CN117884259B - 一种多金属矿选矿分离药剂及其制备方法和应用 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种多金属矿选矿分离药剂及其制备方法和应用。所述多金属矿选矿分离药剂的制备方法包括以下步骤：（1）将物质A、烧碱、纯碱和多硫化钠混合后，加热进行催化反应，制得中间产物B；所述物质A包括尿素、氨基乙酸、过氧化脲、氰酸铵和异氰酸中的一种或者几种；（2）将所述中间产物B与三氯异氰脲酸、二氯异氰脲酸以及2‑氨基‑3‑(4‑咪唑基)丙酸混合，即得所述多金属矿选矿分离药剂。本发明制备的多金属矿选矿分离药剂能实现铜硫低碱分离、能取缔氰化物实现铅锌分选和金的浸出，绿色、低毒、环保，解决了传统选矿过程中使用氰化物带来的毒性大、高碱性分离导致的石灰用量大的技术难题。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种多金属矿选矿分离药剂及其制备方法和应用。
背景技术
铜铅锌金作为重要的有色金属资源，已经广泛应用于电力、交通、新能源材料以及光伏产业等领域。随着经济不断发展，铜铅锌金的需求也日益增加。随着优质高品位矿物资源的快速开发，低品位难处理多金属矿的回收日益受到关注。
斑岩型铜矿床中，黄铜矿是主要的含铜矿物，常与黄铁矿共伴生存在。当前，铜硫浮选分离过程中主要采用高碱分离，即通过加入大量的石灰调节矿浆pH至12-13以抑制黄铁矿。大量石灰的使用易导致浮选矿浆中存在大量钙离子，使得设备或管道结垢，增加设备故障率。同时，大量石灰的使用也会导致矿体中伴生的钼金属、铼金属受到抑制，降低了企业收入。
当前，多金属硫化铅锌矿床中，铅锌浮选分离常常采用氰化物作为浮选抑制剂。氰化物作为剧毒物质，其大量使用不仅会对环境造成危害，还会对工人的身体健康造成影响。同时，金矿石的浸出过程中，也常常采用氰化物作为金的浸出剂。因此，寻找一种新型的低毒、环保的选矿分离药剂，以实现铜硫低碱分离，铅锌分选以及金的浸出具有重要意义。
有鉴于此，特提出本发明。
发明内容
本发明的第一目的在于提供一种多金属矿选矿分离药剂的制备方法，通过熔融聚合反应制得的氰尿酸盐及其衍生物，形成稳固的络合物结构，并与三氯异氰脲酸、二氯异氰脲酸以及2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸混合制得，分子结构中氰基与硫、氧等原子成键并以氰酸根形式溶出，不产生游离氰根离子，本发明方法制备的选矿分离药剂能实现铜硫低碱分离、能取缔氰化物实现铅锌分选和金的浸出，具有绿色、低毒、环保的优点，并且分选和浸出效果更好。
本发明的第二目的在于提供一种多金属矿选矿分离药剂，采用如上所述的制备方法制得，所述多金属矿选矿分离药剂能实现混浮后铅锌类矿物的分离、铜硫矿物的低碱度分离以及金矿的浸出，且分离效果好，稳定性强，适应性强，解决了传统选矿过程中使用氰化物带来的毒性大、高碱性分离导致的石灰用量大的技术难题。
本发明的第三目的在于提供如上所述的多金属矿选矿分离药剂在铜硫浮选分离中的应用。
本发明的第四目的在于提供如上所述的多金属矿选矿分离药剂在铅锌浮选分离中的应用。
本发明的第五目的在于提供如上所述的多金属矿选矿分离药剂在金矿石浸出中的应用。
为了实现本发明的上述目的，特采用以下技术方案：
一种多金属矿选矿分离药剂的制备方法，包括以下步骤：
（1）将物质A、烧碱、纯碱和多硫化钠混合后，加热进行催化反应，制得中间产物B；所述物质A包括尿素、氨基乙酸、过氧化脲、氰酸铵和异氰酸中的一种或者几种；
（2）将所述中间产物B与三氯异氰脲酸、二氯异氰脲酸以及2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸混合，即得所述多金属矿选矿分离药剂。
优选地，步骤（1）中所述物质A、所述烧碱、所述纯碱和所述多硫化钠的质量比为10-15：10-35：1-5：3-5。
优选地，步骤（1）中，所述催化反应的加热方式为分段加热，所述催化反应的条件为先在300-500℃反应2-6h，然后在800-1000℃反应2-8h。
优选地，步骤（1）中，所述催化反应的催化剂包括Au/TiO2催化剂、Pd-Cu/C双金属催化剂或磁性纳米催化剂中的至少一种。
优选地，所述磁性纳米催化剂包括Fe3O4-TiO2、TiO2和FeCo@C纳米颗粒中的至少一种。
