CN107971127A - 一种铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开一种铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法。本发明针对铋硫精矿，首先采用弱磁选预先选出磁性较强的磁黄铁矿，然后采用强磁选选出磁性较弱的磁黄铁矿，将其合并为以磁黄铁矿为主的硫精矿1，磁选尾矿添加硫抑制剂、铋活化剂、铋捕收剂及起泡剂进行浮选，得到铋精矿及以黄铁矿为主的硫精矿2。本发明具有铋硫分离效果好，获得的铋精矿品位高，回收率高等优点，适合于铋硫精矿的分离，特别适合于含磁黄铁矿较高的铋硫精矿的分离。

Description

一种铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法

技术领域

本发明涉及矿物加工技术领域，更具体地，涉及一种铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法。

背景技术

铋具有独特的性质，它作为一种重要的冶金添加剂、熔合金及生产药品和化学品的原料，在工业领域及医药领域得到广泛的应用。在自然界中，铋多以游离金属、氧化物、硫化物及含硫盐类矿物等化合物形式存在。铋常与钨、钼、铜、铁等元素伴生，单一铋矿床极少，因此，针对铋的选矿研究很少，生产上铋的分选也通常从属于主矿元素的回收。

在含铋多金属共伴生硫化矿床中，常常伴生有黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿物，由于铋矿物同黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿物可浮性相似，采用单一的浮选工艺分离存在困难，往往导致浮选获得的铋精矿品位低，回收率也低。另外，很多矿山由于铋硫精矿粘附的浮选药剂过多，不能实现分离，不得不将铋硫精矿低价出售，严重影响矿山的经济效益。

重选法是生产上通常采用回收铋矿物的经典方法，然而，由于铋矿物性脆易碎，在开采、运输、磨矿等作业容易过粉碎呈微细粒级，导致重选难以回收，因此，大量生产实践证明，采用摇床重选法所获指标不佳，铋作业回收率仅为10％左右，而对于嵌布粒度极细的微细粒铋矿物，重选法更加难以获得理想的指标。浮选法也是回收铋常用选矿方法，选矿厂中常采用“抑硫浮铋”流程来获得铋精矿，其主要在碱性环境下，降低黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿物的可浮性，从而实现铋硫分离。然而，当矿物中磁黄铁矿含量较高时，由于磁黄铁矿可浮性差异较大，部分磁黄铁矿可浮性极好，难以受到抑制，浮选过程中极易进入精矿产品，导致浮选分离铋硫困难。因此，如何有效消除磁黄铁矿的影响是获得良好铋硫分离指标的关键。

CN103406209A公开了一种从选钼尾矿中回收铋的选矿方法，其在弱酸性条件下(pH＝5～6)，采用较长搅拌时间(10～15min)，以硝酸铅为铋活化剂，实现了从选钼尾矿中回收辉铋矿，获得了铋回收率大于85％、铋品位大于20％的选矿指标。然而，在我国常见的伴生铋多金属硫化矿床中，常含有大量硫铁矿物，在选别过程中，铋硫常被一并抑制至尾矿中，因此，回收铋的最关键因素为如何实现铋硫矿物的有效分离。在弱酸性条件下，虽然铋的可浮性较好，但同时硫铁矿物也具有较好的可浮性，导致硫、铋难以分离而无法获得合格的铋精矿。

CN104162480A公开了一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法，其采用“铜尾摇床收铋—摇床尾矿浮选分离铋硫”的选矿流程，通过摇床预先选出部分铋矿物，然后再添加活化剂硫酸和草酸及抑制剂ZY-02，进行铋硫分离。通过“重-浮”联合流程，解决了铋硫分选指标差的问题。然而，此方法多用于铋以辉铋矿形式存在的矿石，当矿石中铋主要以自然铋形式存在时，由于其片状构造，难以在摇床中得到合理分选，此外，在选别过程中，石灰等药剂残渣易在摇床上结垢，导致摇床效率降低，铋回收率不高。

CN101823024A公布了一种自然铋的选矿方法，其在弱碱性环境下浮选自然铋，获得铋粗精矿，再对铋粗精矿进行活性炭脱药，脱药后添加水玻璃或硫酸锌等抑制剂抑制脉石矿物，浮选获得铋精矿。本工艺的实质是分段进行自然铋与脉石矿物的浮选分离。然而，当矿石中含硫铁矿尤其是磁黄铁矿较高时，采用单一抑制剂难以实现铋硫的有效分离，因此，对高硫高磁黄铁矿的伴生铋多金属硫化矿，此方法有一定局限性。

