化，通過氯化氫與礦物表面的碳酸根作用，加大硫化氫與礦物中的鋅離子的作用機會。由于硫化氣體與固體氧化鋅礦存在接觸不充分的缺點，加上氧化鋅礦除了菱鋅礦外，還有異極礦等其他礦物，該方法難以保證氧化鋅礦理想的硫化效果。
申請?zhí)枮?01110343503.5的發(fā)明專利“從泥質(zhì)氧化鋅礦細粒中選別氧化鋅的方法”是對原礦碎后、磨礦、分級后，對-0.125mm粒級的礦漿進行團聚-搖床分選。由于氧化鋅礦物與泥質(zhì)脈石礦物的比重差異小，該方法難以實現(xiàn)氧化鋅礦物的有效富集，鋅資源浪費嚴重。
技術(shù)實現(xiàn)要素：
本發(fā)明的目的是針對氧化鋅礦石“硫化-黃藥”浮選中礦物表面硫化效率低，浮選指標不高的問題，提供一種氧化鋅礦的選礦方法，通過提高礦漿的濃度、并利用氯-氨活化劑與礦物表面Zn的絡(luò)合促使礦物表面硫化過程的強化，實現(xiàn)提高其浮選指標的目的。
本發(fā)明通過以下技術(shù)方案來實現(xiàn)，具體步驟為：
（1）原礦經(jīng)破碎、磨礦至-74μm的礦粉含量占75～90wt%；
（2）對步驟（1）的磨礦產(chǎn)品進行濃縮調(diào)漿至礦漿濃度為50～70%，加入氯-氨活化劑，攪拌10～20min；
（3）向步驟（2）得到的礦漿中加入硫化鈉5～15kg/t，攪拌10～30min，進行高濃度礦漿強化硫化；
（4）調(diào)漿至礦漿濃度為25～35%，加入硫酸銅200～600g/t，攪拌5～20min；加入黃藥類捕收劑，按每噸原礦添加300～800g，攪拌5～15min后進行浮選。
步驟（2）中的氯-氨活化劑為氯化鈉與氨水的混合物，兩者的摩爾比為1:1～1:2，按每噸原礦添加200～800g。
步驟（4）中的黃藥類捕收劑為烴基碳原子數(shù)＞4的高級黃藥。
本發(fā)明具有以下優(yōu)點和積極效果：
1、硫化是氧化鋅礦黃藥浮選的第一步，硫化效果的好壞，取決于礦漿溶液中S2-或HS-離子的濃度，本發(fā)明在硫化鈉用量不變的前提下，通過提高礦漿的濃度，從而提高氧化鋅表面硫化過程的S2-或HS-離子的濃度，促使礦物表面的硫化過程得到強化；
2、針對氧化鋅礦物難于硫化及黃藥吸附要求氧化鋅礦物表面的硫化比較完全，本發(fā)明加入氯-氨活化劑，通過氯-氨與礦物表面Zn的絡(luò)合作用，提高硫離子與氧化鋅礦物表面的反應(yīng)活性；
3、采用來源廣泛而廉價的硫化鈉作硫化劑，該活化硫化的方法便于操作。
附圖說明
圖1為本發(fā)明的工藝流程圖。
具體實施方案
下面結(jié)合具體實施例對本發(fā)明作進一步的描述，以下實施例在以本發(fā)明技術(shù)方案為前提下實施，但本發(fā)明的保護范圍不限于下述的實施例。
實施例1
氧化鋅礦石原礦成分：Zn 15.15%，Pb 1.25%，S 1.21%，F(xiàn)e 20.56%，SiO2 22.45%，CaO 20.23%，MgO 1.45%，Al2O3 2.56%；
鋅物相分析結(jié)果：碳酸鹽占68.42%，硅酸鹽占25.56%，硫化物占4.6%，鐵酸鹽及其它含鋅1.42%。
具體選礦步驟如下：
（1）原礦經(jīng)破碎、磨礦至-74μm的礦粉含量占80wt%；
（2）對步驟（1）的磨礦產(chǎn)品進行調(diào)漿至礦漿濃度為65%，加入氯-氨活化劑（氯化鈉與氨水的摩爾比為1:1），按每噸原礦添加400g，攪拌10min；