优选地，步骤（2）中，所述中间产物B、所述三氯异氰脲酸、所述二氯异氰脲酸和所述2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸的质量比为1-3：1-5：0.5-1：1-2。
一种多金属矿选矿分离药剂，采用前述实施方式中任一项所述的多金属矿选矿分离药剂的制备方法制得。
如上所述的多金属矿选矿分离药剂在铜硫浮选分离中的应用。
优选地，所述铜硫浮选分离的方法包括以下步骤：
（1）对铜硫多金属矿原矿进行磨矿作业，加水制成矿浆；
（2）节矿浆pH，加入所述多金属矿选矿分离药剂作为黄铁矿抑制剂，加入铜捕收剂和起泡剂，经粗选、精选和扫选得到铜精矿和第一尾矿。
如上所述的多金属矿选矿分离药剂在铅锌浮选分离中的应用。
优选地，所述铅锌浮选分离的方法包括以下步骤：
（1）对铅锌多金属矿原矿进行磨矿作业，加水制成矿浆；
（2）调节矿浆pH，加入所述多金属矿选矿分离药剂作为浮选抑制剂，加入铅捕收剂和起泡剂，经粗选、精选和扫选得到铅精矿和第二尾矿。
如上所述的多金属矿选矿分离药剂在金矿石浸出中的应用。
优选地，所述金矿石的浸出方法包括以下步骤：
（1）对金矿石原矿进行磨矿和分级处理，得到+0.074-3mm的粗粒矿物和粒径为-0.074mm的细粒矿物；
（2）将所述粗粒矿物进行筑堆，得到粗粒矿物堆，采用所述多金属矿选矿分离药剂作为浸出剂，对所述粗粒矿物堆进行堆浸，对所述细粒矿物进行全泥浸出。
与现有技术相比，本发明的有益效果为：
（1）本发明提供的多金属矿选矿分离药剂能够有效抑制黄铁矿的浮选，实现黄铜矿和黄铁矿的低碱度分离，能够解决常规浮选药剂进行黄铜矿和黄铁矿浮选分离时存在的铜硫分离效果差、高碱条件下导致的铜回收率低、钙离子易结垢对设备造成负面影响等难题。
（2）本发明提供的多金属矿选矿分离药剂能够有效取缔氰化物，用于复杂铅锌多金属矿中铅锌的分选，实现铅锌的高效分离；并且能够实现低品位复杂金矿石的浸出，通过氰酸根离子可有效与金结合，金的浸出效率更高，有效解决了传统选矿过程中使用氰化物带来的毒性大的技术难题。
具体实施方式
下面将结合具体实施方式对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述，但是本领域技术人员将会理解，下列所描述的实施例是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例，仅用于说明本发明，而不应视为限制本发明的范围。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获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。
本发明的第一方面提供了一种多金属矿选矿分离药剂的制备方法，包括以下步骤：
（1）将物质A、烧碱、纯碱和多硫化钠混合后，加热进行催化反应，制得中间产物B；所述物质A包括尿素、氨基乙酸、过氧化脲、氰酸铵和异氰酸中的一种或者几种；
（2）将所述中间产物B与三氯异氰脲酸、二氯异氰脲酸以及2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸混合，即得所述多金属矿选矿分离药剂。
本发明制备的多金属矿选矿分离药剂中的硫键（-SH）和氰基（-CN）能与铜离子和铁离子形成强吸附，从而抑制黄铁矿的浮选，实现黄铜矿和黄铁矿的低碱度分离，从而避免高碱性浆料环境下铜的上浮性降低，以及钙离子结垢时对设备造成的负面影响。
分子结构中氰基与硫、氧等原子成键并以氰酸根形式溶出，不产生游离氰根离子；药剂通过氰酸根吸附在黄铁矿表面，增强黄铁矿的亲水性，并阻止捕收剂与黄铁矿表面的作用；能溶解黄铁矿表面已形成的黄酸盐捕收剂薄膜；还能消除矿浆中的活化离子，氰酸根离子（CNO-）可以与矿浆中黄铁矿的活化离子形成络合物，如铜离子等，防止黄铁矿被活化，有效抑制黄铁矿上浮。
熔融聚合反应制得的氰尿酸盐及其衍生物，形成稳固的络合物结构，浸金过程中不易产生游离氰根，低毒、环保，能够作为金浸出剂实现低品位复杂金矿石的浸出，通过氰酸根离子可有效与金结合，金的浸出效率更高。
本发明提供的多金属矿选矿分离药剂还能够实现复杂铅锌多金属矿中铅锌的分选，能有效取缔氰化物，实现铅锌的高效分离。
