本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种锆英石选矿组合药剂及选矿方法。
背景技术：
锆英石为正硅酸锆，化学分子式为zrsio4，是含锆矿物中最常见的一种。锆英石矿床多为海滨砂矿，含锆英石的重砂中，通常共生有磁铁矿、钛铁矿、金红石、独居石等重矿物。我国已探明的锆英石矿储量居世界第5位，锆英石是一种很重要的非金属矿产资源，主要用作锆酸盐耐火砖的原料，还可用于精密铸造型砂及制作陶瓷器具。
常用选矿方法：常采用重选、磁选、静电选和浮选，重选，根据矿物密度差异分选，将重矿物与脉石矿物（主要为石英和长石）分离，然后再根据矿物比磁化系数差异、介电常数差异等采用磁选、电选等工艺将锆英石与其它重矿物分离。锆英石浮选常用的捕收剂为脂肪酸（油酸、油酸钠）等，矿浆调整剂为碳酸钠，抑制剂为硅酸钠，活化剂为硫化钠和重金属盐类(氯化锆、氯化铁)。也有用草酸调节矿浆至酸性，用胺类捕收剂浮选。
采用重选、磁选、电选等工艺分选高纯锆英石，由于设备分选精度较差，锆英石精矿中zr（hf）o2含量很难达到65%。即使精矿zr（hf）o2含量能达到65%，但是要损失较多的回收率，造成资源的浪费。锆英石常规捕收剂油酸、油酸钠选择性较差，精矿也很难达到较高的质量要求。
（1）金末梅等（江西某锆铪矿选矿试验研究，矿冶，2009，4：17-19）介绍了江西某锆铪矿含(zr·hf)o21.97%，利用重选进行选别，采用螺旋溜槽粗、扫选，螺溜一次精选，所得螺溜粗精矿再采用摇床一粗一扫一精，获得锆铪品位为57.72%,回收率为65.60%的锆铪精矿。
（2）唐平宇等（从碎云母尾矿中回收铁及独居石锆英石的选矿试验，金属矿山，2012，10：153-156）介绍了以河北省灵寿县某碎云母矿石的风选尾矿为对象，进行了综合回收其中铁矿物、独居石和锆英石的选矿试验。结果表明，将该尾矿先通过摇床重选分离出重砂，对重砂采用弱磁选—湿式强磁选—干式强磁选—摇床重选联合工艺流程进行选别，可获得铁品位为60.86%的铁精矿、reo品位为61.13%的独居石精矿和(zr，hf)o2品位为60.38%的锆英石精矿，3种精矿的金属回收率分别为74.27%、70.36%和65.64%。
（3）陈元卿（提高锆英石选矿回收率的研究，有色金属选矿部分，1987，32-35）介绍了通过对海滨砂矿中锆英石可浮性的研究，并经海南清澜钛矿生产证实，将传统的重一电一磁一电一磁复杂流程改为浮一磁一电的简单流程，提高10-15%的回收率，锆精矿一级品率高出60%以上，其所用的捕收剂为煤油和肥皂。
（4）廖璐等（内蒙古某稀有稀土矿磁选—浮选—磁选—重选联合工艺选矿试验研究，内蒙古科技与经济，2016，3：66-68）从稀有稀土矿选矿尾矿中通过重选工艺获得锆（铪）精矿zr（hf）o2品位51.34%，回收率56.87%。
（5）马天民等（锆英石矿的深度精选，有色金属选矿部分，1993,12-16）介绍了采用湿式摇床—磁选—电选进行锆英石深度精选的研究结果，用含zr（hf）o2品位60%的锆精矿为原料进行深度精选，可获得含zr（hf）o2品位65.5%，回收率85%~90%的分选指标。
（6）牛玉勤等（优先浮选锆英石的新工艺研究，有色金属选矿部分，1990，13-15）通过对海南海滨砂矿的大量试验，提出了从砂矿中优先浮选锆英石的新工艺。选用新型捕收剂bs-1及矿物抑制剂ds-1，在极简单的浮选流程条件下即能获得高质量锆精矿和很高的回收率。在万宁建成的50吨/日选矿厂已应用了该工艺，对zro2含量59.98%的原矿，工业试验指标为锆精矿品位65.17%，回收率91.74%。对给矿品位32.64%的原料，锆精矿品位65.15%以上，回收率72.01%。
