CN116273485A - 一种黄铁矿浮选分离组合抑制剂及其应用 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种黄铁矿浮选分离组合抑制剂及其应用，属于矿物加工技术领域。本发明所述黄铁矿浮选分离组合抑制剂，包括栀子黄和抑制剂A；所述抑制剂A为石灰、亚硫酸钠、次氯酸钙中的一种。所述组合抑制剂选择性地抑制黄铁矿，对黄铜矿无抑制作用。因此将所述黄铁矿浮选分离组合抑制剂应用于硫化铜矿浮选中。同时本发明采用分支串流工艺可人为提高入选产品的品位，改善分选过程，节省药耗和能耗。本发明将组合抑制剂、组合捕收剂及工艺流程进行搭配实现了黄铜矿和黄铁矿的有效分离，提高硫化铜矿的指标。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种黄铁矿浮选分离组合抑制剂及其应用。
背景技术
铜是一种重要的战略金属，常用于交通运输、轻工业、电力、建筑行业和军事等方面。硫化铜矿是铜资源的主要类型，而黄铜矿和黄铁矿是硫化铜矿中典型的硫化矿物，两者的浮选分离是获取铜金属的关键环节。由于黄铜矿和黄铁矿具有相近的可浮性，且矿物共生及嵌布关系复杂，因此，容易造成铜精矿指标下降。
黄铜矿与黄铁矿的浮选分离，简称铜硫分离。铜硫分离工艺流程有混合浮选、优先浮选、部分优先-混合浮选、等可浮四种常用工艺。铜硫分离的原则流程一般采用抑硫浮铜工艺，其特点是加入大量石灰在高碱条件下选用黄药、黑药及其衍生物等优先浮选黄铜矿，属于典型的“强压强拉”浮选工艺。该方法存在石灰用量大、易堵塞设备和管道；黄铁矿及伴生金、银难以回收等问题。
发明内容
针对上述现有技术的缺点，本发明提供一种黄铁矿浮选分离组合抑制剂及其应用。
为实现上述目的，本发明采取的技术方案为：
一种黄铁矿浮选分离组合抑制剂，包括栀子黄和抑制剂A；所述抑制剂A为石灰、亚硫酸钠、次氯酸钙中的一种。
本发明所述的组合抑制剂中的栀子黄的主要成分为藏红酸，结构如下：
作为本发明的优选实施方式，所述栀子黄和抑制剂A的质量比为1:1～1:5。
本发明所述黄铁矿浮选分离组合抑制剂在硫化铜矿浮选中黄铜矿与黄铁矿分离的应用。
作为本发明的优选实施方式，所述应用包括如下步骤：
(1)将硫化铜矿原矿进行磨矿并加水调节矿浆浓度和pH值，然后粗选得到粗选精矿和粗选尾矿；
(2)将粗选尾矿及进行三次扫选，得到扫选精矿和尾矿1；
(3)将粗选精矿和扫选精矿与第二支矿浆混合进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
(4)将粗选尾矿进行三次扫选得到扫选精矿和尾矿2；
(5)将粗选精矿经过两次精选，得到铜精矿和中矿；将尾矿1和尾矿2合并为总尾矿；
所述步骤(1)和步骤(3)的粗选过程添加组合抑制剂、组合捕收剂和起泡剂；所述步骤(2)和步骤(4)的扫选过程添加组合捕收剂和起泡剂。
本发明所述浮选工艺流程为分支串流浮选工艺，即将矿浆分为两支，第一支的粗选精矿、扫选精矿与第二支矿浆合并进行浮选作业。所述浮选作业第二支矿浆的中矿和扫选精矿均顺序返回上一级作业，构成闭路循环。
作为本发明的优选实施方式，所述组合抑制剂在单次粗选过程用量为1000～3000g/t；组合捕收剂在单次粗选过程的用量为20～50g/t，在单次扫选过程的用量为5～30g/t。
作为本发明的优选实施方式，所述组合捕收剂为异丁基钠黄药和巯基苯并噻唑钠的混合物，异丁基钠黄药和巯基苯并噻唑钠的质量比为1:1～1:4。
作为本发明的优选实施方式，所述单次粗选时间为4-6分钟，单次扫选时间为3-5分钟，单次精选时间为2-5分钟。
作为本发明的优选实施方式，所述步骤(1)中，磨矿细度为-0.074mm的含量占比为70％～75％；矿浆的质量百分浓度为30％～40％，pH值为9～11。
作为本发明的优选实施方式，所述起泡剂为常规起泡剂。
本发明所述黄铁矿浮选分离组合抑制剂的作用机理是：
栀子黄的主要成分为藏红酸，藏红酸中的-COOH在矿浆中解离为-COO-使得药剂表面带负电，与带负电的黄铁矿之间存在静电排斥作用。当二价金属阳离子(如Ca2+)存在时，黄铁矿表面的负电荷减少，静电排斥作用减弱，吸附量增加，从而抑制了黄铁矿的浮选，因此组合抑制剂可以选择性地抑制黄铁矿，而对黄铜矿基本无抑制作用。
与现有技术相比，本发明的有益效果为：