在本发明的一些具体实施方式中，所述多金属矿选矿分离药剂配制成水溶液的形式使用，质量浓度为1%-5%，例如1%、2%、3%、4%、5%中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中，步骤（1）中所述物质A、所述烧碱、所述纯碱和所述多硫化钠的质量比为10-15：10-35：1-5：3-5，包括但不限于10：10：1：3、10：10：1：5、10：10：5：5、10：20：5：5、11：28：1：3、15：35：2：5、15：20：1：3、15：30：5：4中的任意一种或是任意两种所构成的比值区间。
在本发明的一些具体实施方式中，步骤（1）中，所述催化反应的加热方式为分段加热，所述催化反应的条件为先在300-500℃（第一段加热温度）反应2-6h，然后在800-1000℃（第二段加热温度）反应2-8h，使用阶段加热的方式，反应过程更加充实，催化效果更加充分，有利于催化剂与药剂作用，提升药剂的有效性。
如在不同的实施方式中，所述催化反应的第一段加热温度可以为300℃、350℃、400℃、450℃、500℃中的任一点值或任两个点值组成的范围值，反应时间可以为2h、3h、4h、5h、6h中的任一点值或任两个点值组成的范围值；所述催化反应的第二段加热温度可以为800℃、850℃、900℃、950℃、1000℃中的任一点值或任两个点值组成的范围值，反应时间可以为2h、3h、4h、5h、6h、7h、8h中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中，步骤（1）中，所述催化反应的催化剂包括Au/TiO2催化剂、Pd-Cu/C双金属催化剂或磁性纳米催化剂中的至少一种。
在本发明的一些具体实施方式中，所述磁性纳米催化剂包括Fe3O4-TiO2、TiO2和FeCo@C纳米颗粒中的至少一种。
在本发明的一些具体实施方式中，步骤（2）中，所述中间产物B、所述三氯异氰脲酸、所述二氯异氰脲酸和所述2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸的质量比为1-3：1-5：0.5-1：1-2，包括但不限于1：1：0.5：1、1：1：0.5：2、1：1：1：1、1：1：1：2、1：3：0.5：1、1：5：0.5：2、2：2：1：1、2：5：0.5：1、2：5：1：2、3：3：0.5：1中的任意一种或是任意两种所构成的比值区间。
本发明的第二方面提供了一种多金属矿选矿分离药剂，采用前述实施方式中任一项所述的多金属矿选矿分离药剂的制备方法制得。
本发明提供的多金属矿选矿分离药剂能实现混浮后铅锌类矿物的分离、铜硫矿物的低碱度分离以及金矿的浸出，且分离效果好，解决了传统选矿过程中使用氰化物带来的毒性大和高碱性分离导致的石灰用量大的技术难题。
本发明的第三方面提供了一种如上所述的多金属矿选矿分离药剂在铜硫浮选分离中的应用。
在本发明的一些具体实施方式中，所述铜硫浮选分离的方法包括以下步骤：
（1）对含黄铜矿和黄铁矿的铜硫多金属矿原矿进行磨矿分级作业，磨矿产品中-0.074mm（小于0.074mm）粒级含量占比78%-79%，加水制成矿浆；
（2）加石灰调节矿浆pH至9-11，加入所述多金属矿选矿分离药剂作为黄铁矿抑制剂，加入铜捕收剂和起泡剂，经粗选、精选和扫选得到铜精矿和第一尾矿。
在本发明的一些具体实施方式中，步骤（2）中，矿浆浓度为30%-35%。
在本发明的一些具体实施方式中，所述铜捕收剂包括叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯中的至少一种。
在本发明的一些优选实施方式中，所述铜捕收剂包括叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯，且叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯的质量比为1-2：1-2：1-2，包括但不限于1：1：1、1.5：1：1、2：1：1、1：1：2、1.5：1：2、2：1：2、1：2：1、1.5：2：1、2：2：1、1：2：2、1.5：2：2、2：2：1中的任意一种或是任意两种所构成的比值区间。
在本发明的一些具体实施方式中，所述起泡剂包括松醇油，用量为10-50g/t。
在本发明的一些具体实施方式中，步骤（2）中，所述铜硫多金属矿的浮选工艺为一次粗选，两次精选和两次扫选；其中，粗选、精选Ⅰ和精选Ⅱ中所述多金属矿选矿分离药剂的用量均在300-2800g/t；粗选、扫选Ⅰ和扫选Ⅱ中铜捕收剂的用量均在20-190g/t。