技术实现要素：
本发明专利的目的在于提供一种锆英石选矿组合药剂及选矿方法，采用组合药剂通过浮选工艺对锆英石粗精矿再选，制备出高纯锆英石精矿，提高锆英石选矿回收率，达到综合利用该类资源的目的。
本发明的目的是以下述方式实现的：
一种锆英石选矿组合药剂，每吨原矿添加的药剂由以下重量的原料组成：硫酸100-2000g，抑制剂0-500g，捕收剂100-1000g，抑制剂为水玻璃，捕收剂包括石油磺酸钠和羟肟酸，石油磺酸钠和羟肟酸的质量比为1:1-10:1。
所述羟肟酸为水杨羟肟酸或苯甲羟肟酸。
利用上述的锆英石选矿组合药剂进行选矿的方法，具体步骤如下：
（1）重选富集抛尾：原矿经重选富集，将重矿物与脉石矿物分离，得重矿物；
（2）重矿物经磁选、电选或磁电联合工艺除去弱磁性物质、强磁性物质和导电物，得锆英石粗精矿；
（3）浮选工艺：采用上述的锆英石选矿组合药剂对锆英石粗精矿进行浮选，矿浆ph值控制在4-5，选别次数为一次粗选，2-3次扫选，2-4次精选，中矿顺序返回，最终获得高纯锆英石精矿。
所述步骤（1）中采用的重选设备为跳汰机、螺旋溜槽或摇床。
当浮选作业中物料含有少量细泥或粘土矿物时，加水玻璃作为细泥或粘土矿物的抑制剂。
相对于现有技术，本发明提供的锆英石选矿组合药剂对锆英石捕收性和选择性较好，能进一步提高锆英石精矿品位和回收率。锆英石属正硅酸岩类矿物，零电点为ph5~6.05之间（在个别情况为2.5），在酸性条件下，锆英石会被硫酸盐活化，石英零电点在1.3~3.7，在ph值4~5的酸性条件下石英得到抑制。石油磺酸钠中磺酸根离子直接与锆离子以离子键相互作用产生化学吸附，石油磺酸钠与石英等脉石矿物主要以物理吸附为主。羟肟酸也主要是以羟肟酸根与锆离子以离子键相互作用产生化学吸附，羟肟酸与稀有金属（锆属稀有金属）能形成稳定的螯合物。石油磺酸钠与羟肟酸均属阴离子捕收剂，阴离子捕收剂组合使用作用机理如下：矿物表面不同区域具有不同活性，在不同活性药剂组合使用的情况下，活性小的捕收剂可吸附在活性大的表面区，剩下的未被吸附的空着的表面，其活性比较小，不适宜活性小的捕收剂的固着，但适合活性大的捕收剂的固着，同时，由于捕收剂的起泡性能不同，从而兼顾了捕收性和选择性，提高了分选指标。
附图说明
图1是本发明的选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
选矿方法所用步骤（1）和步骤（2）为常规选矿方法。
实施例1：
一种锆英石选矿组合药剂，每吨原矿添加的药剂由以下重量的原料组成：硫酸100-2000g，抑制剂0-500g，捕收剂100-1000g，抑制剂为水玻璃，捕收剂包括石油磺酸钠和羟肟酸，石油磺酸钠和羟肟酸的质量比为1:1-10:1。
所述羟肟酸为水杨羟肟酸或苯甲羟肟酸。
利用上述的锆英石选矿组合药剂进行选矿的方法，具体步骤如下：
（1）重选富集抛尾：原矿经重选富集，将重矿物与脉石矿物分离，得重矿物；
（2）重矿物经磁选、电选或磁电联合工艺除去弱磁性物质、强磁性物质和导电物，得锆英石粗精矿；通过磁选、电选或磁电联合工艺将磁铁矿、赤褐铁矿、钛铁矿、钽铌矿、锡石、金红石、电气石等与锆英石分离，得到的锆英石粗精矿主要含有石英、长石等少量脉石矿物，锆英石粗精矿zro2含量一般为10%-50%。
采用湿式弱磁选机除去机械铁、铁屑、磁铁矿，干式或湿式中场强磁选机、干式或湿式强磁场磁选机除去赤褐铁矿、钛铁矿、钽铌矿、独居石等弱磁性矿物，如果含有金红石、锡石、电气石等，则采用电选工艺分离，通过以上步骤获得锆英石粗精矿。
