CN1103817A - 碱性或中性介质中浮选硫的工艺 - Google Patents

Abstract

本发明属于一种从碱性或中性矿浆介质中直接 浮选硫的工艺。在碱性或中性介质中优先浮选分离 金属矿物时，黄铁矿始终被抑制。这时，不进行调浆， 而采用新型铵盐类活化剂，如硫酸铵、硝酸铵或它们 的组合药剂活化硫，用起泡剂松醇油、捕收剂丁基黄 原酸钠即可直接达到有效回收硫的目的。该工艺流 程简单，无酸作业、人身、设备不受酸蚀、有利于环境 保护和提高经济效益。

Description

本发明属于从含硫矿石中浮选金属矿物后的碱性或中性矿浆中直接浮选硫的工艺。

我们知道，含硫矿物常与有色金属矿物，如黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、闪锌矿、铁闪锌矿、辉银矿等共生，在选矿分离过程中，根据矿石物质组成结构特征及其组成矿物的浮游速率差异，采用混合浮选或优先浮选的方法分离有用金属矿物，先选出有色金属矿物，最后回收含硫的黄铁矿。

本发明适用于优选别其他金属矿物后再选硫的工艺流程或单独选硫的工艺流程。

目前，世界上对含硫矿石的浮选分离，采用传统的抑制硫--浮选其他金属矿物的工艺，通常多以加石灰抑制硫，致使矿浆PH值较高，一般在10以上；为了回收硫，必须在碱性矿浆中加入硫酸等强酸进行调浆，使矿浆PH值降至6.5左右，再进行选硫作业。正如李柏淡、孙水裕等在《黄铁矿硫化钠诱导浮选新技术的应用研究》一文所论述的那样。加酸类药剂调浆，不但使选矿成本高，工艺比较复杂，而且操作困难，腐蚀设备，污染环境。根据检索的文献资料，见有《在碱性介质中抑制砷黄铁矿》的报导，加拿大专利申请CA2050767A是采用加SO₂促使黄铜矿与硫的转化分离方法。尚未发现在碱性可是性介质中加硫酸铵等活化剂直接浮硫的工艺。

本发明的目的是为了克服选硫作业中困难和缺点，打破浮选硫的传统工艺，试验出一种在碱性或中性矿浆中直接回收的方法，并提高选硫的实收度和经济效益。

该发明工艺是通过以下次序的工艺步骤实现的，现结合说明书附图1所示的碱性硫矿浆浮选原则流程及第1表分述如下：

1、对含硫矿石中的一种或多种有用金属矿物进行一次或多次优先浮选分离。这时，一般以廉价的石灰作调整剂，将矿浆的PH值调节至8-14，使黄铁矿始终被抑制。

2、在碱性矿浆中加入硫（黄铁矿）的新型铵盐类活化剂，如硫酸铵、硝酸铵、氯化铵、碳酸铵等，或它们的组合药剂。主要由于该铵离子的作用明显活化被抑制的黄铁矿，然后加起泡剂和捕收剂浮选出合格硫精矿。根据含硫矿矿物组成、结构特征和优先浮选阶段作用的药剂制度不同，在选硫工艺中的活化要求亦有所不同，如活化剂的种类、数量，混匀搅拌及活化时间等的选取，都应通过试验确定。在较普遍的浮选流程中，发明人分析总结出以硫酸铵作黄铁矿的活化剂效果最佳，推荐的药剂用量为300-5000克/吨矿石，搅拌3-6分钟后，即可进入浮选作业。

3、在加入硫酸铵后的矿浆中，加入选硫的起泡剂，如松醇油或醚醇油等，捕收剂丁基黄原酸钠、乙基黄原酸钠、异丁基黄原酸钠等，浮选出硫粗精矿。

4、在硫粗选尾矿中，补充加入上述选硫的同种起泡剂和捕收剂，进行第一次扫选，所得中间产品返回到硫的粗选作业中。

5、在一次扫选的尾矿中，再补充加入上述选硫的同种起泡剂和捕收剂，进行第二次扫选，所得扫选精矿返回到一次扫选作业中。经过两次以上扫选，以充分回收矿浆中的硫。

这里，还必须特别指出的是，在这种碱性矿浆中浮选黄铁矿的整个工艺流程；或优先浮选其他金属矿物后的含硫矿浆，从活化到粗选，从一扫到二扫等选别作业，都不需要再行调浆。对操作温度也没有非凡要求，选矿厂一般常温作业条件下均可顺利进行。

由于本发明主要是提高硫的回收率，所在对提高含金黄铁矿类型的矿石浮选回收率也具有较大意义。

通过实验室多次试验和现场工业试验证明，完全达到了在碱性或中性矿浆介质中直接回收硫的目的，硫的回收率有了明显提高。

此外，本发明与现有技术相比，还具有工艺简单，无酸操作，工人安全，设备不受酸蚀，有利于环境保护等优点。

实施例1，某铜矿的矿石中主要含有金属矿物黄铜矿、黄铁矿和磁铁矿等，非金属矿碳酸盐类、石英、石榴石等，彼此相互嵌布，呈致密块状构造。金属硫化矿物黄铜矿、黄铁矿嵌布粒度较粗，0.075毫米级以上的含量分别达88.75%和93.26%，利于磨矿解离。原矿品位含铜0.559%，含硫6.73%。

