CN115155794B - 一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺 - Google Patents
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- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
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Abstract
本发明公开了一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，涉及矿物加工工艺技术领域，解决了现有的现有的浮选工艺难以获得高质量的硫精砂的问题，包括粗选、扫选、第一次精选Ⅰ、第一次精选Ⅱ、第二次精选、第三次精选、中矿预先分级、再磨，所述粗选得到的粗选泡沫进行第一次精选Ⅰ，第一次精选Ⅰ得到的尾矿进行第一次精选Ⅱ，得到硫精砂产品1，第一次精选Ⅰ得到的泡沫进行第二次精选，第二次精选得到的泡沫进行第三次精选；第三次精选的泡沫为硫精砂产品2；粗选尾矿进行扫选作业，精选过程中得到的中矿合并够先进行预先分级，合格粒级返回粗选，不合格粒级进入磨矿，磨矿产品返回分级作业；保证了精矿品位，提高了硫矿物回收率。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工工艺技术领域，更具体的是涉及从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺技术领域。
背景技术
硫精砂别名黄铁矿，是硫铁矿石中的主要含硫矿物，常含钴、镍，有时含铜、金和银，等轴晶系，晶体常呈立方体或五角十二面体，集合体常呈致密块状、粒状或浸染状，颜色为浅黄铜色或金黄色，条痕为绿黑或黑色，金属光泽，性脆，参差状断口，硬度6～6.5，密度4.9～5.2g/cm3，具有弱导电性，不溶于水和稀盐酸，溶于硝酸并有硫黄析出，在火上烧时产生蓝色火焰并发出刺鼻的二氧化硫臭，黄铁矿是地壳中分布最广的硫化物，可在各种地质作用中形成，在石灰岩、火山岩和煤层中可单独形成矿床，也常与铜、铅、锌等有色金属共生，形成多金属硫铁矿床。
硫精砂是一种重要的化工原料，主要用于生产化肥、制取硫酸等，一般采用重选或浮选的方法获得，用浮选方法生产硫精砂时采用硫酸铜进行活化、黄药类做捕收剂，可以获得含硫品位35％--40％的硫精砂。
常规的浮选工艺适用于矿物嵌布粒度粗、可浮性较好的矿石，所获得的产品含硫一般在35-40％，达不到优质硫精砂的质量标准，特别是从浮选尾矿中回收生产硫精砂时，由于其所含硫矿物嵌布粒度不均匀、性质变化大，且硫矿物未充分解离，采用浮选工艺时往往难以获得高质量的硫精砂。
发明内容
本发明的目的在于解决现有的浮选工艺难以获得高质量的硫精砂的问题，为了解决上述技术问题，本发明提供一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺。
本发明为了实现上述目的具体采用以下技术方案：
一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，包括粗选、扫选、第一次精选Ⅰ、第一次精选Ⅱ、第二次精选、第三次精选、中矿预先分级、再磨，所述粗选得到的粗选泡沫进行第一次精选Ⅰ，第一次精选Ⅰ得到的尾矿进行第一次精选Ⅱ，得到硫精砂产品1，第一次精选Ⅰ得到的泡沫进行第二次精选，第二次精选得到的泡沫进行第三次精选；第三次精选的泡沫为硫精砂产品2；粗选尾矿进行扫选作业，精选过程中得到的中矿合并够先进行预先分级，合格粒级返回粗选，不合格粒级进入磨矿，磨矿产品返回分级作业。
