CN101837324A

CN101837324A - 一种用于提高微细粒矿物浮选效率的方法

Info

Publication number: CN101837324A
Application number: CN 201010186001
Authority: CN
Inventors: 唐新村; 李永军; 梁大勇
Original assignee: Central South University
Current assignee: Central South University
Priority date: 2010-05-28
Filing date: 2010-05-28
Publication date: 2010-09-22

Abstract

本发明提供了一种能够普遍适用于提高矿物浮选效率的技术方法，对于给定的浓度的矿浆，通过依次加入合适的浮选剂、油，采用乳化机乳化矿浆后，可以在水/油界面上富集目的矿物，使矿物的回收率和品位均能够获得提高。本发明的方法与传统的“全油浮选法”有本质的区别，是采用浮选剂和油相的协同作用来提高浮选效率，扩大了可选的矿物的粒度范围，而且油料能够回收重复使用。该方法操作简单，高效，易于工业化生产。

Description

一种用于提高微细粒矿物浮选效率的方法

技术领域：

本发明涉及一种普遍适用的，提高微细粒矿物，特别是粒度小于5μm矿物浮选效率的方法。

背景技术：

矿物属于非再生资源，随着经济的发展，消耗益增。浮选作为一种工业规模的选矿方法一直都影响矿业生产效率的一个关键因素。浮选效率的提高，能从贫矿中选出高品位的精矿，扩大了矿物资源的利用范围，使一些过去认为不能开发的矿床变为有工业开采价值的矿床。

浮选技术的发展经历了以下几个阶段：

全油浮选法-根据各种矿物亲油性及亲水性的不同，加入大量的油类与矿浆搅拌，然后将粘附于油层中的亲油矿物刮出，而亲水的矿物则仍然留在矿浆中，从而达到分离矿物的目的，这是早期工业浮选的先驱。但由于全油浮选法工艺技术简陋，效率低下，特别是烃类油的消耗量太大，因而逐渐被泡沫浮选法所取代。

表层浮选法-其特点是将磨细的干矿粉小心地撒布在流动的水表面，这时不易被水润湿的憎水性矿粒依靠表面张力的支持而漂浮在水面上，并聚集成目的矿物薄层，收集后即为精矿；而易于被水润湿的亲水性脉石矿物则沉入水中作为尾矿排出。为了提高矿物的浮选性，在进行表层浮选时也加入少量的烃类捕收剂。尽管该法耗油量不大，但所用的机械设备生产能力较小，工艺简陋、分选的气/液界面小、效率低，也被泡沫浮选法所取代。

泡沫浮选法采用的是水/气界面浮选法，根据辅助技术又可以划分为：化学反应产生气体浮选法；电解浮选法；真空浮选法；正压力浮选法；机械搅拌粉碎空气流产生气泡法。不论哪一种泡沫浮选法，具体过程包括：矿浆引入→浮选剂的引入→空气引入→矿粒从矿浆向泡沫表面转移→浮选矿物的收集。整个浮选效率取决于浮选剂的能力、矿浆浓度、引入的空气的方法和数量、挂泡的方法和速度等众多因素的影响。其中浮选剂的选择是整个浮选过程的中心任务，选择合适的浮选剂不仅可以提高效率、降低成本，而且减少废物排放，保护了环境。比较通用的浮选剂按其用途大体分为三类：1)捕收剂-主要作用是使目的矿物表面疏水，增加其可浮性，易于被气泡吸附；2)调整剂-主要用于调整捕收剂的作用及介质条件；3)起泡剂-主要作用是促使泡沫形成，增加分选界面，研究表明其与捕收剂具有协同作用。

矿物在水/气界面上的吸附属于胶体科学的范畴，其在界面上的吸附能力取决于水/气界面张力、憎水力以及重力的大小。尽管增加矿物的憎水性是提高矿物浮选效率的有效途径之一，但降低水/气界面张力也是十分重要的途径。在浮选剂中的起泡剂的作用实际上就是为了降低水/气界面的表面张力，增加矿物在界面上的可吸附性。实际上，现有的技术人员为了增加浮选效率，开发了各种各样的浮选剂，其主要目的就是尽量增加目的矿物的增水性，尽可能多的吸附到水/气界面上，增加矿物的回收率。但是从浮选剂的角度出发，目前，浮选的效率的提高仅仅是针对某一中矿物而已。对整个矿物浮选工业来讲，并不具有里程碑的意义。另外，现在采用的泡沫浮选法所引入的矿浆的浮选粒度最佳在75-5μm，对于粒度小于5μm矿物是无能为力的。

鉴于此，发明一种能够普遍适用于提高矿物浮选效率的技术是非常必要的。

发明内容：

本发明要所解决技术问题是，针对现有技术存在的不足，研发一种普遍适用的用于提高微细粒矿物浮选效率的方法，特别是如何对粒度小于5μm矿物的如何进行浮选，是发明人长期以来一直在思考和研究的问题。

