CN111570077B - 三步法分离滑石和黄铜矿的工艺方法及用到的捕收剂 - Google Patents

三步法分离滑石和黄铜矿的工艺方法及用到的捕收剂 Download PDF

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Abstract

本发明提供一种三步法分离滑石和黄铜矿的工艺方法及用到的捕收剂。包括：磨矿、一步粗选、二步精选、三步摇床重选和再磨作业，本发明针对滑石和黄铜矿的分离，首次在不添加特效滑石抑制剂的条件下采用优先选铜工艺流程，实现了滑石和黄铜矿的有效分离。方法采用由异丁基黄原酸丙腈酯、N‑烯丙基‑O‑烷基硫代氨基甲酸酯和Spans型脱水山梨醇酯混合组成的捕收剂TB‑1来强化黄铜矿的浮选，并通过其消泡性能调整泡沫层厚度，改变了滑石和黄铜矿的相对浮游速度，采用浮选+重选的联合工艺流程，三步实现了滑石和黄铜矿的有效分离。本发明采用的浮选药剂具有低毒或无毒、环境友好、效果佳等特点，提供了一种环保高效的滑石和黄铜矿的分离工艺方法。

Description

三步法分离滑石和黄铜矿的工艺方法及用到的捕收剂
技术领域
本发明涉及矿物加工工程技术领域，尤其涉及分离滑石和黄铜矿的工艺方法及用到的捕收剂。
背景技术
滑石和黄铜矿的分离是矿物加工领域公认的技术难题，由于滑石硬度较低，且具有天然可浮性，导致浮选矿浆中 存在大量易浮矿泥，同精矿一并产出，导致精矿品位的降低。而与此同时，滑石型硫化铜矿物占比越来越大，冶炼行业对精矿质量的要求日益提高，使得实现滑石和黄铜矿的高效分离和回收具有重要意义。
目前，滑石和黄铜矿的分离主要有两种工艺途径：一种是利用滑石的物理性质和浮选特性，通过预先脱泥除去滑石再浮选黄铜矿，此方法仅能脱除部分微细粒滑石，同时也会造成黄铜矿的损失，并不能达到铜精矿标准要求；另一种是添加有机抑制剂抑制滑石然后再浮选黄铜矿，这是较为常用的一种方法，如中国发明专利公告号CN107694764B公开了一种含滑石的低品位硫化铜镍矿的选矿方法，在精选作业添加羧甲基纤维素作滑石抑制剂，又如中国发明专利公告号CN106269287A公开了一种特效滑石抑制剂，由焦亚硫酸钠、木质素磺酸钙和阿拉伯胶三种组分按质量比 1:1:2混合组成，但是此类方法太过于依赖高效的滑石抑制剂，且其在抑制滑石的同时往往也会对黄铜矿产生一定的抑制作用，导致滑石和黄铜矿的分选效率较低，不利于硫化铜矿资源的高效利用。因此，开发一种不添加特效滑石抑制剂，同时仍能实现滑石和黄铜矿的高效分离，对实现铜资源的回收具有重要意义。
发明内容
本发明的目的在于提供三步法分离滑石和黄铜矿的工艺方法，解决滑石和硫化铜矿物无法有效分离的选矿技术难题。
本发明的技术方案：三步法分离滑石和黄铜矿的工艺方法，它包括以下步骤：
（1）、磨矿作业，磨矿细度为-0.074mm含量占70％-80％；
（2）、一步粗选分离：将磨细后矿浆调节浓度至25%-30%，先添加生石灰2000g/t -4000g/t,使pH值≥12，再添加乙硫氨酯20g/t-40g/t、TB-1捕收剂30g/t-40g/t，浮选5min-10min，得到粗选泡沫和粗选尾矿；
（3）、二步精选分离：将粗选泡沫进行精选，调节矿浆浓度至20%-25%，添加生石灰200g/t-500g/t，使pH≥12，添加TB-1捕收剂10g/t-20g/t，浮选3min-5min，得到铜精矿和精选尾矿；
（4）、三步摇床分离：将精选尾矿进行摇床重选，得到摇床精矿和摇床尾矿，摇床精矿经再磨后返回至一步粗选分离，再磨细度为-0.038mm占80%以上；
所述TB-1捕收剂由异丁基黄原酸丙腈酯、N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯和Spans型脱水山梨醇酯按质量比3:1:1混合配制而成。
上述方案中所述黄药为丁基钠黄药。
上述方案的改进是还包括步骤（5）、将粗选尾矿进行二次粗扫选，每次粗扫选均添加乙硫氮10g/t，黄药5g/t和松醇油5g/t，共得到粗扫选精矿1、粗扫选精矿2和一份粗扫选尾矿，粗扫选精矿2顺序返回至第一次粗扫选；
（6）、将摇床精矿和粗扫选精矿1混合均匀，进行二次磨矿，磨矿细度为-0.038mm含量占83%，返回至一步粗选阶段。
一种TB-1捕收剂，它包括质量比3:1:1混合的异丁基黄原酸丙腈酯、N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯和Spans 型脱水山梨醇酯。
本发明是在未采用特效滑石抑制剂的条件下，通过三次不同选别阶段，最终实现了滑石和黄铜矿的有效分离。即在一步粗选阶段中，通过添加由异丁基黄原酸丙腈酯、N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯和Spans型脱水山梨醇酯混合而成的捕收剂TB-1和乙硫氨酯，在强碱环境中强化对黄铜矿的选择性捕收能力，同时降低泡沫局部表面张力，泡沫量丰富程度减小，使得气泡单位时间内附着矿物总量降低，避免了黄铜矿在附着气泡时夹杂较多滑石，并利用黄铜矿在较短浮选时间内的浮游速度大于滑石，实现黄铜矿与第一部分滑石的分离；在二步精选阶段中，通过继续添加捕收剂TB-1，进一步强化黄铜矿的浮选，提高黄铜矿黏附于气泡上浮的速度，继续脱除相对浮游速度较慢的滑石，实现黄铜矿与第二部分滑石的分离；在摇床重选阶段中，根据矿石粒度差异，实现了较难上浮的黄铜矿粗颗粒与第三部分微细粒滑石的分离。三步法分离滑石和黄铜矿的关键在于两方面：一是控制浮选时间，即在一步粗选和二步精选阶段中，添加药剂后，利用黄铜矿和滑石在较短浮选时间内的浮游速度差值，实现二者的有效分离；二是控制泡沫层厚度，避免泡沫丰富程度较大，防止相对浮游速度较慢的滑石挤占气泡空间的几率增大。
