本发明属于矿物浮选分离领域，涉及异极矿的浮选分离方法，具体涉及一种利用氟离子对异极矿表面进行改性以提高异极矿硫化浮选效果的方法。
背景技术：
锌作为一种重要的有色金属，在工业上主要用于制备锌合金及镀锌，同时，锌在生物医药、催化剂、传感器原件等领域也有广泛的应用。目前锌主要来源于硫化锌矿，但随着硫化锌矿的储量越来越少，氧化锌矿的开采利用逐渐得到重视。
异极矿属于氧化锌矿中的主要矿物之一，来源于硫化矿物的氧化带，因此相较于硫化锌矿，异极矿因氧化率高、含泥量大、矿浆难免离子多等问题，造成其难以选别。目前针对异极矿的浮选主要以硫化浮选为主，即通过使用硫化剂将异极矿表面硫化，使异极矿表面具有硫化矿物的性质，其中最常用的方法为硫化-胺浮选法和硫化-黄药浮选法。硫化-胺浮选法是目前氧化锌矿浮选回收的主要方法，但该方法易受矿泥的影响，若进行脱泥处理，会造成锌金属的大量损失；硫化-黄药浮选法对矿泥不敏感，但硫化效率低，需要消耗大量的金属离子，而造成该方法硫化率低的主要原因是异极矿表面的硫化反应位点易被si组分所覆盖，造成zn含量少。因此，要提高硫化-黄药浮选法的硫化率，需要将异极矿表面的si破坏，使硫化反应位点暴露出来。
已知氟离子对硅酸盐矿表面具有一定的溶蚀作用，因此可以利用氟离子对异极矿表面进行改性，破坏异极矿表面的si-o结构，使zn暴露出来，增加其表面的硫化反应位点，提高硫化率，达到提高浮选回收率的目的。
技术实现要素：
为解决异极矿因表面硫化反应位点被si组分覆盖而导致硫化效率低、浮选效果差的问题，本发明提供了一种利用氟离子促进异极矿硫化浮选的方法。
为实现上述目的，本发明采用如下技术方案：
一种利用氟离子促进异极矿硫化浮选的方法，其包括如下步骤：
1）将待处理的异极矿原矿或其混合矿样经磨矿后，与水配制成质量浓度为25-35%的矿浆，然后调浆2min；
2）向步骤1）所得矿浆中加入氟化剂，调浆5min；
3）向步骤2）所得矿浆中加入硫化剂，调浆5min，再加入活化剂，调浆3min；
4）将步骤3）所得矿浆按常规工艺进行浮选，得到异极矿精矿。
步骤1）所述异极矿原矿中异极矿含量为5-20%；所述混合矿样是由异极矿原矿与石英等脉石矿物按质量比1:0.5~10混合制成。所述磨矿是将原矿磨至细度为-0.074mm的颗粒占总量的80-90%，或将混合矿样磨至细度为150-325目。
步骤2）中所述氟化剂为hf或naf，其添加量为5.0×10-5～10.0×10-5mol/l。
步骤3）中所述硫化剂为na2s或nahs，所述活化剂为cuso4或pb(no3)2，两者添加量相同，均为1.0×10-3～5.0×10-3mol/l。
利用氟离子能腐蚀硅酸盐矿物的原理，在异极矿矿浆中加入hf或naf，氟离子在矿浆中会水解为（hf）2和hf2-，并吸附在异极矿表面的si组分上，使得si-o键的电子云发生偏移，键的极性增大，导致键能减弱，最终断裂。由于si-o的断裂，异极矿表面的si组分脱离，使得原本被si遮蔽的zn组分暴露出来，增加了异极矿与硫化剂的反应位点，从而可提高异极矿表面的硫化率，最终提高异极矿硫化活化浮选的效果。
本发明的显著优点在于：
1）本发明利用氟离子对异极矿表面si组分进行溶蚀，以使异极矿表面硫化反应位点zn极大程度的增加，从而可提高异极矿的硫化率，极大地解决了异极矿硫化浮选因硫化率低而导致的浮选效果差的问题。
2）本发明工艺流程简单，药剂制度简单，操作方便，能显著提高异极矿的回收效果，具有良好的工业可行性。
具体实施方式
为了使本发明所述的内容更加便于理解，下面结合具体实施方式对本发明所述的技术方案做进一步的说明，但是本发明不仅限于此。
实施例1
