CN114453138B - 复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法，包含破碎、筛分、磨矿、制浆、浮选、脱水、烘干的步骤，浮选步骤又分为粗选、一次精选、二次精选3个阶段。本发明具有(1)含铜铅锌矿物在粗选阶段分离，不会对后续硫化矿浮选工艺造成影响，铜铅锌将经由其他工艺流程有效利用，避免了铜铅锌资源的浪费；(2)浮选步骤采用了1次粗选和2次精选，有效提高了硫、铁资源的回收效率的有益效果。
Description
技术领域
本发明涉及一种矿物资源利用方法，尤其是一种复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法。
背景技术
湘东北地区是典型的复杂多伴生铜铅锌金属硫化矿，其中以硫铁矿、铜锌矿、黄铁矿、褐铁矿等矿物为主，属于贫矿，因而其中伴生的铜铅锌矿物往往难以得到有效分离和利用。复杂多伴生铜铅锌金属硫化矿选矿是行业公认的选矿难题，其矿物组成复杂，矿石性质多变，次生矿、伴生矿带来的复杂成分使得矿石分离难度大，最终产品中由于各种杂质成分的存在而降低了产品品位，也浪费了宝贵的铜铅锌资源。其次，铁矿中通常都含有有害元素硫，该元素往往通过硫化矿形式赋存在矿石中，导致生产的铁精矿硫含量偏高，从而影响到终产品铁精矿的质量好坏。
对复杂多伴生铜铅锌金属硫化矿选矿工艺进行改进，充分利用其中的伴生矿产铜铅锌资源，并有效分离得到较高品质的硫精矿和铁精矿，是行业技术人员重要的研究方向。专利号为“ZL 201610309551.5”的1项授权发明专利公开了一种“从含硫、铁的铜尾矿中回收高铁硫精矿的选矿方法”，其采用的工艺、步骤包括：1)铜尾矿中磁-浮选预富集硫铁矿；2)预富集粗精矿预先分级-再磨-弱磁选；3)弱磁尾矿再浮选：对弱磁选尾矿进行进一步浮选，获得浮选高铁硫精矿，抛出再浮选尾矿。该发明技术方案能较好地回收铁和硫，但是由于其对设备的要求较高，使得其技术方案推广成本较高，不适合小规模作业需求，此外，该技术方案由于仅实施了粗选，使得尾矿中有价资源回收效率有限。
发明内容
本发明旨在通过改进复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法，减少铜铅锌伴生矿对后续硫铁混合矿物浮选的影响，并提高硫精矿和铁精矿的分离效果。本发明的目的是通过下述技术方案实现的：
一种复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法，包含破碎、筛分、磨矿、制浆、浮选、脱水、烘干的步骤，浮选步骤又分为粗选、一次精选、二次精选3个阶段：其中，
磨矿：控制矿物粒径为0.08～0.15cm，小于0.1cm的矿粒在浮选产品中占比70％～80％；
制浆：控制可浮选产品矿浆浓度为45％～55％；
粗选：按照重量百分比，在每吨待浮选矿浆中，添加800～1100g/t生石灰、氢氧化钠中的1种或1种以上作为PH调节剂，控制PH值在7.5～9之间；添加100～200g/t硫酸铜、柠檬酸氢铵中的1种或1种以上作为活化剂；添加30～100g/t丁铵黑药、乙硫氮中的1种或1种以上作为捕收剂；添加20～100g/t松醇油、2#油中的1种或1种以上作为起泡剂；添加1000～2200g/t水玻璃、六偏磷酸钠中的1种或1种以上作为分散剂；在搅拌桶中搅拌5～10分钟后静置，待矿物充分富集在泡沫中后，由浮选机刮板刮出含矿泡沫，排出矿渣，对含矿泡沫重新搅拌制浆，控制矿浆浓度为35％～50％，按照重量百分比，在每吨矿浆中添加150～300g氨基苯酚类有机物、羧甲基纤维素中的1种或1种以上作为抑制剂，抑制铜铅锌伴生金属，浮选分离硫铁混合矿物；
一次精选：对粗选阶段获得的硫铁混合矿物搅拌制浆，控制矿浆浓度为30％～40％，按照重量百分比，在矿浆中添加200～500g/t硫酸并搅拌均匀以充分去硫；依次添加20～80g/t丁基黄药作为捕收剂、10～50g/t 2#油作为起泡剂，控制矿浆PH为3.5～5.5，搅拌5分钟，浮选分离出硫精矿，磁选剩余矿物得到难选磁铁矿和磁黄铁矿；