本发明的技术方案，包括以下步骤：

(1)向质量百分比浓度为10％～40％的矿浆溶液中加入浮选剂，搅拌，使浮选剂在矿浆中均匀分散；

(2)随后，将体积为矿浆体积的5-40％的油加入步骤(1)处理后的矿浆中，乳化10-120min；

(3)将步骤(2)获得的乳液静置，实现水和油相的分离，在水/油界面上获得矿物薄层；

(4)将步骤(3)中的油相溢出，回收，以备重复使用；

(5)将矿物薄层收集，获取精矿。

本发明通过加入浮选剂使得矿物颗粒表面上吸附，以增加其表面憎水性，促进其向水/油界面迁移；并通过乳化将油相分散为暂时稳定存在的小油滴，步骤(1)处理后的矿物颗粒在水/油界面上吸附。由于水/油界面张力一般均小于水/气界面张力，这更有利于细微的矿物粒子特别是粒度小于5μm的矿物颗粒越过界面张力所产生的能垒，在界面上吸附；最终通过乳液静置让密度比水小油上升到水面上并相互融合获得矿物薄层。

本发明通过以上流程的特别设计，各个步骤之间相互配合协同作用，使得本发明与当前浮选工业中采用的泡沫浮选法相比，明显地提高了浮选的分选效率，特别是对于现有技术中无法处理的粒度小于5μm的矿物具有良好的浮选效果；且90％的油可以回收，再利用。

本发明技术的特点在于：(1)从降低目的矿物吸附的界面张力上来提高浮选效率；(2)采用水/油界面取代现行工业中的水/气界面；(3)适用于矿浆的浮选粒度为0.5μm～70μm；(3)矿物的回收率可以提高0.5-3.5％；(4)浮选的目的矿物的品位可以提高0.8-2％；(5)所用的油相试剂经简单处理可以重复使用。该方法效率高、成本低易于工业化生产。

本发明所用的矿浆溶液的浓度针对具体的矿物可以在10％～40％的浓度范围内进行调节。

本发明所用矿浆溶液中矿物粒度分布在0.5μm-70μm。特别适用于矿物粒度分布在0.5μm-5μm的浮选。

本发明所用浮选剂均为泡沫浮选法针对具体矿物所采用的浮选剂。

本发明所用油为密度小于水，且不溶于水的烷烃、醇，芳香烃。如：庚烷、异戊醇、甲苯、乙苯。

若使用纳米微粒水溶液时，本发明中所用非水溶性有机物的体积用量与矿浆溶液的体积比为20％。

本发明中将矿物的回收率提高0.5-3.5％。

本发明中将浮选的矿物的品位提高0.8-2％。

本发明采用浮选剂特定选择性与油相互辅助降低表面张力的作用来增加粒子在界面上的附着力，扩大了可浮选的矿物粒子的尺度范围，是一种提高矿物浮选效率的一种普遍适用的方法。

由以上可知，本发明为能够普遍适用于提高矿物浮选效率的技术方法，且所述方法浮选效率高、简单，无毒或低毒，易于工业化生产。

附图说明：

图1是矿物浮选方法的操作流程图；

参见图1，本发明的技术方案为，所述发明的用于提高微细粒矿物浮选效率的方法是，引入粒度为0.5μm-70μm的矿浆，依次加入合适的浮选剂、非水溶性液态有机物，采用乳化机乳化矿浆20min，目的矿物微粒就会在水/油界面上吸附，停止乳化，密度小的油就会承载矿粒到达水面上，乳滴破裂在油水界面上形成矿物薄层，将大部分的油相溢出，回收，重复使用，然后将矿物薄层收集就得到精矿。

图2实施例1中某石英岩赤铁矿矿浆粒度与铁的回收率以及精品矿品位的关系。

图3实施例2中某铜硫矿矿浆粒度与铜的回收率以及铜精品矿品位的关系。

图4实施例3中某白铅矿矿浆粒度与铅的回收率以及铅精品矿品位的关系。

图5实施例4中某锂辉石矿矿浆粒度与锂的回收率以及锂精品矿品位的关系。

具体实施方式

以下实施例旨在说明本发明而不是对本发明的进一步限定。

实施例1

某石英岩赤铁矿，矿浆浓度为30％，采用传统泡沫法(氧化石蜡皂捕收剂600克/吨，妥尔油200克/吨，调整剂碳酸钠200克/吨，温度为36～40℃，搅拌20min)获得的铁的回收率为77.2％，精矿的品位为61.4％。采用本发明(氧化石蜡皂捕收剂450克/吨，妥尔油100克/吨，异戊醇油相20升/吨，温度为36～40℃，搅拌20min)，在矿浆的平均粒度为1μm时，效果最好，获得的铁的回收率为78.3％，提高了1.1％，精矿的品位为63.5％，提高了2.1％。尽管在粒度为0.5μm时，回收率可以达到79％，但矿物的品位下降为62.8％(依然比传统的泡沫浮选好)。(参加图2)