本发明与现有技术相比，具有以下创新点及效果：
（1）、本发明针对滑石和黄铜矿的分离，首次在不添加特效滑石抑制剂的条件下采用优先选铜工艺流程，实现了滑石和黄铜矿的有效分离；
（2）、本发明使用由异丁基黄原酸丙腈酯、N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯和Spans型脱水山梨醇酯按质量比3:1:1混合组成的捕收剂TB-1来强化黄铜矿的浮选，并通过其消泡作用调整泡沫层厚度，改变了滑石和黄铜矿的相对浮游速度；
（3）、本发明采用浮选+重选的联合选别工艺进一步排除了微细粒滑石的影响；
（4）、本发明提供的硫化铜矿物与滑石的分离方法，浮选药剂低毒或无毒，环境友好。
本发明对有效分离滑石和黄铜矿具有很强的指导意义和参考价值，尤其是在无特效滑石抑制剂的情况下，可发挥更为明显的优势。实施例表明，使用本发明所产出的铜精矿产品取得了良好的分选指标。
附图说明
图1为本发明工艺流程图；
图2为本发明实施例1流程图；
图3为本发明实施例2流程图。
具体实施方式
下面结合附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。
如图1、2所示，实施例1：安徽某硫化铜矿石，原矿铜品位1.03%左右，原矿中硫化铜矿物主要为黄铜矿，脉石矿物主要为滑石和石英。
（1）、对矿石进行磨矿作业，磨矿细度为-0.074mm含量占 70％；
（2）、将磨细后矿浆进行一步粗选，调节矿浆浓度至25%，先后添加生石灰2000g/t、乙硫氨酯40g/t、TB-1捕收剂40g/t，浮选10min，得到粗选泡沫和粗选尾矿；
（3）、将粗选泡沫进行二步精选，调节矿浆浓度至20%，二步精选添加生石灰200g/t使pH≥12， TB-1捕收剂20g/t，浮选5min，得到铜精矿和精选尾矿；
（4）、将精选尾矿进行摇床重选，得到摇床精矿和摇床尾矿；
（5）、将粗选尾矿进行二次粗扫选，每次粗扫选均添加乙硫氮10g/t，黄药5g/t，松醇油5g/t，共得到粗扫选精矿1、粗扫选精矿2和一份粗扫选尾矿，粗扫选精矿2顺序返回至第一次粗扫选；
（6）、将摇床精矿和粗扫选精矿1混合均匀，进行二次磨矿，磨矿细度为-0.038mm含量占83%，返回至一步粗选阶段。
所述的黄药为丁基钠黄药。
所述的复合捕收剂TB-1由异丁基黄原酸丙腈酯、N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯和Spans型脱水山梨醇酯按质量比3:1:1混合配制而成。
选矿试验结果如下表所示。
表1 实施例1浮选试验指标(wt％)
产品名称 产率 铜品位 铜回收率
铜精矿 4.57 19.87 89.03
摇床尾矿 6.35 0.380 2.37
粗扫选尾矿 89.08 0.098 8.60
原矿 100.00 1.02 100.00
对比例1：不添加N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯时，异丁基黄原酸丙腈酯和Spans型脱水山梨醇酯按质量比3:1混合添加，其中一步粗选添加40g/t，二步精选添加20g/t。
表2 对比例1浮选试验指标(wt％)
产品名称 产率 铜品位 铜回收率
铜精矿 5.62 16.05 88.42
摇床尾矿 5.78 0.35 2.04
粗扫选尾矿 88.60 0.11 9.54
原矿 100.00 1.02 100.00
对比例2：不添加异丁基黄原酸丙腈酯时，N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯和Spans型脱水山梨醇酯按质量比1:1混合添加，其中一步粗选添加40g/t，二步精选添加20g/t。
表3 对比例2浮选试验指标(wt％)
产品名称 产率 铜品位 铜回收率
铜精矿 5.23 16.46 86.09
摇床尾矿 5.05 0.42 2.08
粗扫选尾矿 89.72 0.13 11.83
原矿 100.00 1.02 100.00
对比例3：不添加Spans型脱水山梨醇酯时，异丁基黄原酸丙腈酯和N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯按质量比3:1混合添加，其中一步粗选添加40g/t，二步精选添加20g/t。
表4 对比例3浮选试验指标(wt％)
产品名称 产率 铜品位 铜回收率
铜精矿 6.35 14.08 89.38
摇床尾矿 8.65 0.29 2.46
粗扫选尾矿 84.38 0.099 8.16
原矿 100.00 1.02 100.00
