CN101497061B

CN101497061B - 氧化-硫化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法

Info

Publication number: CN101497061B
Application number: CN200910094203.0A
Authority: CN
Inventors: 张文彬; 刘殿文; 胡显智; 孙力军; 章晓林; 字富庭; 方建军; 张景绘; 李明晓; 魏志聪; 徐翔; 许炳梁
Original assignee: Kunming University of Science and Technology
Current assignee: Kunming University of Science and Technology
Priority date: 2009-03-13
Filing date: 2009-03-13
Publication date: 2013-03-06
Anticipated expiration: 2029-03-13
Also published as: CN101497061A

Abstract

本发明提供一种硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于将矿石经湿式碎磨、酸或氨和铵盐溶解、活化、浮选后，得精矿。它先行溶解混合矿中共生的或包裹的氧化矿物，再活化矿物表面，并增加矿物表面的吸附活化中心，以便在进行后序的捕收、调整、起泡等浮选工艺时，能促进矿物表面与浮选药剂的作用，实现难选硫化矿物的活化浮选，并用简单的药剂制度就能显著提高硫化矿物的回收率。

Description

氧化-硫化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法

技术领域

本发明涉及一种选矿方法，尤其是一种硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，属于有色金属矿选矿技术领域。

背景技术

对铜、铅、锌多金属矿或者铜、锌单金属矿，通常采用浮选法加以处理。在浮选过程中，对铜、铅、锌多金属矿而言，除了存在金属矿物与脉石分离的问题外，还存在铜、铅、锌等金属之间的分离问题。而单金属矿则主要存在金属矿物与脉石的分离问题。一般情况下，矿石中的硫化矿物比氧化矿物易于浮选，但当矿石氧化到一定程度时，不仅其中的氧化矿物难选，硫化矿物也同样难选，尤其是与氧化矿物共生或被氧化矿物包裹的硫化矿物更加难选。在实际生产中，氧化矿物可以采用硫化浮选法回收，也可采用湿法冶金法加以回收，而硫化矿物基本上都采用浮选法回收。但在矿石结构比较复杂，硫化矿物与氧化矿物紧密共生，或被氧化矿物包裹，且在磨矿过程中难以解离氧化矿物和硫化矿物的情况下，硫化矿物的选矿回收则变得十分困难，此时若继续采用硫化浮选法进行选矿，不仅效果差，而且硫化剂还会对硫化矿物产生抑制作用，造成硫化矿物的浮选回收率极为低下，甚至无法选。因此，硫化-氧化混合矿中难选硫化矿的浮选问题需要得到解决，以充分利用有限的可用矿物资源。

发明内容

针对现有硫化-氧化混合矿中难选硫化矿的选矿回收存在的上述问题，本发明提供一种硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，以通过简单的方法，让与硫化矿共生或包裹的氧化矿物先被溶解后，露出硫化矿物，以增加表面的吸附活化中心，从而促进矿物表面能够与后序的浮选药剂发生作用，从而实现难选硫化矿物的活化浮选，达到提高硫化矿物浮选回收率的目的。

本发明通过下列技术方案完成：一种硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于：

对SiO₂≥20％的高硅型混合矿石采用下列工艺步骤：

A、将矿石湿式碎磨至细度小于74μm的占80％以上的矿浆；

B、在A步骤的矿浆中加入浓度为2～5％的硫酸至矿浆pH值至2～3，搅拌溶解10～20分钟，以溶解混合矿中共生的或包裹的氧化矿物；

C、按50～300g/t原矿的量，在B步骤的矿浆中加入硫化剂，并调整矿浆pH值至9～10，以增加矿物表面的吸附活化中心；

D、将C步骤的矿浆进行浮选后，即选得硫化矿物；

对CaO+MgO≥25％的高钙镁型混合矿石采用下列工艺步骤：

a、将矿石湿式碎磨至细度小于74μm的占80％以上的矿浆；

b、在A步骤的矿浆中加入氨和铵盐至矿浆总氨浓度为0.5～1.5mol/L，其中氨和铵盐的摩尔浓度比为2∶1，搅拌溶解8～25分钟，以溶解混合矿中共生的或包裹的氧化矿物；

c、按200～500g/t原矿的量，在B步骤的矿浆中加入硫化剂，并调整矿浆pH值至9～11，以增加矿物表面的吸附活化中心；

d、将c步骤的矿浆进行浮选后，即选得硫化矿物。

所述C步骤和c步骤的硫化剂为硫化钠、硫氢化钠、硫化钙中的一种或几种，具体种类的选择，视被处理的矿石化学成分及性质确定。

所述b步骤的氨为氨水，铵盐为碳酸氢铵、碳酸铵、硫酸铵中的一种或几种，具体种类的选择，视被处理的矿石化学成分及性质确定。

所述矿浆pH值的调整用石灰、石灰乳、氢氧化钠、碳酸钠中的一种或几种，具体种类的选择，视被处理的矿石化学成分及性质确定。

所述D步骤和d步骤的浮选为现有技术中的常规浮选工艺。

本发明与现有技术相比具有下列优点和效果：采用上述方案，可先行溶解混合矿中共生的或包裹的氧化矿物，再活化矿物表面，并增加矿物表面的吸附活化中心，以便在进行后序的捕收、调整、起泡等浮选工艺时，能促进矿物表面与浮选药剂的作用，实现难选硫化矿物的活化浮选，并用简单的药剂制度就能显著提高硫化矿物的回收率。

