本发明涉及一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法，属于选矿技术领域。
背景技术：
我国是一个氧化锌资源比较丰富的国家，据美国地调局统计（G. A. Norton, C. G. Groat. Mineral Commodity Sumaries 2004. Washington: U.S. Government Printing office, 2004. P188-189），我国氧化锌矿中锌金属储量约为2800万吨，约占世界氧化锌矿中锌金属储量的27.7%。但是，我国氧化锌矿总体上铅锌品位低，铅锌平均品位不足5%，矿石中泥质含量大，不能经济利用的呆矿，贫矿储量占了绝大部分。我国也是世界上锌金属生产和消费的第一大国，但国内供需矛盾突出，约1/3的锌原料需要进口，这使得我国逐步丧失了国际矿价的话语权。因此，高效开发利用低品位泥质氧化锌矿资源，对于缓解国内锌原料供给不足的问题具有重要的战略意义。
氧化锌矿的选矿是世界上公认的难题，尤其是指锌含量低于10%的低品位高泥质含量氧化锌矿的分选。目前，氧化锌矿石的选矿处理方法以硫化浮选为主，主要包括“硫化-胺浮选法”和“硫化-黄药浮选法”两大类。因胺类捕收剂对氧化锌矿物捕收能力强、选择性好，“硫化-胺浮选法”一直成为后来70多年中处理氧化锌矿石的普遍方法。但其缺点是对矿泥极为敏感、药剂的消耗量大、生产过程难以控制，至今没有获得工业上的成功。尽管预先脱泥可以改善“硫化-胺法”浮选过程和技术指标，但却造成大量锌金属的损失。矿泥严重的影响成为“硫化-胺法”成功应用的“瓶颈”。因此，如何有效的回收矿泥中的微细粒级氧化锌矿物成为“脱泥-硫化-胺法浮选”工艺中急需解决的问题。“硫化-黄药浮选”是利用硫化剂与氧化锌矿物表面发生化学反应，生成稳定的人造硫化锌表面，采用浮选天然硫化锌矿的方法来回收氧化锌矿。因此，硫化是实氧化锌矿黄药浮选的第一步，硫化效果的好坏，取决于矿浆溶液中S2-或HS-离子的浓度。该方法的优点是受矿泥的影响小，生产过程容易控制；其缺点是黄药吸附要求氧化锌矿物表面硫化得比较完全，硫化后还需铜离子的活化，浮选指标相对较低。根据有关资料报道，国外氧化锌矿选别指标为：锌品位36%～40%，回收率60%～70%，最高达78%；我国氧化锌矿选别指标为：锌品位35%～38%，回收率平均为68%，最高达73%。因此，选矿回收率低，精矿品位低等问题是国内外氧化锌矿选矿存在的共性问题。
申请号为201110343503.5的发明专利“从泥质氧化锌矿细粒中选别氧化锌的方法” 是对原矿碎后、磨矿、分级后，对-0.125mm粒级的矿浆进行团聚-摇床分选。由于氧化锌矿物与泥质脉石矿物的比重差异小，该方法难以实现氧化锌矿物的有效富集，锌资源浪费严重。因此，存在选矿回收率低，精矿品位低等问题。
申请号为201010107054.X的发明专利“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。由于洗矿脱除杂质作业会造成大量锌金属的损失，因此，该方法存在选矿综合指标不高等问题。
申请号为201210123650.6的发明专利“一种在酸性条件下浮选氧化锌矿物的方法”是将矿石磨矿至矿物单体解离后，加硫酸调整矿浆pH值为4.5～5.5后，再加入水玻璃与栲胶抑制脉石矿物，最后加油酸对氧化锌矿物进行捕收。由于油酸对碳酸盐类等脉石矿物具有良好的捕收能力，因此，该方法存在药剂选择性差的缺点，并不适合高泥质低品位氧化锌矿的分选。
技术实现要素：
本发明的目的是提供一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法，它既能克服“硫化-胺浮选法”中矿泥的影响严重，又能改善“硫化-黄药浮选法”中的硫化效果，从而低成本的提高精矿品位和回收率，实现资源的高效利用。
本发明通过以下技术方案来实现：
（1）原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占75～90wt%；
（2）对步骤（1）的磨矿产品进行分级，得到-20μm的细粒级物料和+20μm的粗粒级物料；
（3）将-20μm的细粒级物料调浆后，依次加入铵-胺活化剂，搅拌10～20min，硫化钠5～15kg/t，搅拌10～30min，硫酸铜200～600g/t，搅拌5～20min，黄药类捕收剂，按每吨原矿添加300～700g，搅拌5～15min后进行粗选；
（4）向步骤（3）粗选后的底流中依次加入铵-胺活化剂，搅拌5～10min，硫化钠2～5kg/t，搅拌5～10min，硫酸铜100～300g/t，搅拌5～10min，黄药类捕收剂，按每吨原矿添加100～300g，搅拌5～10min后进行扫选，扫选泡沫返回粗选作业，底流作为尾矿排除；