从实施例1与对比例1-3的数据可以看出，在均添加Spans型脱水山梨醇酯的情况下，分别单独添加异丁基黄原酸丙腈酯和N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯所得到铜精矿的铜品位和回收率均较同时添加异丁基黄原酸丙腈酯和N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯有不同程度的降低，说明异丁基黄原酸丙腈酯和N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯同时添加时对黄铜矿的捕收具有协同作用。在不添加脱水山梨醇酯时，泡沫丰富程度较大，虽然铜精矿的铜回收率有一定提高，但滑石也随之大量上浮，导致铜精矿的铜品位显著下降，滑石和黄铜矿分离效果差。
如图1、3所示，实施例2：江西某硫化铜矿石，原矿铜品位0.82%左右，原矿中硫化铜主要为黄铜矿，脉石矿物主要为滑石、石英和方解石。
（1）、对矿石进行磨矿作业，磨矿细度为-0.074mm含量占 80％；
（2）、将磨细后矿浆进行一步粗选，调节矿浆浓度至30%，先后添加生石灰4000g/t、乙硫氨酯20g/t、TB-1捕收剂30g/t，浮选5min，得到粗选泡沫和粗选尾矿；
（3）、将粗选泡沫进行二步精选，调节矿浆浓度至25%，添加生石灰500g/t使pH≥12， TB-1捕收剂10g/t，浮选3min，得到铜精矿和精选尾矿；
（4）、将精选尾矿进行摇床重选，得到摇床精矿和摇床尾矿；
（5）、将粗选尾矿进行两次粗扫选，第一次粗扫选添加乙硫氮10g/t，黄药10g/t，松醇油5g/t，第二次粗扫选添加乙硫氮5g/t，黄药5g/t，松醇油5g/t，共得到粗扫选精矿1、粗扫选精矿2和一份粗扫选尾矿，粗扫选精矿2顺序返回至第一次粗扫选；
（6）、将摇床精矿和粗扫选精矿1混合均匀，进行二次磨矿，磨矿细度为-0.038mm含量占81%，返回至一步粗选阶段。
所述的黄药为丁基钠黄药。
所述的复合捕收剂TB-1由异丁基黄原酸丙腈酯、N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯和Spans型脱水山梨醇酯按质量比3:1:1混合配制而成。
选矿试验结果如下表所示。
表5 实施例2浮选试验指标(wt％)
产品名称 产率 铜品位 铜回收率
铜精矿 3.53 20.80 87.42
摇床尾矿 7.60 0.345 3.12
粗扫选尾矿 88.87 0.089 9.46
原矿 100.00 0.84 100.00
对比例4：不添加N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯时，异丁基黄原酸丙腈酯和Spans型脱水山梨醇酯按质量比3:1混合添加，其中一步粗选添加30g/t，二步精选添加10g/t。
表6 对比例4浮选试验指标(wt％)
产品名称 产率 铜品位 铜回收率
铜精矿 4.32 16.87 86.78
摇床尾矿 8.05 0.30 2.86
粗扫选尾矿 87.63 0.0993 10.36
原矿 100.00 0.84 100.00
对比例5：不添加异丁基黄原酸丙腈酯时，N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯和Spans型脱水山梨醇酯按质量比1:1混合添加，其中一步粗选添加30g/t，二步精选添加10g/t。
表7 对比例5浮选试验指标(wt％)
产品名称 产率 铜品位 铜回收率
铜精矿 4.02 17.61 84.28
摇床尾矿 5.61 0.38 2.54
粗扫选尾矿 90.37 0.12 13.18
原矿 100.00 0.84 100.00
对比例6：不添加Spans型脱水山梨醇酯时，异丁基黄原酸丙腈酯和N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯按质量比3:1混合添加，其中一步粗选添加30g/t，二步精选添加10g/t。
表8 对比例6浮选试验指标(wt％)
产品名称 产率 铜品位 铜回收率
铜精矿 5.13 14.39 87.91
摇床尾矿 10.34 0.26 3.20
粗扫选尾矿 84.53 0.088 8.89
原矿 100.00 0.84 100.00
结论与实施例1的结论相同。
滑石大量上浮时泡沫较黏，而通过TB-1中的Spans型脱水山梨醇酯使得泡沫表面张力下降，起到一定消泡作用，使得原本滑石大量上浮引起的矿浆黏性较大得以改善，从而部分滑石不易粘附于泡沫表面，并通过捕收剂中异丁基黄原酸丙腈酯和N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸盐对黄铜矿产生的选择性共化学吸附和协同效应，其极性基指向硫化铜矿物表面，疏水基指向水相，从而增加了黄铜矿表面的疏水性，增强了药剂的选择性和捕收能力，强化了对黄铜矿的捕收。
从表1和表5可以看出，通过对捕收剂的选择和组合，得到了较好的精矿指标。
以上所述是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明所述原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