发明内容

本发明目的是针对现有的铋矿物与硫铁矿物分离过程中，磁黄铁矿可浮性差异大，部分可浮性极好的磁黄铁矿极易进入浮选精矿，导致铋硫浮选分离困难，难以获得较高品位的铋精矿等问题，提供一种铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法。

本发明的目的通过以下技术方案予以实现：

提供一种铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，包括以下步骤：

S1.将铋硫混合精矿再磨至-0.074mm占70％～90％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.1～0.3T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿在强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.4～0.8T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿浓缩至矿浆浓度20～30％，然后在强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.3～0.7T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将步骤S2中所得磁性较强的磁黄铁矿精矿和步骤S4中所得磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿1；

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度25～35％给入浮选，获得铋精矿及以黄铁矿为主的硫精矿2。

本发明针对铋硫精矿提供一种新的铋硫分离选矿方法，首先采用三步磁选处理，第一步采用弱磁选预先选出磁性较强的磁黄铁矿精矿，第二步采用强磁选选出磁性较弱的磁黄铁矿，第三步将磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿浓缩后经强磁精选，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿，合并磁黄铁矿和磁黄铁矿精矿获得以磁黄铁矿为主的硫精矿1，本发明在所述三步、强弱配合的磁场强度磁选设计方案下，经三步磁选设计，不仅可以保证磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿分离效果，而且可以得到品位较好的以磁黄铁矿为主的硫精矿，还可以获取合理的铋分离的矿结构环境--强磁精选尾矿与磁中矿混合矿。经过三步磁选处理后的磁选尾矿和磁中矿在经过合理的浓缩调浆处理后添加硫抑制剂、铋活化剂、铋捕收剂和起泡剂进行浮选，在碱性环境下，得到铋精矿及以黄铁矿为主的硫精矿2。

优选地，步骤S2所述磁场强度为0.2T，步骤S3所述磁场强度为0.6T，步骤S4所述磁场强度为0.5T，在此三步、最佳强弱配合的磁场强度磁选设计方案下，经三步磁选设计，不仅可以保证磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿分离效果最佳，而且不仅可以得到品位更好的以磁黄铁矿为主的硫精矿，还可以获取最佳的铋浸出的矿结构环境--强磁精选尾矿与磁中矿混合矿。

优选地，步骤S1是将铋硫混合精矿再磨至-0.074mm占85～95％；

优选地，步骤S6所述浮选包括以下步骤：

S61.将强磁尾矿与磁中矿浓缩，调浆至浓度为25～35％，按浓缩后给矿重量计，加硫抑制剂1000～3000克/吨，调节矿浆pH值至8～10，然后依次加入铋活化剂100～400克/吨、捕收剂50～400克/吨，搅拌，进行粗选作业，获得粗选精矿和粗选尾矿；

S62.按照粗选尾矿重量计，粗选尾矿中加入捕收剂50～200克/吨，搅拌，进行一次扫选作业，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；

S63.将一次粗选精矿加水调浆至浓度为10％～20％，加入调整剂(硫抑制剂)300～1000克/吨，进行一次精选作业，获得一次精选尾矿和一次精选精矿；将一次精选尾矿和一次扫选精矿合并，返回至粗选作业形成闭路循环；

S64.将一次扫选尾矿中加入捕收剂20～80克/吨，搅拌，进行次扫选作业，获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿，将二次扫选精矿返回至一次扫选作业形成闭路循环；

S65.将一次精选精矿加水调浆至浓度为10～15％，加入硫抑制剂100～300克/吨，搅拌，进行二次精选作业，获得二次精选精矿和二次精选尾矿，将二次精选尾矿返回至一次精选作业形成闭路循环，获得铋精矿及以黄铁矿为主的硫精矿2。