在本发明的一些优选实施方式中，步骤（2）中，粗选中多金属矿选矿分离药剂的用量为2500-2800g/t，例如2500g/t、2600g/t、2700g/t、2800g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值；精选Ⅰ中多金属矿选矿分离药剂的用量为800-1000g/t，例如800g/t、900g/t、1000g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值，精选Ⅱ中多金属矿选矿分离药剂的用量为300-500g/t，例如300g/t、350g/t、400g/t、450g/t、500g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些优选实施方式中，步骤（2）中，粗选中铜捕收剂的用量为150-200g/t，例如150g/t、160g/t、170g/t、180g/t、190g/t、200g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值；扫选Ⅰ中铜捕收剂的用量为50-100g/t，例如50g/t、60g/t、70g/t、80g/t、85g/t、90g/t、95g/t、100g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值，扫选Ⅱ中铜捕收剂的用量为20-50g/t，例如20g/t、30g/t、40g/t、50g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
本发明的第四方面提供了一种如上所述的多金属矿选矿分离药剂在铅锌浮选分离中的应用。
在本发明的一些具体实施方式中，所述铅锌浮选分离的方法包括以下步骤：
（1）对铅锌多金属矿原矿进行磨矿分级作业，磨矿产品中-0.074mm粒级含量占比72%-78%，加水制成矿浆；
（2）调节矿浆pH至10-11，加入所述多金属矿选矿分离药剂作为浮选抑制剂，加入铅捕收剂和起泡剂，经粗选、精选和扫选得到铅精矿和第二尾矿。
在本发明地一些具体实施方式中，步骤（1）中，所述铅锌多金属矿原矿中铅含量为0.70%-2.50%，锌含量为6.00%-11.00%，脉石包括石英、黑云母、方解石、白云母和萤石。
在本发明地一些具体实施方式中，步骤（1）中磨矿可以采用干式研磨或湿法研磨，优选采用湿法磨矿，通过将矿石与水共混加入磨矿机进行研磨，也可以在研磨时加入研磨介质或助剂等辅助进行研磨，在本发明中不对此进行限定。
在本发明的一些具体实施方式中，步骤（2）中，矿浆浓度为30%-35%。
在本发明的一些具遗体实施方式中，步骤（2）中，pH调节剂为石灰，石灰不仅能起到调整pH的效果，还能起到抑制硫铁矿上浮的效果。
在本发明地一些具体实施方式中，所述铅捕收剂包括丁基黄药、乙硫氮和二异丁基二硫代次膦酸钠中的至少一种。
在本发明地一些优选实施方式中，所述铅捕收剂包括丁基黄药、乙硫氮和二异丁基二硫代次膦酸钠，且丁基黄药、乙硫氮和二异丁基二硫代次膦酸钠的质量比为0.5-1：1-2：1-2，包括但不限于0.5：1：1、1：1：1、0.5：1：2、1：1：2、0.5：2：1、1：2：1、0.5：2：2、1：2：2中的任意一种或是任意两种所构成的比值区间。
在本发明的一些具体实施方式中，所述铅捕收剂以水溶液的形式添加，溶液的质量浓度为1%-5%，例如1%、2%、3%、4%、5%中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中，所述起泡剂包括松醇油，用量为35-40g/t。
在本发明的一些具体实施方式中，步骤（2）中，所述铅锌多金属矿的浮选工艺为一次粗选，三次精选和两次扫选；其中，粗选、精选Ⅰ和精选Ⅱ中所述多金属矿选矿分离药剂的用量均在300-2500g/t；粗选、扫选Ⅰ和扫选Ⅱ中铅捕收剂的用量均在30-300g/t。
在本发明的一些具体实施方式中，步骤（2）中精选Ⅲ不加药剂。
可以理解的是，在每次浮选操作中应当存在对应的搅拌与充气方式，本发明中可以采用任意常规或非常规的方式，如机械叶轮搅拌、转子搅拌，气体析出式或压力溶气式等，任意的浮选参数或种类均可以实现本发明的矿物分离，本发明中不对此做出限制。