将异极矿纯矿物样品与石英纯矿物样品分别破碎、筛分成150-325目后，将两者按质量比1:2.5混合，取100g置于浮选槽内，加入水配制成质量浓度为30%的矿浆，采用xfgii型挂槽浮选机，在转速为1992r/min的条件下调浆2min。调浆完成后，加入适量浓度为10×10-4mol/l的naf溶液（使naf的添加量为10×10-5mol/l）进行预处理，调浆5min；矿浆预处理完成后，再按6.0×10-4mol/l的添加量依次加入硫化剂na2s和活化剂pb(no3)2，分别调浆5min和3min，然后分别按12.5mg/l、10mg/l的添加量依次加入捕收剂异戊基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇，分别调浆2min和1min，最后浮选3min。浮选结束后对所得精矿（泡沫产品）和尾矿（槽内产品）分别进行烘干、称量，计算其回收率，得到的精矿锌品位为40.51%，异极矿回收率为85.30%。
实施例2
将异极矿纯矿物样品与石英纯矿物样品分别破碎、筛分成150-325目后，将两者按质量比1:6混合，取100g置于浮选槽内，加入水配制成质量浓度为25%的矿浆，采用xfgii型挂槽浮选机，在转速为1992r/min的条件下调浆2min。调浆完成后，加入适量浓度为10×10-4mol/l的hf溶液（使hf的添加量为5×10-5mol/l）进行预处理，调浆5min；矿浆预处理完成后，再按5.0×10-4mol/l的添加量依次加入硫化剂nahs和活化剂pb(no3)2，分别调浆2min和1min，然后分别按12.5mg/l、10mg/l的添加量依次加入捕收剂异戊基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇，分别调浆2min和1min，最后浮选3min。浮选结束后对所得精矿（泡沫产品）和尾矿（槽内产品）分别进行烘干、称量，计算其回收率，得到的精矿锌品位为39.53%，异极矿回收率为84.70%。
实施例3
将异极矿纯矿物样品与石英纯矿物样品分别破碎、筛分成150-325目后，将两者按质量比1:1混合，取100g置于浮选槽内，加入水配制成质量浓度为35%的矿浆，采用xfgii型挂槽浮选机，在转速为1992r/min的条件下调浆2min。调浆完成后，加入适量浓度为10×10-4mol/l的naf溶液（使naf的添加量为5×10-5mol/l）进行预处理，调浆5min；矿浆预处理完成后，再按7.0×10-4mol/l的添加量依次加入硫化剂nahs和活化剂cuso4，分别调浆5min和3min，然后分别按12.5mg/l、10mg/l的添加量依次加入捕收剂异戊基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇，分别调浆2min和1min，最后浮选3min。浮选结束后对所得精矿（泡沫产品）和尾矿（槽内产品）分别进行烘干、称量，计算其回收率，得到的精矿锌品位为41.40%，异极矿回收率为83.10%。
实施例4
异极矿原矿来自云南兰坪矿区，其中锌含量为11.8%，异极矿含量为5.1%，将原矿破碎、磨矿至-0.074mm占85%，取500g置于浮选槽内，加水配制成质量浓度为30%的矿浆，调浆2min；调浆完成后，加入适量浓度为10×10-4mol/l的naf溶液（使naf的添加量为8×10-5mol/l）进行预处理，调浆5min；矿浆预处理完成后，再按8.0×10-4mol/l的添加量依次加入硫化剂na2s和活化剂cuso4，分别调浆5min和3min，然后分别按12.5mg/l、10mg/l的添加量依次加入捕收剂异戊基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇，分别调浆2min和1min，最后浮选3min。浮选结束后对所得精矿（泡沫产品）和尾矿（槽内产品）分别进行烘干、称量，计算其回收率，得到异极矿回收率为83.1%，精矿中锌的品位为34.2%。
实施例5