(1)本发明一方面利用组合抑制剂选择性地抑制黄铁矿；另一方面，使用巯基苯并噻唑钠噻唑钠与异丁基钠黄药产生协同作用，强化对黄铜矿的捕收，再结合工艺的选择实现对黄铜矿的高效回收。
(2)本发明采用分支串流浮选工艺可人为提高入选产品的品位，改善分选过程，节省药耗和能耗。分支串流浮选工艺是将其中一支的泡沫产品给入另一支浮选作业，以此提高后一支的入选原矿品位。该工艺可充分利用泡沫及矿浆中的剩余药剂，并发挥经药剂作用疏水化的矿粒或絮团的载体作用，降低药剂用量，提高浮选指标。
(3)本发明所述浮选方法可在弱碱性环境下使用，对黄铜矿的选择性和捕收性强，可选择性抑制黄铁矿，有效实现黄铜矿与黄铁矿的浮选分离，高效回收硫化铜矿。本发明所述浮选方法采用的药剂性质稳定，流程结构合理，能有效提高硫化铜矿的浮选指标，应用前景广阔。
附图说明
图1为本发明所述浮选回收黄铜矿的工艺流程图。
图2为本发明对比实施例2所述浮选回收黄铜矿的工艺流程图。
具体实施方式
为更好地说明本发明的目的、技术方案和优点，下面将结合具体实施例对本发明作进一步说明。
实施例1
本实施例一种黄铁矿浮选分离组合抑制剂及其应用，具体包括以下步骤：
(1)组合抑制剂为石灰和栀子黄，石灰和栀子黄的质量比为1:2；组合捕收剂为异丁基钠黄药和巯基苯并噻唑钠，异丁基钠黄药和巯基苯并噻唑钠的质量比为1:1；起泡剂为松醇油；硫化铜矿原矿为云南某铜矿山的硫化铜矿，其铜含量为0.26％，硫含量为8.86％，还含有石英、绿泥石及方解石等脉石矿物。
(2)称取1000g硫化铜矿原矿，将原矿磨至-0.074mm含量占70％，之后将矿浆转移至3L浮选槽中，调节矿浆浓度为40％。
(3)加入组合抑制剂1000g/t，pH值为10，作用3分钟，再加入组合捕收剂20g/t，作用2分钟，最后加入起泡剂20g/t，作用1分钟，进行粗选，粗选时间4分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿。
(4)粗选尾矿中加入组合捕收剂10g/t，作用2分钟，再加入起泡剂10g/t，作用1分钟，进行第一次扫选作业，扫选时间3分钟，得到第一次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂5g/t，作用2分钟，再加入起泡剂10g/t，作用1分钟，进行第二次扫选作业，扫选时间3分钟，得到第二次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂5g/t，作用2分钟，进行第三次扫选作业，扫选时间3分钟，得到第三次扫选精矿和尾矿1。
(5)将上述步骤(3)～步骤(4)中的粗选精矿和扫选精矿加入第二支磨好的矿浆中，加入组合抑制剂1000g/t，pH值为10，作用3分钟，再加入组合捕收剂20g/t，作用2分钟，最后加入起泡剂15g/t，作用1分钟，进行粗选，粗选时间4分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿。
(6)粗选尾矿中加入组合捕收剂10g/t，作用2分钟，再加入起泡剂5g/t，作用1分钟，进行第一次扫选作业，扫选时间3分钟，得到第一次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂5g/t，作用2分钟，再加入起泡剂5g/t，作用1分钟，进行第二次扫选作业，扫选时间3分钟，得到第二次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂5g/t，作用2分钟，进行第三次扫选作业，扫选时间3分钟，得到第三次扫选精矿和尾矿2。
(7)步骤(5)中的粗选精矿进行两次精选，精选时间分别为3分钟和2分钟，得到铜精矿和中矿。
(8)尾矿1和尾矿2合并为总尾矿。
上述浮选作业第二支的中矿和扫选精矿均顺序返回上一级作业，构成闭路循环，所得到的精矿产品品位和回收率见表1。
实施例2
本实施例一种黄铁矿浮选分离组合抑制剂及其应用，具体包括以下步骤：
(1)组合抑制剂为亚硫酸钠与栀子黄，亚硫酸钠与栀子黄的质量比为1:4；组合捕收剂为异丁基钠黄药和巯基苯并噻唑钠，异丁基钠黄药和巯基苯并噻唑钠的质量比为1:2；起泡剂为仲辛醇；硫化铜矿原矿为云南某铜矿的硫化铜矿，其铜含量为0.41％，硫含量为10.35％，还含有石英、绿泥石及方解石等脉石矿物。