附图说明

图1为本发明工艺流程图。

具体实施方式

下面结合实施例对本发明做进一步描述。

实施例1

原矿成分：Zn 9.25％，Pb 1.87％，Fe 6.58％，CaO 1.35％，MgO 0.55％，SiO₂ 33.71％，锌氧化率26.78％，铅氧化率18.53％，属于铅锌混合矿。

将上述原矿经过下列工艺步骤：

(1)将原矿湿式碎磨至细度小于74μm的占84.95％的矿浆；

(2)在上述(1)步骤的矿浆中加入浓度为4.5％的硫酸至pH＝2.5，搅拌溶解12分钟；

(3)在上述(2)步骤的矿浆中按245g/t原矿的量加入硫化钠，并加入石灰乳调浆至矿浆pH＝9.5；

(4)采用现有技术对铅锌混合矿进行浮选的流程，对上述(3)步骤的矿浆进行浮选后，得精矿，其中，药剂总用量为：混合捕收剂异丁基黄药按300g/t原矿的量加入，SN-9药剂按150g/t原矿的量加入，调整剂硫酸铜按80g/t原矿的量加入，水玻璃按1500g/t原矿的量加入，起泡剂2^#油按80g/t原矿的量加入。

溶解活化后的浮选指标：精矿品位：Pb 46.4％，Zn 37.8％；回收率：Pb 70.5％，Zn 76.37％。

实施例2

原矿成分：Cu 1.05％，CaO 21.84％，MgO 17.46％，SiO₂ 8.72％，Fe 4.19％，铜氧化率25.56％，结合率7.67％，属于高钙镁混合铜矿。

将上述原矿经过下列工艺步骤：

(1)将原矿湿式碎磨至细度小于74μm的占90.23％的矿浆；

(2)在上述(1)步骤的矿浆中加入氨水和碳酸氢铵至矿浆总氨浓度1.5mol/L，其中氨水和碳酸氢铵的摩尔浓度比为2∶1，搅拌溶解20分钟；

(3)在上述(2)步骤的矿浆中按420g/t原矿的量加入硫氢化钠，并加入石灰调浆至矿浆pH＝9.5；

(4)采用现有技术的阶段磨矿集中浮选流程对上述(3)步骤的矿浆进行浮选后，得精矿，其中药剂总用量为：混合捕收剂异丁基黄药按400g/t原矿的量加入，680捕收剂按100g/t原矿的量加入，调整剂硫化钠按240g/t原矿的量加入，水玻璃按1800g/t原矿的量加入，起泡剂2^#油按70g/t原矿的量加入。

溶解活化后的浮选指标：铜精矿品位20.86％，铜回收率88.83％。

实施例3

原矿成分：Cu 1.14％，SiO₂ 36.49％，CaO 6.43％，MgO 2.68％，Al₂O₃ 18.57％，Fe 3.54％，铜氧化率15.78％，属于高硅混合铜矿。

将上述原矿经过下列工艺步骤：

(1)将原矿湿式碎磨至细度小于74μm的占88.56％的矿浆；

(2)在上述(1)步骤的矿浆中加入浓度为3.5％的硫酸至pH＝2.9，搅拌溶解10分钟；

(3)在上述(2)步骤的矿浆中按220g/t原矿的量加入硫化钙，并加入石灰乳调浆至pH＝9.8；

(4)采用现有技术的阶段磨矿、阶段浮选流程对(3)步骤的矿浆进行浮选后，得精矿，其中药剂总用量为：捕收剂异丁基黄药按445g/t原矿的量加入，调整剂水玻璃按2800g/t原矿的量加入，起泡剂2^#油按100g/t原矿的量加入。

溶解活化后的浮选指标：铜精矿品位20.45％，铜回收率86.43％。

Claims

1.一种硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于：

对SiO₂≥20％的高硅型混合矿石采用下列工艺步骤：

A、将矿石湿式碎磨至细度小于74μm的占80％以上的矿浆；

D、将C步骤的矿浆进行浮选后，即选得硫化矿物；

对CaO+MgO≥25％的高钙镁型混合矿石采用下列工艺步骤：

a、将矿石湿式碎磨矿至细度小于74μm的占80％以上的矿浆；

d、将c步骤的矿浆进行浮选后，即选得硫化矿物。

2.如权利要求1所述的硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于所述C步骤和c步骤的硫化剂为硫化钠、硫氢化钠、硫化钙中的一种或几种。

3.如权利要求1所述的硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于所述b步骤的氨为氨水，铵盐为碳酸氢铵、碳酸铵、硫酸铵中的一种或几种。

4.如权利要求1所述的硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于所述矿浆pH值的调整用石灰、石灰乳、氢氧化钠、碳酸钠中的一种或几种。