CN102284369B

CN102284369B - 一种提高浮选回收率的方法

Info

Publication number: CN102284369B
Application number: CN201110153333.4A
Authority: CN
Inventors: 贺政; 罗科华; 赵志强
Original assignee: Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy
Current assignee: Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy
Priority date: 2011-06-09
Filing date: 2011-06-09
Publication date: 2014-01-22
Anticipated expiration: 2031-06-09
Also published as: CN102284369A

Abstract

本发明涉及一种浮选方法，特别是提高复杂矿石中目标矿物浮选回收率的浮选方法。该方法将原矿矿石中的目标矿物磨至基本解离，先后通过一次或两次粗选、两次或三次精选和三次到十次扫选，产出精矿1和尾矿1，将精选1的槽底产品和所有扫选的泡沫产品合并形成中矿，浓密后再磨，然后将再磨后的矿浆通过一个独立的顺序返回浮选流程，获得精矿2和尾矿2，最后将精矿1和精矿2合并，获得最终精矿。通过本发明的浮选方法，能有效降低磨矿能耗，回收部分浮游速度慢的目标矿物，将目标矿物的浮选回收率提高5-20个百分点。

Description

一种提高浮选回收率的方法

技术领域

本发明涉及一种浮选方法，特别涉及一种提高浮选回收率的方法。

背景技术

随着国民经济的迅猛增长，国内各行业均获得了长足发展，比如印刷电路板行业、白色家电行业等，迅速发展为国内重要支柱产业。随着这些行业的发展，对各种金属原料需求逐年增大。因此各种矿石被迅速开采，甚至是以前行业内认为不具备经济价值的矿石，都被提上开发利用的日程。

在多金属矿石的分离中，浮选工艺是应用比较广泛的一种矿石分选方法。矿物的沉浮几乎与矿物密度无关，比如黄铜矿与石英，前者密度为4.2g/cm³，后者为2.68g/cm³，可是重矿物的黄铜矿很容易上浮，石英反而沉在底部。经研究发现矿物的可浮性与其对水的亲和力大小有关：凡是与水亲和力大，容易被水润湿的矿物，难于附着在气泡上上浮；而与水亲和力小，不易被水润湿的矿物，容易上浮，因此浮选是以矿物被水润湿性不同为基础的选矿方法。一般把矿物易浮与难浮的性质称为矿物的可浮性，浮选就是利用矿物的可浮性差异来分选矿物的。

浮选是根据矿物颗粒表面物理化学性质的不同，按矿物可浮性的差异进行分选的方法，是矿物加工的主要手段之一，广泛用于细粒嵌布的金属矿物、非金属矿产、化工原料矿物等的分选。

浮选流程包括磨矿，分级，调浆及浮选的粗选、精选、扫选作业。目前的浮选工艺中，绝大多数工艺均是采用顺序返回流程结构，即将除最终产品外的其他所有浮选中间产品按顺序返回至上一级浮选作业给矿，所有扫选中间产品按顺序返回至上一级扫选。

典型的顺序返回流程结构如图1所示。

如图1所示，原矿经磨矿作业后进入粗选作业，粗选的槽底产品进入扫选1，粗选的泡沫产品进入精选1。精选1的泡沫产品进入精选2，精选1的槽底产品返回粗选作业。来自精选1的泡沫产品进入精选2作业，精选2的槽底产品顺序返回精选1作业，精选2的泡沫产品可以作为精矿或根据情况进入下一级精选操作。

粗选的槽底产品进入扫选1作业，扫选1的泡沫产品返回粗选作业，扫选1的槽底产品进入扫选2作业。扫选2产生的泡沫产品返回扫选1作业，扫选2的槽底产品作为最终尾矿排出本浮选工艺流程或根据情况进入下一级扫选操作。