(2)称取1000g硫化铜矿原矿，将原矿磨至-0.074mm含量占75％，之后将矿浆转移至3L浮选槽中，调节矿浆浓度为35％。
(3)加入组合抑制剂1500g/t，pH值为9，作用3分钟，再加入组合捕收剂30g/t，作用2分钟，最后加入起泡剂20g/t，作用1分钟，进行粗选，粗选时间5分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿。
(4)粗选尾矿中加入组合捕收剂20g/t，作用2分钟，再加入起泡剂10g/t，作用1分钟，进行第一次扫选作业，扫选时间4分钟，得到第一次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂10g/t，作用2分钟，再加入起泡剂10g/t，作用1分钟，进行第二次扫选作业，扫选时间4分钟，得到第二次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂10g/t，作用2分钟，进行第三次扫选作业，扫选时间4分钟，得到第三次扫选精矿和尾矿1。
(5)将上述步骤(3)～步骤(4)中的粗选精矿和扫选精矿加入第二支磨好的矿浆中，加入组合抑制剂1500g/t，pH值为9，作用3分钟，再加入组合捕收剂20g/t，作用2分钟，最后加入起泡剂15g/t，作用1分钟，进行粗选，粗选时间5分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿。
(6)粗选尾矿中加入组合捕收剂10g/t，作用2分钟，再加入起泡剂5g/t，作用1分钟，进行第一次扫选作业，扫选时间4分钟，得到第一次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂5g/t，作用2分钟，再加入起泡剂5g/t，作用1分钟，进行第二次扫选作业，扫选时间4分钟，得到第二次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂5g/t，作用2分钟，进行第三次扫选作业，扫选时间4分钟，得到第三次扫选精矿和尾矿2。
(7)步骤(5)中的粗选精矿进行两次精选，精选时间分别为4分钟和3分钟，得到铜精矿和中矿。
(8)尾矿1和尾矿2合并为总尾矿。
上述浮选作业第二支的中矿和扫选精矿均顺序返回上一级作业，构成闭路循环，所得到的精矿产品品位和回收率见表1。
实施例3
本实施例一种黄铁矿浮选分离组合抑制剂及其应用，具体包括以下步骤：
(1)组合抑制剂为次氯酸钙与栀子黄，次氯酸钙与栀子黄的质量比为1:5；组合捕收剂为异丁基钠黄药和巯基苯并噻唑钠，异丁基钠黄药和巯基苯并噻唑钠的质量比为1:4；起泡剂为甲基异丁基甲醇；硫化铜矿原矿为云南某铜矿的硫化铜矿，其铜含量为0.53％，硫含量为14.60％，还含有石英、绿泥石及方解石等脉石矿物。
(2)称取1000g硫化铜矿原矿，将原矿磨至-0.074mm含量占73％，之后将矿浆转移至3L浮选槽中，调节矿浆浓度为40％。
(3)加入组合抑制剂3000g/t，pH值为9，作用3分钟，再加入组合捕收剂50g/t，作用2分钟，最后加入起泡剂20g/t，作用1分钟，进行粗选，粗选时间6分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿。
(4)粗选尾矿中加入组合捕收剂30g/t，作用2分钟，再加入起泡剂10g/t，作用1分钟，进行第一次扫选作业，扫选时间5分钟，得到第一次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂15g/t，作用2分钟，再加入起泡剂10g/t，作用1分钟，进行第二次扫选作业，扫选时间4分钟，得到第二次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂15g/t，作用2分钟，进行第三次扫选作业，扫选时间4分钟，得到第三次扫选精矿和尾矿1。
(5)将上述步骤(3)～步骤(4)中的粗选精矿和扫选精矿加入第二支磨好的矿浆中，加入组合抑制剂3000g/t，pH值为9，作用3分钟，再加入组合捕收剂40g/t，作用2分钟，最后加入起泡剂15g/t，作用1分钟，进行粗选，粗选时间6分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿。