现有的回收浮选尾矿所含硫矿物的技术中，因为矿石中硫矿物与脉石等其他矿物共生关系密切，矿物嵌布粒度粗细不均，导致磨矿过程难以实现单体解离，同时由于硫矿物可浮性差异大，最终导致浮选过程中硫精矿的品位不高，硫回收率低。
本发明依据矿石性质的特点，在大量选矿试验研究的基础上，研究出硫精砂异步产出的产品方案与中矿选择性再磨返回的工艺流程，成功地解决了硫精砂品位偏低的技术难题。
本发明在硫精砂的浮选过程中，第一次精选分两步进行，将第一次精选Ⅱ所得到的浮选泡沫作为硫精砂产品1产出，第三次精选的泡沫作为硫精砂产品2产出，可以获得两种品级的合格硫精砂产品，其中硫精砂产品1符合硫精矿一等品产品标准，硫精砂产品2符合硫精砂优等品一级的产品标准。扫选泡沫的中矿1、一次精选Ⅱ尾矿的中矿2、二次精选尾矿的中矿3、三次精选尾矿的中矿4合并后经过分级再磨后返回粗选作业，实现了难以解离的硫矿物与脉石等矿物的充分解离，保证了精矿品位，提高了硫矿物回收率。
本发明将一次精选Ⅱ的浮选泡沫作为硫精砂产品1产出，既可以保证硫精砂产品1、硫精砂产品2含硫品位符合质量要求，又可以降低最终尾矿中硫的品位；扫选泡沫中矿1、第一次精选Ⅱ尾矿中矿2、第二次精选尾矿中矿3、第三次精选尾矿中矿4合并经过分级后，粗粒级进行再磨，再磨分级后合格粒级返回粗选，分级粒度控制要求为80％的粒度为-325目，通过预先分级形成选择性磨矿，避免了过粉碎，不仅强化了浮选的效果，而且提高硫矿物的回收率。
进一步的，所述粗选的具体方法为：向矿浆中加入硫酸铜、丁基黄药、二号油搅拌混合均匀，进行粗选作业，粗选泡沫进入第一次精选Ⅰ，粗选尾矿进入扫选作业。所述矿浆的浓度控制在34％～36％，矿浆的pH值控制在7～9；所述硫酸铜的添加量为100～150克/吨；所述丁基黄药的添加量为80～100克/吨；所述二号油的添加量为15～20克/吨。
进一步的，所述扫选的具体方法为：在粗选尾矿中添加丁基黄药和二号油搅拌混匀，即进行扫选浮选作业，扫选作业的尾矿即为最终尾矿，扫选作业所得泡沫为中矿1。
进一步的，所述第一次精选Ⅰ的具体方法为：向矿浆中添加水玻璃和丁基黄药混合均匀，即进行第一次精选Ⅰ，第一次精选Ⅰ的尾矿进入第一次精选Ⅱ，第一次精选Ⅰ的泡沫进入第二次精选。所述矿浆的浓度控制在25％～28％，所述水玻璃的添加量为400～600克/吨，所述丁基黄药的添加量为20～30克/吨。
进一步的，所述第二次精选的具体方法为：向矿浆中添加水玻璃即可进行第二次精选，得到的尾矿为中矿3，得到的泡沫进行第三次精选。所述矿浆的浓度控制在22％～25％，水玻璃的添加量为200～300克/吨。
进一步的，所述第三次精选的具体方法为：向矿浆中添加水玻璃混合均匀即可进行第三次精选作业，第三次精选作业得到的尾矿为中矿4，第三次精选的泡沫为硫精砂产品2；其中矿浆的浓度控制在18％～20％，水玻璃的添加量为100～150克/吨。
进一步的，所述第一次精选II的具体方法为：向第一次精选Ⅰ得到的尾矿中添加50～80克/吨的硫酸铜、20～30克/吨的丁基黄药、5克/吨的二号油；第一次精选II得到的尾矿中矿2，得到的浮选泡沫为硫精砂产品1。
本发明的有益效果如下：
(1)本发明将一次精选Ⅱ的浮选泡沫作为硫精砂产品1产出，既可以保证硫精砂产品1、硫精砂产品2含硫品位符合质量要求，又可以降低最终尾矿中硫的品位；扫选泡沫中矿1、第一次精选Ⅱ尾矿中矿2、第二次精选尾矿中矿3、第三次精选尾矿中矿4合并经过分级后，粗粒级进行再磨，再磨分级后合格粒级返回粗选，分级粒度控制要求为80％的粒度为-325目，通过预先分级形成选择性磨矿，避免了过粉碎，不仅强化了浮选的效果，而且提高硫矿物的回收率；
(2)本发明将第一次精选分两步进行，第一次精选Ⅰ尾矿进入第一次精选Ⅱ，第一次精选Ⅱ浮选泡沫为硫精砂产品1，其含硫品位高于38％，符合硫精砂优等品一级质量标准，解决了难以解离的铜铅锌矿物等杂质对后续精选的影响，确保了高品质硫精砂品质达标；