由图1所示的顺序返回工艺流程可知，顺序返回工艺流程的特点是：精选的泡沫产品总是返回上一级作业，进行精选操作或粗选操作；而扫选的泡沫产品同样返回上一级作业，进行扫选或粗选操作。由于所述工艺固有流程的限制，导致顺序返回流程结构的主要缺点有：

1)顺序返回流程结构只有一次磨矿操作，因此其需在磨矿阶段一次性将浮选目标矿物磨至充分解离。如目标矿物嵌布粒度较细，则磨矿耗能大且可能导致矿浆严重泥化和部分目标矿物过磨；如目标矿物嵌布粒度较粗，则影响工艺的进行；所述顺序返回流程工艺不能适应不同阶段对目标矿物粒度不同的要求。

2)不利于提高浮游速度慢的目标矿物的回收率；

3)不利于提高嵌布特性复杂的目标矿物的回收率；

4)某些复杂矿物在该流程下，仅通过调整药剂难以获得理想的浮选回收率。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明的目的之一在于提供一种提高浮选回收率的工艺方法。所述工艺方法包括如下步骤：

(1)将原矿矿石中的目标矿物磨至基本解离；

(2)通过一次或两次粗选、两次-五次精选、二次-十次扫选产出精矿1和尾矿1；

(3)将精选1的槽底产品和所有扫选的泡沫产品合并形成中矿，并对中矿进行浓密，随后再磨；

(4)再磨后的矿浆通过一个独立的顺序返回浮选流程获得精矿2和尾矿2；

(5)最后将精矿1和精矿2合并获得最终精矿。

所述原矿优选经过两次粗选，两次或三次精选，优选三次精选，和三次-六次扫选，优选六次扫选；

本发明所述的将原矿矿石中的目标矿物磨至基本解离，磨矿细度为-0.074mm占50％-70％。本发明所述的细度为-0.074mm，意指细度(粒度)小于0.074mm(含0.074mm)。

本发明的中矿浓密后再磨，中矿浓密后的重量浓度为25％-45％，再磨后的细度为-0.038mm占50％-90％。

本发明再磨后优选通过一个独立的顺序返回流程，其包括一次粗选、不超过两次的精选和不超过两次的扫选的顺序返回流程。

本发明的浮选工艺，相较于现有技术的浮选工艺，具有如下优点：

1)通过原矿磨矿和中矿再磨，可大幅降低原矿的磨矿细度，对中矿进行适度再磨即可达到原矿一次性磨细的同等效果，大幅降低了磨矿能耗。同时通过两次磨矿，有效避免了矿浆泥化和部分目标矿物过磨。

2)对于某些嵌布特性复杂、目标矿物浮游速度慢的矿石，通过3-10次扫选，可有效回收部分浮游速度慢的目标矿物，从而提高目标矿物的浮选回收率。

3)将中矿合并浓密、再磨后单独处理，避免了中矿返回对原矿浮选流程部分的影响。

4)本发明的工艺方法可将目标矿物的浮选回收率大幅提高5-20个百分点，产生巨大的经济效益。

附图说明

图1所示工艺流程为顺序返回工艺流程。

图2所示工艺流程为本发明的典型但非限制性示例工艺流程。

具体实施方式

本发明的典型但非限制性的工艺流程图如图2所示。

如图2所示，原矿进入磨矿操作，将原矿矿石中的目标矿物磨至基本解离。

在现有技术中，磨矿是借助于介质(钢球、钢棒、砾石等)和矿石本身的冲击和磨剥作用，使矿石的粒度进一步变小，直至研磨成粉末的作业，其目的是使组成矿石的有用矿物与脉石矿物达到最大限度的解离，以提供粒度上符合下一选矿工序要求的物料。根据介质的不同，磨矿可分为有介质磨矿和无介质磨矿(自磨)以及干式磨矿、湿式磨矿等。磨矿产品经分级后，不合格部分可以返回原磨机(称闭路磨矿)，也可不返回原磨机或由另一台磨机处理(称开路磨矿)。