工业浮选工艺流程图见说明书附图2。

将矿石磨成70%-200目细度，使矿物单体分离，优先浮选铜，采用石灰作浮铜矿浆PH值调整剂，用硫代硫酸钠做硫的辅助抑制剂，矿浆PH=12左右。试验得出以用选择性浮铜较强的硫氨酯（即Z-200）作主捕收剂效果最好，辅助捕收剂用丁基铵黑药。该工艺各阶段的浮选时间、药剂制度、矿浆的酸碱度及其矿流分配等，详见附图2及第1表。铜粗精矿经三次精选，最后得铜精矿产品的品位达21.15%以上，回收率88.55%。与原工业流程相比，铜精矿品位提高2.4%，回收率提高5.53%。

浮选硫的工艺是在铜二次扫选后的尾矿中继续进行的。由于优先浮铜采用石灰、硫代硫酸钠做硫的抑制剂，因此浮选硫的关键在于硫的活化。选铜作业后矿浆PH值在10以上，通常浮硫是先用硫酸调矿浆PH值至6.5。本发明工艺在此实例中采用硫酸铵做活化剂，用松醇油做起泡剂，用丁基黄原酸钠做捕收剂。这时的碱性矿浆介质PH=10左右，浮选得硫粗精矿，并对浮选硫精矿的粗选尾矿进行两次扫选。硫粗精矿未经精选，硫精矿产品的品位即可达到34.96%。回收率85.87%。与原工业流程相比，硫精矿品位提高1.09%。回收率提高44.03%。

第1表

注：药剂用量：克/吨矿

实施例2，一座典型含铜黄铁矿型多金属硫化矿的铜矿山，矿石中主要含有黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿等四种矿物，占金属矿物的97%，并含有少量的以金、银为主的贵金属。脉石与围岩主要为黑云母片麻岩、矽线石、堇青石、石英片岩等。原矿平均品位：含铜1.286%，锌1.998%，硫17.074%，金0.80克/吨，金35.00克/吨。选厂生产的产品有铜精矿、锌精矿、硫精矿，伴生金、银回收于铜精矿中。

工业生产上采用优先浮选流程，使铜、锌分离，有效地抑制闪锌矿、铁闪锌矿、黄铁矿和磁黄铁矿。第二阶段选别使锌、硫分离，有效地抑制黄铁矿和磁黄铁矿。

第三阶段选硫是在PH=10的碱性矿浆中，采用硝酸铵和聚丙烯酰胺组合药剂实现的。在硫粗选中加入活化剂硝酸铵300克/吨矿，聚丙烯酰胺3克/吨，丁基黄原酸钠80克/吨。再经过一次精选和一次扫选得硫精矿产品，它们的药剂用量均匀为硝酸铵50克/吨，丁基黄原酸钠40克/吨；精选的尾矿和扫选的泡沫产品均返回到硫粗选作业中。这样，得到的硫精矿里含硫38,87%，铜0.16%，锌0.82%，金0.53克/吨，银27.69克/吨；硫的回收率在68.73%以上。

实施例3，某含金硫铁矿的浮选工艺流程如附图3，原矿经球磨后，经一次粗选、一次扫选和一次精选得含金黄铁矿产品送冶炼。精选的尾矿返回球磨再磨再选，扫选的尾矿排弃尾矿坝。由于矿石中矿物单一，金、硫共生，硫作为金的载体矿物，选硫即是选金，矿浆呈中性，PH=7左右。在粗选作业中以硫酸铵150克/吨矿做硫的活化剂和水玻璃800克/吨矿做脉石的抑制剂，加松醇油15克/吨矿、丁基黄原酸钠60克/吨矿、丁基黄原酸钠20克/吨矿、丁基铵黑药10克/吨矿。这样，最后选出含金黄铁矿金的回收率比原来不加入硫酸铵时提高了2%。

对比文献

1、中南工业大学李柏淡、孙水裕等，黄铁矿硫化钠诱导浮选新技术的应用研究，《有色矿治》，1993年第4期9-10。

2、LI    G.M.……，在碱性介质中抑制砷黄铁矿，INT    .J.MINER，PROCESS，1992.34（3），253～257。

3、TREATMENT    OF    CHALCOPYRITE    TO    FACILITATE    COPPER    SEPARATION-IN    SOLID    STATE    WITH    LARGE    EXCESS    OF    SULPHUR    I

DIOXIDE.CA10507867A，790320，HARBOURNE    D    A；BEATON    S    P

Claims (2)

1、一种从含硫矿石中浮选金属矿物后的矿浆中或单一选硫的矿浆中浮选硫的方法，其特征在于由以下次序的工艺步骤组成：

1.1对含硫矿石中的一种或多种有用金属矿物进行一次或多次优先浮选分离，其矿浆中的黄铁矿始终被抑制，这时矿浆PH≥g，在单一浮硫的矿浆中，PH值呈中性。

1.2在矿浆中，加入黄铁矿的铵盐类新型活化剂硫酸铵或硝酸铵、氯化铵或碳酸铵、或它们的组合药剂，加硫酸铵的用量范围为300-5000克/吨矿石，混匀搅拌3-6分钟；然后

1.3在矿浆中加入选硫的起泡剂，如松醇油，捕收剂丁基黄原酸钠或乙基黄原酸钠，浮选出硫粗精矿；

1.4在硫粗选尾矿中，补充加入选硫的同种起泡剂和捕收剂进行第一次扫选，所得中间产品返回到硫的粗选作业中；

1.5在一次扫选的尾矿中，再补充加入选硫的同种起泡剂和捕收剂进行二次扫选，所得扫选精矿返回到一次扫选作业中，经过这样反复多次扫选，使硫得以充分回收。

2、根据权利要求所述的工艺，其特征在于碱性或中性矿浆介质中，黄铁矿的浮选流程均是在选矿厂的常温下进行的，而且不需要加调整剂调浆。

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