异极矿原矿来自湖南某矿区，其中锌含量为15.1%，异极矿含量为7.6%，将原矿破碎、磨矿至-0.074mm占85%，取500g置于浮选槽内，加水配制成质量浓度为35%的矿浆，调浆2min；调浆完成后，加入适量浓度为10×10-4mol/l的hf溶液（使hf的添加量为10×10-5mol/l）进行预处理，调浆5min；矿浆预处理完成后，再按10.0×10-4mol/l的添加量依次加入硫化剂nahs和活化剂pb(no3)2，分别调浆5min和3min，然后分别按12.5mg/l、10mg/l的添加量依次加入捕收剂异戊基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇，分别调浆2min和1min，最后浮选3min。浮选结束后对所得精矿（泡沫产品）和尾矿（槽内产品）分别进行烘干、称量，计算其回收率，得到异极矿回收率为85.1%，精矿中锌的品位为34.7%。
对比例1
将与实施例2同批的异极矿纯矿物样品与石英纯矿物样品分别破碎、筛分成150-325目后，将两者按质量比1:6混合，取100g置于浮选槽内，加入水配制成质量浓度为25%的矿浆，采用xfgii型挂槽浮选机，在转速为1992r/min的条件下调浆2min。调浆完成后，不添加氟化剂，而直接按5.0×10-4mol/l的添加量依次加入硫化剂nahs和活化剂pb(no3)2，分别调浆2min和1min，然后分别按12.5mg/l、10mg/l的添加量依次加入捕收剂异戊基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇，分别调浆2min和1min，最后浮选3min。浮选结束后对所得精矿（泡沫产品）和尾矿（槽内产品）分别进行烘干、称量，计算其回收率，得到的精矿锌品位为34.2%，异极矿回收率为74.3%。
对比例2
将与实施例4同批的来自云南兰坪矿区的原矿（其中锌含量为11.8%，异极矿含量为5.1%）破碎、磨矿至-0.074mm占85%，取500g置于浮选槽内，加水配制成质量浓度为35%的矿浆，调浆2min；调浆完成后分别，不添加氟化剂，而直接按8.0×10-4mol/l的添加量依次加入硫化剂na2s和活化剂cuso4，分别调浆5min和3min，然后分别按12.5mg/l、10mg/l的添加量依次加入捕收剂异戊基黄药和起泡剂甲基异丁基甲醇，分别调浆2min和1min，最后浮选3min。浮选结束后对所得精矿（泡沫产品）和尾矿（槽内产品）分别进行烘干、称量，计算其回收率。选别过程没有添加氟化剂，最终得到异极矿回收率为68.2%，精矿中锌的品位为34.6%。
以上所述仅为本发明的较佳实施例，凡依本发明申请专利范围所做的均等变化与修饰，皆应属本发明的涵盖范围。
1.一种利用氟离子促进异极矿硫化浮选的方法，其特征在于：包括如下步骤：
1）将待处理的异极矿原矿或其混合矿样经磨矿后，与水配制成质量浓度为25-35%的矿浆，然后调浆2min；
2）向步骤1）所得矿浆中加入氟化剂，调浆5min；
3）向步骤2）所得矿浆中加入硫化剂，调浆5min，再加入活化剂，调浆3min；
4）将步骤3）所得矿浆按常规工艺进行浮选，得到异极矿精矿。
2.根据权利要求1所述的利用氟离子促进异极矿硫化浮选的方法，其特征在于：步骤1）所述异极矿原矿中异极矿含量为5-20%；所述混合矿样是由异极矿原矿与脉石矿物按质量比1:0.5~10混合制成。
3.根据权利要求1所述的利用氟离子促进异极矿硫化浮选的方法，其特征在于：步骤1）中所述磨矿是将原矿磨至细度为-0.074mm的颗粒占总量的80-90%，或将混合矿样磨至细度为150-325目。
4.根据权利要求1所述的利用氟离子促进异极矿硫化浮选的方法，其特征在于：步骤2）中所述氟化剂为hf或naf，其添加量为5.0×10-5～10.0×10-5mol/l。
5.根据权利要求1所述的利用氟离子促进异极矿硫化浮选的方法，其特征在于：步骤3）中所述硫化剂为na2s或nahs，所述活化剂为cuso4或pb(no3)2，两者添加量相同，均为1.0×10-3～5.0×10-3mol/l。
技术总结