（3）浮选工艺：采用上述的锆英石选矿组合药剂对锆英石粗精矿进行浮选，矿浆ph值控制在4-5，选别次数为一次粗选，2-3次扫选，2-4次精选，中矿顺序返回，最终获得高纯锆英石精矿。
步骤（1）中采用的重选设备为跳汰机、螺旋溜槽或摇床。重选富集抛尾是将重矿物（密度＞3.0g/cm3）与石英、长石、云母、粘土矿石等分离。
实施例2：
锆英石选矿方法，具体步骤如下：
（1）重选富集抛尾：原矿经重选富集，将重矿物与脉石矿物分离，得重矿物；
（2）重矿物经磁选、电选或磁电联合工艺除去弱磁性物质、强磁性物质和导电物，得锆英石粗精矿；
（3）浮选工艺：采用一次粗选，两次扫选，四次精选，中矿顺序返回的工艺流程，其中药剂制度如下：粗选段：调整剂硫酸用量40g/t，水玻璃60g/t，捕收剂（石油磺酸钠：水杨羟肟酸比例为1:1）用量60g/t，浮选浓度34%，浮选时间5分钟；扫选ⅰ硫酸用量10g/t，水玻璃10g/t，捕收剂用量15g/t，浮选浓度26%，浮选时间3分钟；扫选ⅱ硫酸用量10g/t，水玻璃10g/t，捕收剂用量15g/t，浮选浓度25%，浮选时间2分钟；精选段：精选ⅰ硫酸用量10g/t，水玻璃0g/t，捕收剂5g/t，浮选浓度27%，浮选时间5分钟；精选ⅱ硫酸用量10g/t，水玻璃10g/t，捕收剂0g/t，浮选浓度23%，浮选时间4分钟；精选ⅲ硫酸用量10g/t，水玻璃0g/t，捕收剂5g/t，浮选浓度21%，浮选时间4分钟；精选ⅳ硫酸用量10g/t，水玻璃10g/t，捕收剂0g/t，浮选浓度21%，浮选时间4分钟。
最终获得锆英石精矿zr（hf）o2：66.43%，浮选作业回收率84.79%，对原矿回收率63.81%。
实施例3：
锆英石选矿方法，具体步骤如下：
（1）重选富集抛尾：原矿经重选富集，将重矿物与脉石矿物分离，得重矿物；
（2）重矿物经磁选、电选或磁电联合工艺除去弱磁性物质、强磁性物质和导电物，得锆英石粗精矿；
（3）浮选工艺：采用一次粗选，两次扫选，两次精选，中矿顺序返回的工艺流程，其中药剂制度如下：粗选段：调整剂硫酸用量80g/t，水玻璃120g/t，捕收剂（石油磺酸钠：水杨羟肟酸比例为2:1）用量120g/t，浮选浓度37%，浮选时间5分钟；扫选ⅰ硫酸用量20g/t，水玻璃20g/t，捕收剂用量30g/t，浮选浓度27%，浮选时间4分钟；扫选ⅱ硫酸用量20g/t，水玻璃20g/t，捕收剂用量30g/t，浮选浓度23%，浮选时间3分钟；精选段：精选ⅰ硫酸用量40g/t，水玻璃20g/t，捕收剂10g/t，浮选浓度25%，浮选时间5分钟；精选ⅱ硫酸用量40g/t，水玻璃20g/t，捕收剂10g/t，浮选浓度24%，浮选时间3分钟。
最终获得锆英石精矿zr（hf）o2：65.32%，浮选作业回收率82.94%，对原矿回收率62.68%。
实施例4：
锆英石选矿方法，具体步骤如下：
（1）重选富集抛尾：原矿经重选富集，将重矿物与脉石矿物分离，得重矿物；
（2）重矿物经磁选、电选或磁电联合工艺除去弱磁性物质、强磁性物质和导电物，得锆英石粗精矿；
（3）浮选工艺：采用一次粗选，两次扫选，三次精选，中矿顺序返回的工艺流程，其中药剂制度如下：粗选段：调整剂硫酸用量200g/t，水玻璃180g/t，捕收剂（石油磺酸钠：水杨羟肟酸比例为9:1）用量240g/t，浮选浓度36%，浮选时间4分钟；扫选ⅰ硫酸用量50g/t，水玻璃30g/t，捕收剂用量60g/t，浮选浓度26%，浮选时间3分钟；扫选ⅱ硫酸用量50g/t，水玻璃30g/t，捕收剂用量60g/t，浮选浓度24%，浮选时间4分钟；精选段：精选ⅰ硫酸用量80g/t，水玻璃20g/t，捕收剂10g/t，浮选浓度24%，浮选时间3分钟；精选ⅱ硫酸用量60g/t，水玻璃20g/t，捕收剂10g/t，浮选浓度25%，浮选时间4分钟，精选ⅲ硫酸用量60g/t，水玻璃20g/t，捕收剂20g/t，浮选浓度22%，浮选时间5分钟。