二次精选：对难选磁铁矿和磁黄铁矿搅拌制浆，控制矿浆浓度为20％～25％，按照重量百分比，在矿浆中依次添加1200～2000g/t磷酸钠作为PH调整剂、添加1200～2000g/t硫酸铝作为活化剂、添加500～1200g/t的水玻璃作为分散剂、添加30～50g/t的丁基黄药作为捕收剂、添加10～30g/t的2#油作为起泡剂，控制矿浆PH为4.5～5.5，搅拌5分钟，浮选得到硫精矿和铁精矿。
进一步地，柠檬酸氢铵的氨基取代度为3～5。
进一步地，在二次精选阶段，磷酸钠与硫酸铝的重量用量比例为1︰1。
进一步地，氨基苯酚类有机物为间氨基苯酚、对氨基苯酚、邻氨基苯酚等带氨基的苯酚类有机物中的1种或几种混合组成。
需要特别说明的是,选矿工艺中的破碎、筛分、脱水、烘干均为常规步骤,属成熟的现有技术,本发明对这些步骤未进行改进，故本发明中未再进行相应的详细说明。
本发明具有以下有益效果：
1、含铜铅锌矿物在粗选阶段分离，不会对后续硫化矿浮选工艺造成影响，铜铅锌将经由其他工艺流程有效利用，避免了铜铅锌资源的浪费；
2、浮选步骤采用了1次粗选和2次精选，有效提高了硫、铁资源的回收效率。
附图说明
图1为复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法的流程图。
具体实施方式
以下通过6个实施例，并结合附图，详细介绍本发明的技术方案。
实施例1
一种复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法，包含破碎、筛分、磨矿、制浆、浮选、脱水、烘干的步骤，浮选步骤又分为粗选、一次精选、二次精选3个阶段：其中，
磨矿：控制矿物粒径为0.08～0.15cm，小于0.1cm的矿粒在浮选产品中占比70％～80％；
制浆：控制可浮选产品矿浆浓度为45％～55％；
粗选：按照重量百分比，在每吨待浮选矿浆中，添加800g生石灰作为PH调节剂，控制PH值在7.5～9之间；添加100g硫酸铜作为活化剂；添加30g丁铵黑药作为捕收剂；添加20g松醇油作为起泡剂；添加1000g水玻璃作为分散剂；在搅拌桶中搅拌5～10分钟后静置，待矿物充分富集在泡沫中后，由浮选机刮板刮出含矿泡沫，排出矿渣，对含矿泡沫重新搅拌制浆，控制矿浆浓度为35％，按照重量百分比，在每吨矿浆中添加150g氨基苯酚类有机物作为抑制剂，抑制铜铅锌伴生金属，浮选分离硫铁混合矿物；
一次精选：对粗选阶段获得的硫铁混合矿物重新搅拌制浆，控制矿浆浓度为30％，按照重量百分比，在每吨待浮选矿浆中，添加200g硫酸并搅拌均匀以充分去硫；依次添加20g丁基黄药作为捕收剂、10g 2#油作为起泡剂，控制矿浆PH为5.5,搅拌5分钟，浮选分离出硫精矿，磁选剩余矿物得到难选磁铁矿和磁黄铁矿；
二次精选：对难选磁铁矿和磁黄铁矿重新搅拌制浆，控制矿浆浓度为20％，按照重量百分比，在每吨待浮选矿浆中，依次添加1200g磷酸钠作为PH调整剂、添加1200g硫酸铝作为活化剂、添加500g的水玻璃作为分散剂、添加30g丁基黄药作为捕收剂、添加10g 2#油作为起泡剂，控制矿浆PH为4.5，搅拌5分钟，浮选得到硫精矿和铁精矿。
通过实施例1中选矿方法的实施，对工业生产结果进行测量和计算，得出实施例1相关工业生产结果见后文表4实施例1所示部分数据。
实施例2
实施例2与实施例1基本一致，所不同的是，在粗选、一次精选、二次精选三阶段中矿浆浓度有所调整，粗选阶段矿浆浓度为38％，一次精选阶段矿浆浓度为32％，二次精选阶段矿浆浓度为21％，且所使用的药剂种类和药剂用量有所区别，相关药剂种类选择和药剂用量投放情况见后文表格1-3中实施例2部分数据。
通过实施例2中选矿方法的实施，对工业生产结果进行测量和计算，得出实施例2相关工业生产结果见后文表4实施例2所示部分数据。
实施例3
实施例3与实施例1基本一致，所不同的是，在粗选、一次精选、二次精选三阶段中矿浆浓度有所调整，粗选阶段矿浆浓度为42％，一次精选阶段矿浆浓度为34％，二次精选阶段矿浆浓度为22％，且所使用的药剂种类和药剂用量有所区别，相关药剂种类选择和药剂用量投放情况见后文表格1-3中实施例3部分数据。
通过实施例3中选矿方法的实施，对工业生产结果进行测量和计算，得出实施例3相关工业生产结果见后文表4实施例3所示部分数据。
实施例4
实施例4与实施例1基本一致，所不同的是，在粗选、一次精选、二次精选三阶段中矿浆浓度有所调整，粗选阶段矿浆浓度为45％，一次精选阶段矿浆浓度为36％，二次精选阶段矿浆浓度为23％，且所使用的药剂种类和药剂用量有所区别，相关药剂种类选择和药剂用量投放情况见后文表格1-3中实施例4部分数据。