(3)本发明第一次精选Ⅰ浮选泡沫经过第二次精选、第三次精选，第三次精选泡沫作为硫精砂产品2产出，其含硫品位50％以上，达到了硫精砂优等品一级质量的标准；
(4)本发明扫选泡沫中矿1、第一次精选Ⅱ尾矿中矿2、第二次精选尾矿中矿3、第三次精选尾矿中矿4合并后进行预先分级，合格粒级返回粗选，不合格粒级进入再磨作业，形成了选择性磨矿，增加了硫矿物的解离度，保证了产品1、产品2可以获得更高的含硫品位，减少了硫矿物在尾矿中的损失。
附图说明
图1是中矿选择性再磨两种产品的工艺流程图；
图2是中矿顺序返回一种产品的工艺流程图；
图3是中矿顺序返回两种产品的工艺流程图。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。
实施例1
矿样来源为：铜浮选尾矿。
矿源介绍：矿样为铜矿石浮选尾矿，其所含金属矿物主要是黄铁矿，其次为闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿等，非金属矿物以石英、绿泥石、绢云母、方解石为主，矿石构造主要为浸染状、角砾状构造、条带状构造，矿石结构主要由自行-半自行晶粒状结构，他形晶粒状结构等。受成矿过程复杂、成矿期长、成矿元素活化、迁移等因素的影响，使得矿物生成次序没有严格界限，彼此相互渗透。采用常规浮选工艺难以实现硫矿物的解离及高效回收，产品达不到高品级优质硫精砂的质量要求。下表1为该实施例中的矿样分析结果。
表1矿样分析结果(％)
| 元素 | Cu | Pb | Zn | S | Fe | SiO2 | CaO | Al2O3 | MgO | As |
| 含量 | 0.06 | 0.11 | 0.26 | 5.84 | 7.91 | 60.43 | 0.48 | 11.13 | 5.14 | 0.034 |
如图3所示，入选物料细度为-200目75％，首先进行粗选；对粗选作业选出的粗精矿进行精选，对粗选的尾矿进行扫选；在精选的过程中，第一次精选分两步进行，将第一次精选Ⅱ浮选泡沫作为产品1产出，避免了连生矿物对高品质硫精砂含硫品位的影响，保证了高品质硫精砂品质符合要求；将第三次精选的尾矿中矿4、第二次精选的尾矿中矿3、第一次精选Ⅱ尾矿中矿2、扫选泡沫中矿1集中分级，不合格粒级进入再磨，再磨排矿进入分级作业，构成闭路磨矿，分级后合格粒级返回粗选作业。所述的分级细度要求-325目物料含量达到进入再磨物料的80％。表2为该实施例的试验技术指标。表3为该实施例的产品元素分析结果。表4本实施例产品中硫精矿的品位分析结果。
表2本实施例试验技术指标(％)
| 名称 | 产率 | 硫品位 | 硫回收率 |
| 硫精矿2 | 6.65 | 51.05 | 60.25 |
| 硫精矿1 | 4.84 | 39.00 | 33.47 |
| 尾矿 | 88.51 | 0.40 | 6.28 |
| 原矿 | 100.00 | 5.64 | 100.00 |
表3本实施例产品元素分析结果(％)
| 元素 | Cu | Pb | Zn | S | SiO2 | CaO | Al2O3 | MgO | As |
| 硫精砂2 | 0.03 | 0.07 | 0.12 | 51.1 | 1.74 | 1.15 | 0.37 | 0.73 | 0.01 |
表4本实施例产品中硫精矿的品位分析结果(％)
| 名称 | 铅+锌品位 | 硫品位 | 砷品位 |
| 硫精矿2 | 0.2 | 50.50 | ＜0.01 |
| 硫精矿1 | 1.5 | 38.40 | ＜0.02 |
如图2和图3所示，将上述矿源分别采用图2和图3所示的工艺方法进行浮选，作为对比例1和对比例2，其试验结果如表5所示。