最终获得锆英石精矿zr（hf）o2：65.70%，浮选作业回收率83.26%，对原矿回收率62.99%。
实施例5：
锆英石选矿方法，具体步骤如下：
（1）重选富集抛尾：原矿经重选富集，将重矿物与脉石矿物分离，得重矿物；
（2）重矿物经磁选、电选或磁电联合工艺除去弱磁性物质、强磁性物质和导电物，得锆英石粗精矿；
（3）浮选工艺：采用一次粗选，三次扫选，两次精选，中矿顺序返回的工艺流程，其中药剂制度如下：粗选段：调整剂硫酸用量400g/t，水玻璃30g/t，捕收剂（石油磺酸钠：苯甲羟肟酸比例为5:1）用量360g/t，浮选浓度35%，浮选时间3分钟；扫选ⅰ硫酸用量100g/t，水玻璃5g/t，捕收剂用量60g/t，浮选浓度25%，浮选时间4分钟；扫选ⅱ硫酸用量50g/t，水玻璃0g/t，捕收剂用量60g/t，浮选浓度23%，浮选时间3分钟；扫选ⅲ硫酸用量50g/t，水玻璃5g/t，捕收剂用量60g/t，浮选浓度26%，浮选时间5分钟；精选段：精选ⅰ硫酸用量200g/t，水玻璃5g/t，捕收剂30g/t，浮选浓度26%，浮选时间4分钟；精选ⅱ硫酸用量200g/t，水玻璃5g/t，捕收剂30g/t，浮选浓度23%，浮选时间3分钟。
最终获得锆英石精矿zr（hf）o2：66.10%，浮选作业回收率83.45%，对原矿回收率63.71%。
实施例6：
锆英石选矿方法，具体步骤如下：
（1）重选富集抛尾：原矿经重选富集，将重矿物与脉石矿物分离，得重矿物；
（2）重矿物经磁选、电选或磁电联合工艺除去弱磁性物质、强磁性物质和导电物，得锆英石粗精矿；
（3）浮选工艺：采用一次粗选，三次扫选，三次精选，中矿顺序返回的工艺流程，其中药剂制度如下：粗选段：调整剂硫酸用量600g/t，水玻璃240g/t，捕收剂（石油磺酸钠：水杨羟肟酸比例为7:1）用量480g/t，浮选浓度34%，浮选时间4分钟；扫选ⅰ硫酸用量100g/t，水玻璃30g/t，捕收剂用量80g/t，浮选浓度26%，浮选时间5分钟；扫选ⅱ硫酸用量100g/t，水玻璃20g/t，捕收剂用量80g/t，浮选浓度24%，浮选时间4分钟；扫选ⅲ硫酸用量100g/t，水玻璃30g/t，捕收剂用量80g/t，浮选浓度25%，浮选时间4分钟；精选段：精选ⅰ硫酸用量200g/t，水玻璃30g/t，捕收剂30g/t，浮选浓度25%，浮选时间4分钟；精选ⅱ硫酸用量200g/t，水玻璃20g/t，捕收剂30g/t，浮选浓度24%，浮选时间5分钟，精选ⅲ硫酸用量200g/t，水玻璃30g/t，捕收剂20g/t，浮选浓度23%，浮选时间3分钟。
最终获得锆英石精矿zr（hf）o2：66.54%，浮选作业回收率83.76%，对原矿回收率64.03%。
实施例7：
锆英石选矿方法，具体步骤如下：
（1）重选富集抛尾：原矿经重选富集，将重矿物与脉石矿物分离，得重矿物；
（2）重矿物经磁选、电选或磁电联合工艺除去弱磁性物质、强磁性物质和导电物，得锆英石粗精矿；