(6)粗选尾矿中加入组合捕收剂20g/t，作用2分钟，再加入起泡剂5g/t，作用1分钟，进行第一次扫选作业，扫选时间5分钟，得到第一次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂10g/t，作用2分钟，再加入起泡剂5g/t，作用1分钟，进行第二次扫选作业，扫选时间5分钟，得到第二次扫选精矿和扫选尾矿。扫选尾矿中加入组合捕收剂10g/t，作用2分钟，进行第三次扫选作业，扫选时间4分钟，得到第三次扫选精矿和尾矿2。
(7)步骤(5)中的粗选精矿进行两次精选，精选时间分别为5分钟和4分钟，得到铜精矿和中矿。
(8)尾矿1和尾矿2合并为总尾矿。
上述浮选作业第二支的中矿和扫选精矿均顺序返回上一级作业，构成闭路循环，所得到的精矿产品品位和回收率见表1。
对比实施例1
本对比实施例的处理条件和实施例1相同，不同之处在于：抑制剂为石灰，捕收剂为异丁基钠黄药，抑制剂和捕收剂在各浮选作业段的加入量为实施例1的2倍。对比实施例1所得到的精矿产品的品位和回收率见表2。
对比实施例2
本对比实施例的处理条件和实施例3相同，不同之处在于只进行单支浮选，不进行分支串流浮选。对比实施例2所得到的精矿产品的品位和回收率见表2。
表1
表2
由表1中的实施例1-3结果可知，在浮选黄铜矿时采用本发明的方法，各实施例中所得到的铜精矿产品均达到中华人民共和国有色金属行业铜精矿标准(YS/T 318-2007)中三级品及以上，且铜的回收率均在90％以上，实现了黄铜矿的高效浮选回收。
由表2的对比实施例1可知，单独使用石灰和异丁基钠黄药，药剂用量较大，铜精矿品位和回收率均没有使用组合抑制剂和组合捕收剂时高，铜精矿只能达到标准(YS/T 318-2007)中的四级品。由表2的对比实施例2可知，采用单支浮选工艺获得的指标没有分支串流浮选工艺的高。因此，组合抑制剂、组合捕收剂及工艺流程的搭配可以实现黄铜矿和黄铁矿的有效分离，提高硫化铜矿的指标。
最后所应当说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非对本发明保护范围的限制，尽管参照较佳实施例对本发明作了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的实质和范围。
Claims (8)
1.一种黄铁矿浮选分离组合抑制剂，其特征在于，包括栀子黄和抑制剂A；所述抑制剂A为石灰、亚硫酸钠、次氯酸钙中的一种。
2.如权利要求1所述黄铁矿浮选分离组合抑制剂，其特征在于，所述栀子黄和抑制剂A的质量比为1:1～1:5。
3.权利要求1或2所述黄铁矿浮选分离组合抑制剂在硫化铜矿浮选中黄铜矿与黄铁矿分离的应用。
4.如权利要求3所述应用，其特征在于，所述应用包括如下步骤：
(1)将硫化铜矿原矿进行磨矿并加水调节矿浆浓度和pH值，然后粗选得到粗选精矿和粗选尾矿；
(2)将粗选尾矿进行三次扫选，得到扫选精矿和尾矿1；
(3)将粗选精矿和扫选精矿与第二支矿浆混合进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
(4)将粗选尾矿进行三次扫选得到扫选精矿和尾矿2；
(5)将粗选精矿经过两次精选，得到铜精矿和中矿；将尾矿1和尾矿2合并为总尾矿；
所述步骤(1)和步骤(3)的粗选过程添加组合抑制剂、组合捕收剂和起泡剂；所述步骤(2)和步骤(4)的扫选过程添加组合捕收剂和起泡剂。
5.如权利要求4所述应用，其特征在于，所述组合抑制剂在单次粗选过程用量为1000～3000g/t；组合捕收剂在单次粗选过程的用量为20～50g/t，在单次扫选过程的用量为5～30g/t。
6.如权利要求4所述应用，其特征在于，所述组合捕收剂为异丁基钠黄药和巯基苯并噻唑钠的混合物，异丁基钠黄药和巯基苯并噻唑钠的质量比为1:1～1:4。
7.如权利要求4所述应用，其特征在于，所述单次粗选时间为4-6分钟，单次扫选时间为3-5分钟，单次精选时间为2-5分钟。
8.如权利要求4所述应用，其特征在于，所述步骤(1)中，磨矿细度为-0.074mm的含量占比为70％～75％；矿浆的质量百分浓度为30％～40％，pH值为9～11。
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