本发明的磨矿所采用的工艺设备及工艺条件可以根据原矿种类、现场条件、工艺要求等条件具体设定，由于其是现有技术，本发明不做具体限定。比如，所属技术领域的技术人员可以根据原矿的不同、具体的工艺要求，选择具体的磨矿设备、具体的磨矿工艺以及设定具体的磨矿粒度。本发明优选的磨矿细度为-0.074mm占50％-70％。

达到设定工艺要求的矿物进入粗选1进行粗选作业。与现有技术相同，粗选是选矿时将入选的矿物原料进行初步分选的作业，经粗选，矿物原料即被分选为泡沫产品(粗精矿)和槽底产品(粗选尾矿)等两种或两种以上的产品。粗选1产生的粗选尾矿进入粗选2，粗选2产生的粗选尾矿进入扫选1。粗选1和粗选2产生的粗精矿合并进入精选1作业。

在精选1作业中对来自粗选1和粗选2的粗精矿进行精选作业。所述精选作业是选矿过程中，为提高粗精矿的有用成分含量，使之达到工业质量要求，进一步对粗精矿进行富集的选别作业。将粗精矿经过几次精选才能得到合格精矿，其作业依次称为一次精选(精选1)、二次精选(精选2)、三次精选(精选3)......。为便于理解本发明的工艺流程，在图2中，设定3次精选操作，但所属技术领域的技术人员应该明了，所述精选工艺的设定可以根据具体的工艺条件和工艺要求设定，比如2次精选甚至4次以上精选，本发明不对此进行特别限定。

精选1产生的泡沫产品进入精选2，精选2产生的泡沫产品按顺序进入精选3，精选3产生的泡沫产品作为精矿1或进入下一级精选操作。

精选2和精选3的槽底产品顺序返回上一级继续进行精选操作，而精选1的槽底产品则与顺序返回工艺不同，不是返回上一级进行粗选操作，而是进入浓密操作。

粗选2的粗选尾矿(槽底产品)进入扫选1，以进行扫选作业。所述扫选是选矿时，从粗选尾矿中进一步回收有用成分的选别作业，扫选是指粗选尾矿在不能作为最终尾矿废弃时，进入的下一步作业处理。为了提高有用成分的回收率，有时需要经过多次扫选才能得出最终尾矿。

扫选1的槽底产品如同现有技术的设定，进入扫选2继续进行扫选操作，扫选2的槽底产品继续进入扫选3......。所属技术领域的技术人员同样应该明了，所述扫选工艺的设定可以根据具体的工艺条件和工艺要求设定，比如3次扫选甚至6次以上扫选，本发明不对此进行特别限定。在图2所示的工艺中，扫选设定为6次，扫选6产生的槽底产品作为尾矿1，也可以根据需要进入下一级扫选工艺。

与顺序返回工艺不同，扫选1-扫选6产生的所有泡沫产品不是返回上一级进行扫选操作，而是与精选1的槽底产品一起形成中矿，随后进入浓密作业。

浓密作业是基于重力沉降作用的固液分离操作，其一般是借助浓密机完成。浓密操作将中矿中的部分水分脱除，浓密后的矿浆经再磨进入中矿粗选作业。中矿浓密后的重量浓度优选为25％-45％。

中矿浓密后的中矿进入再磨操作，再磨后中矿的细度为-0.038mm占50％-90％。

再磨后的矿浆进入中矿粗选，进行粗选作业。中矿粗选产生的粗选精矿进入中矿精选作业，中矿精选产生的精矿2与精选3产生的精矿1合并，形成目的产物——精矿。

中矿粗选产生的粗选尾矿进入中矿扫选进行扫选作业，中矿扫选产生的泡沫产品与中矿精选产生的槽底产品一起返回中矿粗选作业，中矿扫选产生的尾矿2与来自扫选6的尾矿1合并成总尾矿，排出本浮选工艺流程。