（5）对步骤（3）粗选的泡沫进行两次精选，一次精选时间为5～10min，二次精选为5～10min，一次精选底流返回粗选，一次精选泡沫进行二次精选，二次精选底流返回一次精选作业，二次精选泡沫作为精矿；
（6）将+20μm的粗粒级物料调浆后，依次加入硫化钠5～15kg/t，搅拌10～30min，胺类捕收剂200～600g/t，搅拌10～20min后进行粗选；
（7）向步骤（6）粗选后的底流中依次加入硫化钠2～10kg/t，搅拌5～10min，胺类捕收剂100～300g/t，搅拌5～10min后进行一次扫选，扫选泡沫返回粗选作业；
（8）向步骤（7）一次扫选后的底流中依次加入硫化钠1～5kg/t，搅拌5～10min，胺类捕收剂50～150g/t，搅拌5～10min后进行二次扫选，扫选泡沫返回一次扫选作业，底流作为尾矿排除；
（9）对步骤（6）粗选后的泡沫进行两次精选，一次精选时间为5～10min，二次精选为5～10min，一次精选底流返回粗选，一次精选泡沫进行二次精选，二次精选底流返回一次精选作业，二次精选泡沫作为精矿。
步骤（3）、（4）中的铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺的混合物，两者的摩尔比为1～2:1，按每吨原矿添加200～500g；黄药类捕收剂为烃基碳原子数＞4的高级黄药。
步骤（6）、（7）、（8）的胺类捕收剂为十二胺、十八胺中的任意一种。
本发明具有以下优点和积极效果：
1、采用了泥砂分选及胺类捕收剂与黄药捕收剂联合浮选。细粒氧化锌矿物采用铵-胺强化硫化-黄药浮选，改善了硫化-黄药浮选法中的硫化效果；粗粒氧化锌矿物采用硫化-胺类捕收，避免了泥质的影响并实现氧化锌的高效回收；
2、采用来源广泛而廉价的硫化钠作硫化剂，低成本的提高精矿品位和回收率，实现资源的高效利用。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方案
下面结合具体实施例对本发明作进一步的描述，以下实施例在以本发明技术方案为前提下实施，但本发明的保护范围不限于下述的实施例。
实施例1
选取泥质氧化锌矿，其原矿成分：Zn 7.15%，Pb 1.45%，S 1.41%，Fe 21.46%，SiO226.97%，CaO 17.43%，MgO 1.85%，Al2O3 3.26%；氧化率87%。
具体步骤如下：
（1）原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占80wt%；
（2）对步骤（1）的磨矿产品进行分级，得到-20μm的细粒级物料和+20μm的粗粒级物料；
（3）将-20μm的细粒级物料调浆后，依次加入铵-胺活化剂，铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺按摩尔比为1:1的混合物，按每吨原矿添加400g，搅拌10min；硫化钠8kg/t，搅拌20min；硫酸铜400g/t，搅拌10min；黄药类捕收剂为异戊基黄药，按每吨原矿添加700g，搅拌15min后进行粗选；
（4）向步骤（3）粗选后的底流中依次加入铵-胺活化剂（氯化铵与乙二胺按摩尔比为1:1的混合物），按每吨原矿添加200g，搅拌8min；硫化钠4kg/t，搅拌8min；硫酸铜200g/t，搅拌8min；黄药类捕收剂为异戊基黄药，按每吨原矿添加300g，搅拌10min后进行扫选，扫选泡沫返回粗选作业，底流作为尾矿排除；
（5）对步骤（3）粗选的泡沫进行两次精选，一次精选时间为8min，二次精选为5min，一次精选底流返回粗选，一次精选泡沫进行二次精选，二次精选底流返回一次精选作业，二次精选泡沫作为精矿；
（6）将+20μm的粗粒级物料调浆后，依次加入硫化钠10kg/t，搅拌20min；胺类捕收剂为十二胺，用量为400g/t，搅拌15min后进行粗选；
（7）向步骤（6）粗选后的底流中依次加入硫化钠5kg/t，搅拌10min，胺类捕收剂为十二胺，用量为200g/t，搅拌5min后进行一次扫选，扫选泡沫返回粗选作业；
（8）向步骤（7）一次扫选后的底流中依次加入硫化钠2kg/t，搅拌5min，胺类捕收剂为十二胺，用量为100g/t，搅拌5min后进行二次扫选，扫选泡沫返回一次扫选作业，底流作为尾矿排除；
（9）对步骤（6）粗选后的泡沫进行两次精选，一次精选时间为10min，二次精选为8min，一次精选底流返回粗选，一次精选泡沫进行二次精选，二次精选底流返回一次精选作业，二次精选泡沫作为精矿。
试验结果：
采用以上工艺和药剂条件能够有效回收氧化锌矿物；闭路试验流程达到平衡时，获得锌含量为38.10%，回收率74.16%的综合锌精矿。
实施例2
氧化锌矿石原矿成分：Zn 9.25%，Pb 0.65%，S 0.75%，Fe 19.86%，SiO2 22.45%，CaO 21.45%，MgO 1.95%，Al2O3 3.46%，氧化率91%；