本发明还可以包括步骤S66，步骤S66是根据需要重复步骤S65多段精选作业，直至得到品位更高的铋精矿。

优选地，步骤S61所述调浆是调浆至至浓度为30％。

优选地，步骤S61中，按浓缩后给矿重量计，加硫抑制剂2000克/吨。

优选地，步骤S61中，调节矿浆pH值至9。

优选地，步骤S61中，按浓缩后给矿重量计，加铋活化剂200～300克/吨。

优选地，步骤S61中，按浓缩后给矿重量计，加捕收剂150～250克/吨。

优选地，步骤S62中，按照粗选尾矿重量计，粗选尾矿中加入捕收剂100克/吨。

优选地，步骤S63中，将一次粗选精矿加水调浆至浓度为15～20％。

优选地，步骤S63中，加入调整剂(抑制剂)500～800克/吨。

优选地，步骤S64中，加入捕收剂50克/吨。

优选地，步骤S65中，将一次精选精矿加水调浆至浓度为10～15％，加入硫抑制剂200克/吨。

优选地，本发明所述硫抑制剂为石灰、腐植酸钠中的一种或两种的混合物。采用混合物时，混合比例不做严格限定。优选地，本发明所述铋活化剂为硫酸铜或硝酸铅。

优选地，本发明所述铋捕收剂为丁铵黑药、丁基黄药、乙黄药、乙硫氮中的一种或多种的混合物。采用混合物时，混合比例不做严格限定。

优选地，本发明所述起泡剂为松醇油或Z-200中的一种或两种的混合物。采用混合物时，混合比例不做严格限定。

本发明的优点为：

本发明首先采用“弱磁-强磁”联合工艺流程，根据磁黄铁矿天然磁性的强弱进行有效针对性分选，采用三步磁选处理，第一步采用弱磁选预先选出磁性较强的磁黄铁矿精矿，第二步采用强磁选选出磁性较弱的磁黄铁矿，第三步将磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿浓缩后经强磁精选，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿，合并磁黄铁矿和磁黄铁矿精矿获得以磁黄铁矿为主的硫精矿1，本发明在所述三步、强弱配合的磁场强度磁选设计方案下，经三步磁选设计，不仅可以保证磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿分离效果，而且可以得到品位较好的以磁黄铁矿为主的硫精矿，还可以获取合理的铋分离的矿结构环境--强磁精选尾矿与磁中矿混合矿，解决了磁黄铁矿磁性差异大，单一的弱磁选难以有效脱除的技术难题。

本发明进一步采用“磁-浮”联合工艺流程，在科学磁选处理后，配合合理的浮选药剂制度，有效解决了可浮性极好的磁黄铁矿在铋硫分离作业极易进入精矿，影响精矿品位的技术难题，不仅有效降低了磁黄铁矿对浮选作业的影响，减少了后续浮选作业的给矿量，而且实现了磁黄铁矿的高效回收，最终获得了较高品位的硫精矿产品、以磁黄铁矿为主的硫精矿1和以黄铁矿为主的硫精矿2，实现了矿产资源的综合回收利用。

附图说明

图1为本发明的流程示意图。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明做进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。除非特别说明，本发明实施例采用的药剂、方法和设备为本技术领域常规使用的药剂、方法和设备。

实施例1本实施例给矿为中国云南某地铋硫精矿。

S1.铋硫精矿经磨矿至-0.074mm占80％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.3T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.6T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁黄铁矿粗精矿给入强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.5T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将磁性较强的磁黄铁矿精矿和磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿1；

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度27％给入浮选，调节矿浆pH值至8～10，药剂制度见表1，获得的指标见表2所示，获得铋精矿及以黄铁矿为主的硫精矿2。

本实施例中，将一次粗选精矿加水调浆至浓度为10％～20％，将一次精选精矿加水调浆至浓度为10～15％。

实施例2给矿为中国江西某地铋硫精矿。

S1.铋硫精矿经磨矿至-0.074mm占85％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.15T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.8T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁黄铁矿粗精矿给入强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.7T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将磁性较强的磁黄铁矿精矿和磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿1；

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度30％给入浮选，调节矿浆pH值至8～10，药剂制度见表1，获得的指标见表2所示，获得铋精矿及以黄铁矿为主的硫精矿2。

本实施例中，将一次粗选精矿加水调浆至浓度为10％～20％，将一次精选精矿加水调浆至浓度为10～15％。

实施例3本实施例给矿为中国广西某地铋硫精矿。

S1.铋硫精矿经磨矿至-0.074mm占76％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.3T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.7T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁黄铁矿粗精矿给入强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.6T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将磁性较强的磁黄铁矿精矿和磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿1；

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度26％给入浮选，调节矿浆pH值至8～10，药剂制度见表1，获得的指标见表2所示，获得铋精矿及以黄铁矿为主的硫精矿2。