图2所示的浮选工艺，与顺序返回工艺相比，精选1的槽底产品不是返回粗选作业，而是通过浓密作业后进入再磨作业；同样，扫选产生的泡沫产品不是返回上一级扫选，而是同样通过浓密作业后进入再磨作业。上述工艺路线，与顺序返回工艺不同，将中矿合并浓密、再磨后单独处理，既避免了中矿返回对原矿浮选流程部分的影响，又可将目标矿物的浮选回收率大幅提高5-20个百分点。

通过设置中矿再磨工艺，可以设定与最初磨矿不同的粒度要求，从而大幅降低原矿的磨矿细度。

经过再磨作业后的矿浆进入一个独立的顺序返回浮选流程，对于某些嵌布特性复杂、目标矿物浮游速度慢的矿石，可有效回收部分浮游速度慢的目标矿物，从而提高目标矿物的浮选回收率。

为便于理解本发明，本发明列举的典型但非限制性实施例如下。

对比例1

某硫化铜矿石，采用顺序返回工艺，原矿磨至-0.074mm占80％后，应用一次粗选、两次精选、两次扫选顺序返回工艺流程，获得的铜精矿铜品位20.54％，铜回收率78.25％。

实施例1

应用本发明的工艺方法，将与对比例1相同的原矿磨至-0.074mm占60％后，通过一次粗选、两次精选、四次扫选产出铜精矿1和尾矿1，再将精选1的槽底产品和四次扫选的泡沫产品合并形成中矿并浓密至30％的重量浓度后再磨至-0.035mm占60％，然后将再磨后的矿浆通过一次粗选、一次精选、一次扫选顺序返回工艺流程获得铜精矿2和尾矿2，最后将铜精矿1和铜精矿2合并获得最终铜精矿。最终铜精矿铜品位18.92％，铜回收率89.23％。

对比实施例1与对比例1发现，在相同的原料下，本发明的工艺方法与顺序返回工艺相比，获得的铜精矿铜品位稍有降低，铜回收率提高了10.98个百分点。

对比例2

某金矿石，采用顺序返回工艺，原矿磨至-0.074mm占60％后，应用两次粗选、三次精选、三次扫选顺序返回工艺流程，获得的金精矿金品位67.74g/t，金回收率81.72％。

实施例2

应用本发明的工艺方法，将与对比例2相同的原矿磨至-0.074mm占50％后，通过两次粗选、三次精选、八次扫选产出金精矿1和尾矿1，再将精选1的槽底产品和八次扫选的泡沫产品合并形成中矿并浓密至25％的重量浓度后再磨至-0.038mm占50％，然后将再磨后的矿浆通过一次粗选、两次精选、两次扫选顺序返回工艺流程获得金精矿2和尾矿2，最后将金精矿1和金精矿2合并获得最终金精矿。最终金精矿金品位62.69g/t，金回收率90.27％。

对比实施例2与对比例2发现，在相同的原料下，本发明的工艺与顺序返回工艺相比，获得的金精矿金品位稍有降低，金回收率提高了8.55个百分点。

对比例3

某硫化铅矿石，采用顺序返回工艺，原矿磨至-0.074mm占75％后，应用一次粗选、两次精选、一次扫选顺序返回工艺流程，获得的铅精矿铅品位60.18％，铅回收率90.35％。

实施例3

应用本发明的工艺方法，将与对比例3相同的原矿磨至-0.074mm占65％后，通过一次粗选、两次精选、三次扫选产出铅精矿1和尾矿1，再将精选1的槽底产品和三次扫选的泡沫产品合并形成中矿并浓密至45％的重量浓度后再磨至-0.038mm占80％，然后将再磨后的矿浆通过一次粗选、一次精选、一次扫选顺序返回工艺流程获得铅精矿2和尾矿2，最后将铅精矿1和铅精矿2合并获得最终铅精矿。最终铅精矿铅品位58.84％，铅回收率95.35％。