表5对比例的试验结果(％)
由试验结果可知，不同的产品方案、不同的中矿处理及返回方式，对硫精砂品位与回收率均有较为明显的影响。中矿顺序返回、一种产品方案，回收率最高可以达到89.17％，但硫精砂的品位仅能达到39.7％，中矿经再磨、两种产品方案得到的指标最优，获得的两种产品含硫分别达到51.05％、39.0％，硫的综合回收率保持在90.05％，其中高品质硫精砂中硫的回收率为60.25％，该浮选流程不仅可以提高硫的回收率，还有利于提高硫精砂的品位，在复杂难选含硫浮选尾矿资源的回收方面发挥了关键的作用。
通过不同浮选工艺流程的对比试验证明，一种从浮选尾矿中回收生产高品质硫精砂的浮选工艺，在含硫浮选尾矿中硫矿物的回收方面具有良好的应用效果，可以获得较为理想的选矿技术指标。
由以上可知，本发明可以显著改善含硫矿物与脉石等矿物的分离效率，提高了硫精砂的质量与回收率，成功解决了提高硫精砂品质与提高回收率之间的矛盾问题，实现了含硫浮选尾矿中硫矿物的高效回收。
实施例2
矿样来源为：铜铅锌浮选尾矿。
矿源介绍：该矿样为铜铅锌多金属矿石浮选尾矿，其所含主要金属矿物为黄铁矿，其次有闪锌矿、方铅矿、黄铜矿，少量黝铜矿、毒砂、磁铁矿、褐铁矿等。脉石矿物主要为石英、长石、白云母、绢云母、绿泥石，其次有方解石、重晶石，少量或微量黑云母，角闪石、磷灰石、萤石等。矿石构造可见到的有块状、浸染状构造、充填脉状构造；矿石结构方面主要有自形、半自形粒状结构、他形晶粒状结构、各种交代结构、填隙结构、包含结构、固溶体分离结构等。硫矿物和闪锌矿、方铅矿、黄铜矿嵌镶关系复杂。采用常规浮选工艺时，无法获得高品级优质硫精砂。表6为矿样分析结果。
表6矿样分析结果(％)
| 元素 | Cu | Pb | Zn | S | Fe | SiO2 | CaO | Al2O3 | MgO | As |
| 含量 | 0.02 | 0.15 | 0.36 | 8.14 | 2.91 | 63.16 | 2.48 | 11.32 | 3.34 | <0.05 |
如图3所示，入选物料细度为-200目70％，首先进行粗选；对粗选作业选出的粗精矿进行精选，对粗选的尾矿进行扫选；在精选的过程中，第一次精选分两步进行，将第一次精选Ⅱ浮选泡沫作为产品1产出，避免了连生矿物对高品质硫精砂含硫品位的影响，保证了高品质硫精砂品质符合要求；将第三次精选的尾矿中矿4、第二次精选的尾矿中矿3、第一次精选Ⅱ尾矿中矿2、扫选泡沫中矿1集中分级，不合格粒级进入再磨，再磨排矿进入分级作业，构成闭路磨矿，分级后合格粒级返回粗选作业。所述的分级细度要求-325目物料含量达到进入再磨物料的80％。表7为该实施例的试验技术指标(％)。表8为该实施例的产品分析结果(％)。
表7本实施例试验技术指标(％)
| 名称 | 产率 | 硫品位 | 硫回收率 |
| 硫精矿2 | 8.97 | 50.47 | 55.35 |
| 硫精矿1 | 7.25 | 37.64 | 33.38 |
| 尾矿 | 83.78 | 1.10 | 11.27 |
| 原矿 | 100.00 | 8.18 | 100.00 |
表8本实施例产品分析结果(％)
| 元素 | Cu | Pb | Zn | S | SiO2 | CaO | Al2O3 | MgO | As |
| 硫精砂2 | 0.07 | 0.15 | 0.22 | 50.7 | 2.74 | 0.85 | 0.51 | 0.27 | 0.02 |
表9本实施例产品中硫精矿的品位分析结果(％)
| 名称 | 铅+锌品位 | 硫品位 | 砷品位 |
| 硫精矿2 | 0.2 | 50.47 | ＜0.01 |
| 硫精矿1 | 1.5 | 37.64 | ＜0.02 |
Claims (10)