本实施例中，将一次粗选精矿加水调浆至浓度为15％～20％，将一次精选精矿加水调浆至浓度为10～15％。

实施例4本实施例给矿为中国福建某地铋硫精矿。

S1.铋硫精矿经磨矿至-0.074mm占72％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.2T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.6T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁黄铁矿粗精矿给入强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.5T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将磁性较强的磁黄铁矿精矿和磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿1；

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度28％给入浮选，调节矿浆pH值至9，药剂制度见表1，获得的指标见表2所示，获得铋精矿及以黄铁矿为主的硫精矿2。

本实施例中，将一次粗选精矿加水调浆至浓度为15％～20％，将一次精选精矿加水调浆至浓度为10～15％。

表1实施例1～4药剂用量(克/吨·给矿)

表2实施例试验结果

Claims (10)

1.一种铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：

S1.将铋硫混合精矿再磨至-0.074mm占70%～90%；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.1～0.3T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿在强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.4～0.8T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿浓缩至矿浆浓度20~30%，然后在强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.3～0.7T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将步骤S2中所得磁性较强的磁黄铁矿精矿和步骤S4中所得磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿1；

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度25～35%给入浮选， 获得铋精矿及以黄铁矿为主的硫精矿2。

2.根据权利要求1所述铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，其特征在于，步骤S1是将铋硫混合精矿再磨至-0.074mm占85%~95%。

3.根据权利要求1所述铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，其特征在于，步骤S2所述磁场强度为0.2T，步骤S3所述磁场强度为0.6T，步骤S4所述磁场强度为0.5T。

4.根据权利要求1所述铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，其特征在于，步骤S6所述浮选包括以下步骤：

S61.将强磁尾矿与磁中矿浓缩，调浆至浓度为25～35%，按浓缩后给矿重量计，加硫抑制剂1000～3000克/吨，调节矿浆pH值至8～10，然后依次加入铋活化剂100～400克/吨、捕收剂50～400克/吨，搅拌，进行粗选作业，获得粗选精矿和粗选尾矿；

S62.按照粗选尾矿重量计，粗选尾矿中加入捕收剂50～200克/吨，搅拌，进行一次扫选作业，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；

S63.将一次粗选精矿加水调浆至浓度为10%～20%，加入调整剂（硫抑制剂）300～1000克/吨，进行一次精选作业，获得一次精选尾矿和一次精选精矿；将一次精选尾矿和一次扫选精矿合并，返回至粗选作业形成闭路循环；

S64.将一次扫选尾矿中加入捕收剂20～80克/吨，搅拌，进行次扫选作业，获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿，将二次扫选精矿返回至一次扫选作业形成闭路循环；

S65.将一次精选精矿加水调浆至浓度为10～15%，加入硫抑制剂100～300克/吨，搅拌，进行二次精选作业，获得二次精选精矿和二次精选尾矿，将二次精选尾矿返回至一次精选作业形成闭路循环，获得铋精矿及以黄铁矿为主的硫精矿2。

5.根据权利要求4所述铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，其特征在于，还包括步骤S66，步骤S66是重复步骤S65多段精选作业。

6.根据权利要求4所述铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，其特征在于，步骤S61所述调浆是调浆至至浓度为30%。

7.根据权利要求4所述铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，其特征在于，步骤S61中，按浓缩后给矿重量计，加硫抑制剂2000克/吨；调节矿浆pH值至9；加铋活化剂200~300克/吨；加捕收剂150~250克/吨。

8.根据权利要求4所述铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，其特征在于，步骤S62中，按照粗选尾矿重量计，粗选尾矿中加入捕收剂 100克/吨；

步骤S63中，加入调整剂（抑制剂）500~800克/吨；

步骤S64中，加入捕收剂50克/吨；

步骤S65中，加入硫抑制剂200克/吨。

9.根据权利要求4所述铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，其特征在于，优选地，步骤S63中，将一次粗选精矿加水调浆至浓度为15~20%；

步骤S65中，将一次精选精矿加水调浆至浓度为10~15%。

10.根据权利要求4所述铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法，其特征在于，所述

硫抑制剂为石灰、腐植酸钠中的一种或两种的混合物；所述铋活化剂为硫酸铜或硝酸铅；所述铋捕收剂为丁铵黑药、丁基黄药、乙黄药、乙硫氮中的一种或多种的混合物；所述起泡剂为松醇油或Z-200中的一种或两种的混合物。