（3）浮选工艺：采用一次粗选，三次扫选，四次精选，中矿顺序返回的工艺流程，其中药剂制度如下：粗选段：调整剂硫酸用量800g/t，水玻璃300g/t，捕收剂（石油磺酸钠：水杨羟肟酸比例为10:1）用量600g/t，浮选浓度33%，浮选时间5分钟；扫选ⅰ硫酸用量120g/t，水玻璃35g/t，捕收剂用量100g/t，浮选浓度24%，浮选时间4分钟；扫选ⅱ硫酸用量130g/t，水玻璃30g/t，捕收剂用量100g/t，浮选浓度25%，浮选时间5分钟；扫选ⅲ硫酸用量150g/t，水玻璃35g/t，捕收剂用量100g/t，浮选浓度26%，浮选时间4分钟；精选段：精选ⅰ硫酸用量200g/t，水玻璃25g/t，捕收剂30g/t，浮选浓度24%，浮选时间4分钟；精选ⅱ硫酸用量200g/t，水玻璃25g/t，捕收剂30g/t，浮选浓度25%，浮选时间4分钟，精选ⅲ硫酸用量200g/t，水玻璃25g/t，捕收剂20g/t，浮选浓度22%，浮选时间3分钟；精选ⅳ硫酸用量200g/t，水玻璃25g/t，捕收剂20g/t，浮选浓度22%，浮选时间3分钟。
最终获得锆英石精矿zr（hf）o2：67.22%，浮选作业回收率84.53%，对原矿回收率64.69%。
实验例：以某海滨锆英石砂矿为例
矿石性质，tio2：8.21%，tfe：4.15%，zr（hf）o2：1.25%，reo：0.057%，cao：0.36%，mgo：0.22%，p：0.021%，al2o3：2.34%，sio2:81.74%，k2o：0.68%，na2o：0.18%。该海滨砂矿中有用矿物主要为钛铁矿、钛磁铁矿、铬尖晶石、锆英石，微量金红石。此外，在矿砂中偶见微细粒的自然金。脉石矿物主要为石英、长石、绿帘石，少量钙铁榴石、角闪石、绿泥石等。重矿物主要富集在-2mm，钛铁矿主要富集在0.1mm~0.4mm，锆主要富集在0.074mm~0.2mm。
步骤一：重选抛尾富集工艺中，在重选抛尾富集工艺中，首先采用振动筛分级，将+2mm粒级脉石矿物丢弃，重选设备选择螺旋溜槽一次粗选和一次精选，螺旋溜槽精选时中矿返回螺旋溜槽粗选作业，螺旋溜槽粗选尾矿丢弃，螺旋溜槽精矿再经摇床精选，摇床尾矿丢弃，摇床中矿返回螺旋溜槽精选作业，获得的精矿中含锆英石zr（hf）o2：3.08%，zr（hf）o2回收率85.45%。
步骤二：磁选工艺，将矿石烘干，采用干式磁选机进行磁选试验，采用磁场强度为100ka/m~150ka/m弱磁选机除去铁屑、磁铁矿、机械铁等强磁性物，采用磁场强度240ka/m~400ka/m中场强磁选机，选出钛铁矿，采用磁场强度为480ka/m~650ka/m磁选机，分选出铬尖晶石、绿帘石、铁铝石榴子石、角闪石、绿泥石等弱磁性矿物。非磁性物中主要含有锆英石，锆英石zr（hf）o2：11.73%，zr（hf）o2作业回收率86.73%，对原矿回收率74.11%。
步骤三：浮选工艺，采用一次粗选，两次扫选，四次精选，中矿顺序返回的工艺流程，其中药剂制度如下：粗选段：调整剂硫酸用量200g/t，捕收剂（石油磺酸钠：水杨羟肟酸比例为3:1）用量100g/t，浮选浓度35%，浮选时间4分钟；扫选ⅰ硫酸用量40g/t，捕收剂用量30g/t，浮选浓度25%，浮选时间2分钟；扫选ⅱ硫酸用量40g/t，捕收剂用量20g/t，浮选浓度1分钟；精选段：精选ⅰ硫酸用量50g/t，捕收剂10g/t，浮选浓度25%，浮选时间4分钟；精选ⅱ硫酸用量50g/t，捕收剂0g/t，浮选浓度22%，浮选时间4分钟；精选ⅲ硫酸用量50g/t，捕收剂5g/t，浮选浓度20%，浮选时间3分钟；精选ⅳ硫酸用量50g/t，捕收剂0g/t，浮选浓度20%，浮选时间3分钟。
最终获得锆英石精矿zr（hf）o2：65.77%，浮选作业回收率85.69%，对原矿回收率63.51%。
以上所述的仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本领域的技术人员来说，在不脱离本发明整体构思前提下，还可以作出若干改变和改进，这些也应该视为本发明的保护范围。