1.一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，其特征在于，包括粗选、扫选、第一次精选Ⅰ、第一次精选Ⅱ、第二次精选、第三次精选、中矿预先分级、再磨，所述粗选得到的粗选泡沫进行第一次精选Ⅰ，第一次精选Ⅰ得到的尾矿进行第一次精选Ⅱ，得到硫精砂产品1，第一次精选Ⅰ得到的泡沫进行第二次精选，第二次精选得到的泡沫进行第三次精选；第三次精选的泡沫为硫精砂产品2；粗选尾矿进行扫选作业，将第一次精选Ⅱ的中矿2、第二次精选的中矿3和第三次精选的中矿4合并后进行预先分级，合格粒级返回粗选，不合格粒级进入磨矿，磨矿产品返回分级作业。
2.根据权利要求1所述的一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，其特征在于，所述粗选的具体方法为：向矿浆中加入硫酸铜、丁基黄药、二号油搅拌混合均匀，进行粗选作业，粗选泡沫进入第一次精选Ⅰ，粗选尾矿进入扫选作业。
3.根据权利要求2所述的一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，其特征在于，所述矿浆的浓度控制在34%~36%，矿浆的pH值控制在7~9；所述硫酸铜的添加量为100~150克/吨；所述丁基黄药的添加量为80~100克/吨；所述二号油的添加量为15~20克/吨。
4.根据权利要求1所述的一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，其特征在于，所述扫选的具体方法为：在粗选尾矿中添加丁基黄药和二号油搅拌混匀，即进行扫选浮选作业，扫选作业的尾矿即为最终尾矿，扫选作业所得泡沫为中矿1。
5.根据权利要求1所述的一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，其特征在于，所述第一次精选Ⅰ的具体方法为：向矿浆中添加水玻璃和丁基黄药混合均匀，即进行第一次精选Ⅰ，第一次精选Ⅰ的尾矿进入第一次精选Ⅱ，第一次精选Ⅰ的泡沫进入第二次精选。
6.根据权利要求5所述的一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，其特征在于，所述矿浆的浓度控制在25%~28%，所述水玻璃的添加量为400~600克/吨，所述丁基黄药的添加量为20~30克/吨。
7.根据权利要求1所述的一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，其特征在于，所述第二次精选的具体方法为：向矿浆中添加水玻璃即可进行第二次精选，得到的尾矿为中矿3，得到的泡沫进行第三次精选。
8.根据权利要求7所述的一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，其特征在于，所述矿浆的浓度控制在22%~25%，水玻璃的添加量为200~300克/吨。
9.根据权利要求1所述的一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，其特征在于，所述第三次精选的具体方法为：向矿浆中添加水玻璃混合均匀即可进行第三次精选作业，第三次精选作业得到的尾矿为中矿4，第三次精选的泡沫为硫精砂产品2；其中矿浆的浓度控制在18%~20%，水玻璃的添加量为100~150克/吨。
10.根据权利要求1所述的一种从浮选尾矿中回收生产硫精砂的浮选工艺，其特征在于，所述第一次精选II的具体方法为：向第一次精选Ⅰ得到的尾矿中添加50~80克/吨的硫酸铜、20~30克/吨的丁基黄药、5克/吨的二号油；第一次精选II得到的中矿2，得到的浮选泡沫为硫精砂产品1。
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