实施例2

某铜硫矿，矿浆浓度为15％，采用传统泡沫法(丁基黄药捕收剂180克/吨，松油醇起泡剂65克/吨，调整剂生石灰15克/吨，搅拌20min)获得的铜的回收率为90％，精矿的品位为20.7％。采用本发明(丁基黄药捕收剂100克/吨，乙苯20升/吨，搅拌20min)，在矿浆的平均粒度为20μm时(图3)，回收效率和矿的品位都达到最好，获得的铜的回收率为91.4％，提高了1.4％，精矿的品位为21.6％，提高了0.9％。从图3中也可以看到，当矿浆的平均粒度为50μm时，获得的铜的回收率为91.4％，但精矿的品位下降了为21.2％。随着粒度的减小，回收率依然很高可以达到93％，但精矿的品位下降了，接近20％。

实施例3

某白铅矿，矿浆浓度为20％，采用传统泡沫法(丁基黄药捕收剂150克/吨，异戊醇起泡剂50克/吨，搅拌20min)获得的矿物回收率为87.20％；所得精矿的品位为40.28％。采用本发明(丁基黄药捕收剂1克当量/吨，甲苯20升/吨，搅拌20min)，在矿浆的平均粒度为0.7～1μm时(图4)，回收效率和矿的品位都达到最好，获得的矿物回收率为89.4％，提高了2.37％；所得精矿的品位为41％～41.47％，提高了0.82％～1.19％。随着粒度的增加，回收率和矿的品位均有所下降，但仍然比泡沫浮选法要好。当粒度为70μm时，矿的品位比不上泡沫浮选法。

实施例4

某锂辉石矿，矿浆浓度为40％，采用传统泡沫法(捕获剂油酸200克/吨，环烷酸250克/吨，起泡剂环戊醇200克/吨，搅拌20min)获得的锂的回收率为63％，精矿的品位为2.7％。采用本发明(捕获剂油酸200克/吨，环烷酸250克/吨，庚烷油相20升克/吨，搅拌20min)，在矿浆的平均粒度为50μm时(图5)，回收效率和矿的品位都达到最好，获得锂的回收率为66％，提高了3％，精矿的品位为3.8％，提高了1.1％。

实施例5

某锡矿，矿浆浓度为35％，采用传统泡沫法(捕获剂油酸300克/吨，抑制剂磷酸钠250克/吨，调整剂NaOH 53克/吨，搅拌20min)获得锡的回收率为86.4％，精矿的品位为8.5％。采用本发明(捕获剂油酸150克/吨，抑制剂磷酸钠200克/吨，调整剂NaOH 53克/吨，搅拌20min)，在矿浆的平均粒度为20μm时，回收效率和矿的品位都达到最好，获得锡的回收率为88.7％，提高了2.3％，精矿的品位为10％，提高了1.5％。

实施例6

某锂云母矿，矿浆浓度为20％，采用传统泡沫法(捕获剂十八胺1.8公斤/吨，活化剂水玻璃250克/吨，搅拌20min)获得锂的回收率为78％，精矿的品位为13.6％。采用本发明(捕获剂十八胺1.8公斤/吨，活化剂水玻璃250克/吨，异戊醇20升/吨，搅拌20min)，在矿浆的平均粒度为50μm时，回收效率和矿的品位都达到最好，获得锂的回收率为79.6％，提高了0.8％，精矿的品位为14.8％，提高了1.2％。

Claims

1.一种用于提高微细粒矿物浮选效率的方法，其特征在于，采用以下步骤：

(2)将体积为矿浆体积的5-40％的油加入步骤(1)处理后的矿浆中，乳化10-120min；

(3)将步骤(2)获得的乳液静置实现水油相的分离，在水/油界面上获得矿物薄层；

(4)将步骤(3)中的油相溢出，回收并循环使用；

(5)将矿物薄层收集，获取精矿。

2.根据权利要求1所述的用于提高微细粒矿物浮选效率的方法，其特征在于，所述的矿浆溶液中矿物粒度分布在0.5μm-70μm。

3.根据权利要求1所述的用于提高微细粒矿物浮选效率的方法，其特征在于，所述的矿浆溶液中矿物粒度分布在0.5μm-5μm。

4.根据权利要求1所述的用于提高微细粒矿物浮选效率的方法，其特征在于，所用油为密度小于水，且不溶于水的烷烃、醇或芳香烃。

5.根据权利要求4所述的用于提高微细粒矿物浮选效率的方法，其特征在于，所述油相为庚烷、异戊醇、甲苯或乙苯。