具体步骤如下：
（1）原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占75wt%；
（2）对步骤（1）的磨矿产品进行分级，得到-20μm的细粒级物料和+20μm的粗粒级物料；
（3）将-20μm的细粒级物料调浆后，依次加入铵-胺活化剂，铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺按摩尔比为2:1的混合物，按每吨原矿添加400g，搅拌15min；硫化钠5kg/t，搅拌10min；硫酸铜200g/t，搅拌5min；黄药类捕收剂为己基黄药，按每吨原矿添加500g，搅拌10min后进行粗选；
（4）向步骤（3）粗选后的底流中依次加入铵-胺活化剂（氯化铵与乙二胺按摩尔比为2:1的混合物），按每吨原矿添加200g，搅拌5min；加入硫化钠2kg/t，搅拌5min；硫酸铜100g/t，搅拌5min；黄药类捕收剂为己基黄药，按每吨原矿添加200g，搅拌8min后进行扫选，扫选泡沫返回粗选作业，底流作为尾矿排除；
（5）对步骤（3）粗选的泡沫进行两次精选，一次精选时间为5min，二次精选为5min，一次精选底流返回粗选，一次精选泡沫进行二次精选，二次精选底流返回一次精选作业，二次精选泡沫作为精矿；
（6）将+20μm的粗粒级物料调浆后，依次加入硫化钠5kg/t，搅拌10min；胺类捕收剂为十八胺，用量为200g/t，搅拌10min后进行粗选；
（7）向步骤（6）粗选后的底流中依次加入硫化钠2kg/t，搅拌5min，胺类捕收剂为十八胺，用量为100g/t，搅拌5min后进行一次扫选，扫选泡沫返回粗选作业；
（8）向步骤（7）一次扫选后的底流中依次加入硫化钠1kg/t，搅拌5min，胺类捕收剂为十八胺，用量为50g/t，搅拌5min后进行二次扫选，扫选泡沫返回一次扫选作业，底流作为尾矿排除；
（9）对步骤（6）粗选后的泡沫进行两次精选，一次精选时间为5min，二次精选为5min，一次精选底流返回粗选，一次精选泡沫进行二次精选，二次精选底流返回一次精选作业，二次精选泡沫作为精矿。
试验结果：
采用以上工艺和药剂条件能够有效回收氧化锌矿物；闭路试验流程达到平衡时，获得锌含量为38.80%，回收率76.16%的综合锌精矿。
实施例3
氧化锌矿石原矿成分：Zn 12.25%，Pb 1.35%，S 1.65%，Fe 17.46%，SiO2 20.65%，CaO 21.65%，MgO 2.45%，Al2O3 4.36%，氧化率76%；
具体步骤如下：
（1）原矿经破碎、磨矿至-74μm的矿粉含量占90wt%；
（2）对步骤（1）的磨矿产品进行分级，得到-20μm的细粒级物料和+20μm的粗粒级物料；
（3）将-20μm的细粒级物料调浆后，依次加入铵-胺活化剂，铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺按摩尔比为1.5:1的混合物，按每吨原矿添加500g，搅拌20min；硫化钠15kg/t，搅拌30min；硫酸铜600g/t，搅拌20min；黄药类捕收剂为仲辛基黄药，按每吨原矿添加300g，搅拌5min后进行粗选；
（4）向步骤（3）粗选后的底流中依次加入铵-胺活化剂（铵-胺活化剂为氯化铵与乙二胺按摩尔比为1.5:1的混合物），按每吨原矿添加200g，搅拌10min；硫化钠5kg/t，搅拌10min；硫酸铜300g/t，搅拌10min；黄药类捕收剂为仲辛基黄药，按每吨原矿添加100g，搅拌5min后进行扫选，扫选泡沫返回粗选作业，底流作为尾矿排除；
（5）对步骤（3）粗选的泡沫进行两次精选，一次精选时间为10min，二次精选为10min，一次精选底流返回粗选，一次精选泡沫进行二次精选，二次精选底流返回一次精选作业，二次精选泡沫作为精矿；
（6）将+20μm的粗粒级物料调浆后，依次加入硫化钠15kg/t，搅拌30min；胺类捕收剂为十二胺，用量为600g/t，搅拌20min后进行粗选；
（7）向步骤（6）粗选后的底流中依次加入硫化钠10kg/t，搅拌10min；胺类捕收剂为十二胺，用量为300g/t，搅拌10min后进行一次扫选，扫选泡沫返回粗选作业；
（8）向步骤（7）一次扫选后的底流中依次加入硫化钠5kg/t，搅拌10min；胺类捕收剂为十二胺，用量为150g/t，搅拌10min后进行二次扫选，扫选泡沫返回一次扫选作业，底流作为尾矿排除；
（9）对步骤（6）粗选后的泡沫进行两次精选，一次精选时间为10min，二次精选为10min，一次精选底流返回粗选，一次精选泡沫进行二次精选，二次精选底流返回一次精选作业，二次精选泡沫作为精矿。
试验结果：
采用以上工艺和药剂条件能够有效回收氧化锌矿物；闭路试验流程达到平衡时，获得锌含量为39.85%，回收率78.11%的综合锌精矿。