（3）向步驟（2）得到的礦漿中加入硫化鈉8g/t，攪拌20min，進行高濃度礦漿強化硫化；
（4）調(diào)漿至礦漿濃度為30%，加入硫酸銅400g/t，攪拌10min；加入異戊基黃藥，按每噸原礦添加600g，攪拌5min后進行浮選。
試驗結(jié)果：
通過調(diào)節(jié)礦漿濃度，在高濃度礦漿中加入氯-氨活化劑后，“硫化-黃藥”浮選粗選中鋅的回收率為82.21%。在相同試驗條件下，未調(diào)節(jié)礦漿濃度，在礦漿濃度為30%及未添加氯-氨活化劑時，鋅的回收率為73.68%，回收率提高了8.53%。
實施例2
氧化鋅礦石原礦成分：Zn 7.25%，Pb 0.75%，S 0.85%，F(xiàn)e 21.86%，SiO2 23.45%，CaO 22.45%，MgO 1.85%，Al2O3 3.56%；
鋅物相分析結(jié)果：碳酸鹽占57.45%，硅酸鹽占38.34%，硫化物占2.8%，鐵酸鹽及其它含鋅1.41%。
具體選礦步驟如下：
（1）原礦經(jīng)破碎、磨礦至-74μm的礦粉含量占75wt%；
（2）對步驟（1）的磨礦產(chǎn)品進行調(diào)漿至礦漿濃度為50%，加入氯-氨活化劑（氯化鈉與氨水的摩爾比為1:2），按每噸原礦添加200g，攪拌10min；
（3）向步驟（2）得到的礦漿中加入硫化鈉5g/t，攪拌10min，進行高濃度礦漿強化硫化；
（4）調(diào)漿至礦漿濃度為25%，加入硫酸銅200g/t，攪拌5min；加入己基黃藥，按每噸原礦添加300g，攪拌5min后進行浮選。
試驗結(jié)果：
通過調(diào)節(jié)礦漿濃度，在高濃度礦漿中加入氯-氨活化劑后，“硫化-黃藥”浮選粗選中鋅的回收率為80.16%。在相同試驗條件下，未調(diào)節(jié)礦漿濃度，在礦漿濃度為25%及未添加氯-氨活化劑時，鋅的回收率為72.21%，回收率提高了7.95%。
實施例3
氧化鋅礦石原礦成分：Zn 20.47%，Pb 4.35%，S 5.75%，F(xiàn)e 18.76%，SiO2 21.78%，CaO 20.21%，MgO 1.42%，Al2O3 3.15%
鋅物相分析結(jié)果：碳酸鹽占64.18%，硅酸鹽占28.25%，硫化物占6.18%，鐵酸鹽及其它含鋅1.39%。
具體選礦步驟如下：
（1）原礦經(jīng)破碎、磨礦至-74μm的礦粉含量占90wt%；
（2）對步驟（1）的磨礦產(chǎn)品進行調(diào)漿至礦漿濃度為70%，加入氯-氨活化劑（氯化鈉與氨水的摩爾比為1:1），按每噸原礦添加800g，攪拌20min；
（3）向步驟（2）得到的礦漿中加入硫化鈉15g/t，攪拌30min，進行高濃度礦漿活化硫化；
（4）調(diào)漿至礦漿濃度為35%，加入硫酸銅600g/t，攪拌20min；加入仲辛基黃藥，按每噸原礦添加800g，攪拌15min后進行浮選。
試驗結(jié)果：
通過調(diào)節(jié)礦漿濃度，在高濃度礦漿中加入氯-氨活化劑后，“硫化-黃藥”浮選粗選中鋅的回收率為85.42%。在相同試驗條件下，未調(diào)節(jié)礦漿濃度，在礦漿濃度為35%及未添加氯-氨活化劑時，鋅的回收率為76.51%，回收率提高了8.91%。