Claims (4)

1.三步法分离滑石和黄铜矿的工艺方法，其特征是：包括以下步骤：（1）、磨矿作业，磨矿细度为-0.074mm含量占70％-80％；（2）、一步粗选分离：将磨细后矿浆调节浓度至25%-30%，先添加生石灰2000g/t -4000g/t,使pH值≥12，再添加乙硫氨酯20g/t-40g/t、TB-1捕收剂30g/t-40g/t，浮选5min-10min，得到粗选泡沫和粗选尾矿；（3）、二步精选分离：将粗选泡沫进行精选，调节矿浆浓度至20%-25%，添加生石灰200g/t-500g/t，使pH≥12，添加TB-1捕收剂10g/t-20g/t，浮选3min-5min，得到铜精矿和精选尾矿；（4）、三步摇床分离：将精选尾矿进行摇床重选，得到摇床精矿和摇床尾矿，摇床精矿经再磨后返回至一步粗选分离，再磨细度为-0.038mm占80%以上；所述TB-1捕收剂由异丁基黄原酸丙腈酯、N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯和Spans型脱水山梨醇酯按质量比3:1:1混合配制而成。
2.如权利要求1所述的三步法分离滑石和黄铜矿的工艺方法，其特征是：还包括步骤（5）、将粗选尾矿进行二次粗扫选，每次粗扫选均添加乙硫氮10g/t，黄药5g/t，松醇油5g/t，共得到粗扫选精矿1、粗扫选精矿2和一份粗扫选尾矿，粗扫选精矿2顺序返回至第一次粗扫选；（6）、将摇床精矿和粗扫选精矿1混合均匀，进行二次磨矿，磨矿细度为-0.038mm含量占83%，返回至一步粗选阶段。
3.如权利要求2所述的三步法分离滑石和黄铜矿的工艺方法，其特征是：所述黄药为丁基钠黄药。
4.一种TB-1捕收剂，其特征是：它包括质量比3:1:1混合的异丁基黄原酸丙腈酯、N-烯丙基-O-烷基硫代氨基甲酸酯和Spans型脱水山梨醇酯。
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