对比实施例3与对比例3发现，在相同的原料下，本发明技术工艺与顺序返回工艺相比，获得的铅精矿铅品位稍有降低，铅回收率提高了5个百分点。

对比例4

某银矿石，采用顺序返回工艺，原矿磨至-0.074mm占90％后，应用两次粗选、三次精选、四次扫选顺序返回工艺流程，获得的银精矿银品位5658g/t，银回收率68.43％。

实施例4

应用本发明的工艺方法，将与对比例4相同的原矿磨至-0.074mm占70％后，通过两次粗选、三次精选、十次扫选产出银精矿1和尾矿1，再将精选1的槽底产品和十次扫选的泡沫产品合并形成中矿并浓密至40％的重量浓度后再磨至-0.038mm占90％，然后将再磨后的矿浆通过一次粗选、两次精选、两次扫选顺序返回工艺流程获得银精矿2和尾矿2，最后将银精矿1和银精矿2合并获得最终银精矿。最终银精矿银品位5261g/t，银回收率88.43％。

对比实施例4与对比例4发现，在相同的原料下，本发明技术工艺与顺序返回工艺相比，获得的银精矿银品位稍有降低，银回收率提高了20个百分点。

对比例5

某硫化锌矿石，采用顺序返回工艺，原矿磨至-0.074mm占70％后，应用一次粗选、两次精选、三次扫选顺序返回工艺流程，获得的锌精矿锌品位47.46％，锌回收率79.53％。

实施例5

应用本发明的工艺方法，将与对比例5相同的原矿磨至-0.074mm占60％后，通过一次粗选、两次精选、六次扫选产出锌精矿1和尾矿1，再将精选1的槽底产品和六次扫选的泡沫产品合并形成中矿并浓密至35％的重量浓度后再磨至-0.038mm占75％，然后将再磨后的矿浆通过一次粗选、一次精选、一次扫选顺序返回工艺流程获得锌精矿2和尾矿2，最后将锌精矿1和锌精矿2合并获得最终锌精矿。最终锌精矿锌品位44.72％，锌回收率92.48％。

对比实施例5与对比例5发现，在相同的原料下，本发明技术工艺与顺序返回工艺相比，获得的锌精矿锌品位稍有降低，锌回收率提高了12.95个百分点。

申请人声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的详细工艺设备和工艺流程，但本发明并不局限于上述详细工艺设备和工艺流程，即不意味着本发明必须依赖上述详细工艺设备和工艺流程才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明产品各原料的等效替换及辅助成分的添加、具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

Claims

1.一种提高浮选回收率的工艺方法，其特征在于，所述工艺方法包括如下步骤：

(1)将原矿矿石中的目标矿物磨至基本解离；

(3)将精选1的槽底产品和所有扫选的泡沫产品合并形成中矿，并对中矿进行浓密，中矿浓密后的重量浓度为25％-45％，随后再磨；

(4)再磨后的矿浆通过一个独立的顺序返回浮选流程获得精矿2和尾矿2；所述的独立的顺序返回浮选流程，包括一次粗选、不超过两次的精选和不超过两次的扫选；

(5)最后将精矿1和精矿2合并获得最终精矿。

2.如权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，所述原矿经过一次或两次粗选，两次或三次精选，和三次-六次扫选。

3.如权利要求1或2所述的工艺方法，其特征在于，所述的将原矿矿石中的目标矿物磨至基本解离，其中磨矿细度为-0.074mm占50％-70％。

4.如权利要求1-2之一所述的工艺方法，其特征在于，经过所述再磨，再磨后中矿的细度为-0.038mm占50％-90％。

5.如权利要求2所述的工艺方法，其特征在于，所述原矿经过的精选为三次精选。

6.如权利要求2所述的工艺方法，其特征在于，所述原矿经过的扫选为六次扫选。