通过实施例4中选矿方法的实施，对工业生产结果进行测量和计算，得出实施例4相关工业生产结果见后文表4实施例4所示部分数据。
实施例5
实施例5与实施例1基本一致，所不同的是，在粗选、一次精选、二次精选三阶段中矿浆浓度有所调整，粗选阶段矿浆浓度为48％，一次精选阶段矿浆浓度为38％，二次精选阶段矿浆浓度为24％，且所使用的药剂种类和药剂用量有所区别，相关药剂种类选择和药剂用量投放情况见后文表格1-3中实施例5部分数据。
通过实施例5中选矿方法的实施，对工业生产结果进行测量和计算，得出实施例5相关工业生产结果见后文表4实施例5所示部分数据。
实施例6
实施例6与实施例1基本一致，所不同的是，在粗选、一次精选、二次精选三阶段中矿浆浓度有所调整，粗选阶段矿浆浓度为50％，一次精选阶段矿浆浓度为40％，二次精选阶段矿浆浓度为25％，且所使用的药剂种类和药剂用量有所区别，相关药剂种类选择和药剂用量投放情况见后文表格1-3中实施例6部分数据。
通过实施例6中选矿方法的实施，对工业生产结果进行测量和计算，得出实施例6相关工业生产结果见后文表4实施例6所示部分数据。(后附表1、表2、表3、表4)。
表1粗选阶段药剂及用量(单位：g/t)
表2一次精选阶段药剂及用量(单位：g/t)
表3二次精选阶段药剂及用量(单位：g/t)
表4硫铁矿和硫精矿工业生产结果
Claims (4)
1.一种复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法，包含破碎、筛分、磨矿、制浆、浮选、脱水、烘干的步骤，浮选步骤又分为粗选、一次精选、二次精选3个阶段，其特征在于：
磨矿：控制矿物粒径为0.08～0.15cm，小于0.1cm的矿粒在浮选产品中占比70％～80％；
制浆：控制可浮选产品矿浆浓度为45％～55％；
粗选：按照重量百分比，在每吨待浮选矿浆中，添加800～1100g/t生石灰、氢氧化钠中的1种以上作为PH调节剂，控制PH值在7.5～9之间；添加100～200g/t硫酸铜、柠檬酸氢铵中的1种以上作为活化剂；添加30～100g/t丁铵黑药、乙硫氮中的1种以上作为捕收剂；添加20～100g/t 2#油作为起泡剂；添加1000～2200g/t水玻璃、六偏磷酸钠中的1种以上作为分散剂；在搅拌桶中搅拌5～10分钟后静置，待矿物充分富集在泡沫中后，由浮选机刮板刮出含矿泡沫，排出矿渣，对含矿泡沫重新搅拌制浆，控制矿浆浓度为35％～50％，按照重量百分比，在每吨矿浆中添加150～300g氨基苯酚类有机物、羧甲基纤维素中的1种以上作为抑制剂，抑制铜铅锌伴生金属，浮选分离硫铁混合矿物；
一次精选：对粗选阶段获得的硫铁混合矿物搅拌制浆，控制矿浆浓度为30％～40％，按照重量百分比，在矿浆中添加200～500g/t硫酸并搅拌均匀以充分去硫；依次添加20～80g/t丁基黄药作为捕收剂、10～50g/t 2#油作为起泡剂，控制矿浆PH为3.5～5.5，搅拌5分钟，浮选分离出硫精矿，磁选剩余矿物得到难选磁铁矿和磁黄铁矿；
二次精选：对难选磁铁矿和磁黄铁矿搅拌制浆，控制矿浆浓度为20％～25％，按照重量百分比，在矿浆中依次添加1200～2000g/t磷酸钠作为PH调整剂、添加1200～2000g/t硫酸铝作为活化剂、添加500～1200g/t的水玻璃作为分散剂、添加30～50g/t的丁基黄药作为捕收剂、添加10～30g/t的2#油作为起泡剂，控制矿浆PH为4.5～5.5，搅拌5分钟，浮选得到硫精矿和铁精矿。
2.如权利要求1所述的复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法，其特征在于：所述柠檬酸氢铵的氨基取代度为3～5。
3.如权利要求1所述的复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法，其特征在于：在所述二次精选阶段，所述磷酸钠与硫酸铝的重量用量比例为1︰1。
4.如权利要求1～3任一项所述的复杂多伴生铜铅锌硫铁矿选矿方法，其特征在于：所述氨基苯酚类有机物为间氨基苯酚、对氨基苯酚、邻氨基苯酚中的1种或几种混合组成。
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