在本发明的一些优选实施方式中，步骤（2）中，粗选中多金属矿选矿分离药剂的用量为2000-2500g/t，例如2000g/t、2100g/t、2200g/t、2300g/t、2400g/t、2500g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值；精选Ⅰ中多金属矿选矿分离药剂的用量为800-1000g/t，例如800g/t、875g/t、900g/t、1000g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值，精选Ⅱ中多金属矿选矿分离药剂的用量为300-500g/t，例如300g/t、320g/t、350g/t、400g/t、450g/t、500g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些优选实施方式中，步骤（2）中，粗选中铅捕收剂的用量为250-300g/t，例如250g/t、260g/t、270g/t、280g/t、290g/t、300g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值；扫选Ⅰ中铅捕收剂的用量为100-150g/t，例如100g/t、110g/t、120g/t、130g/t、140g/t、150g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值，扫选Ⅱ中铅捕收剂的用量为30-50g/t，例如30g/t、35g/t、40g/t、45g/t、50g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
本发明的第五方面提供了一种如上所述的多金属矿选矿分离药剂在金矿石浸出中的应用。
在本发明的一些具体实施方式中，所述金矿石的浸出方法包括以下步骤：
（1）对金矿石原矿进行破碎、磨矿和分级处理，得到+0.074-3mm的粗粒矿物和粒径为-0.074mm的细粒矿物；
（2）将所述粗粒矿物进行筑堆，得到粗粒矿物堆，采用所述多金属矿选矿分离药剂作为浸出剂，对所述粗粒矿物堆进行堆浸，对所述细粒矿物进行全泥浸出。
在本发明地一些具体实施方式中，步骤（2）中，堆浸过程中，每吨粗粒矿物添加所述多金属矿选矿分离药剂1900-2100g。
在本发明地一些具体实施方式中，步骤（2）中，全泥浸出过程中，每吨细粒矿物添加所述多金属矿选矿分离药剂500-600g。
在本发明中，铜硫多金属矿和铅锌多金属矿浮选分离过程中，药剂用量都是相对于原矿干矿的用量。
下面结合具体实施例，对本发明的一些实施方式作详细说明。实施例中所采用的原料物质，如无特殊说明均可通过市售购买得到。实施例中以溶液的形式添加的药剂，其加入量指的是溶液中所含药剂（如多金属矿选矿分离药剂、捕收剂等）的用量。
实施例1
本实施例所采用的矿物原料为江西某地铜硫多金属矿。该矿石主要金属矿物组成为黄铜矿、黄铁矿和少量辉钼矿，脉石矿物主要为石英、白云母、萤石和方解石等。矿石中主要有价元素铜和硫平均品位分别为0.46%和1.52%。
（一）制备多金属矿选矿分离药剂
（1）尿素和氨基乙酸按照质量比1：1混合后（物质A），再与烧碱、纯碱和多硫化钠（Na2Sx，CAS:1344-08-7）按照质量比例10：10：1：3混合均匀后，加入Au/TiO2催化剂，用量为总试剂量的0.5wt%，在400℃反应3h后继续升温至900℃反应5h，得到中间产物B；
（2）将中间产物B与二氯异氰脲酸、三氯异氰脲酸和2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸按质量比1：1：1：1混合，得到所述多金属矿选矿分离药剂；在常温下将其配制成质量浓度为2%的水溶液备用。
（二）铜捕收剂的制备
将叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯按照质量比1:1:1充分混合后制得。
（三）浮选分离包括以下步骤：
（1）原矿处理：将含黄铜矿和黄铁矿的混浮精矿送入磨矿分级作业，磨矿产品中-0.074mm占比78.50%；
（2）铜硫浮选分离作业：将矿浆输送至浮选机中，加水调节矿浆浓度至31%，石灰用量为2kg/t，调节矿浆pH至10，进行一次粗选两次精选两次扫选作业，浮选过程全部采用充气式浮选机；
（2.1）粗选：向矿浆中依次加入多金属矿选矿分离药剂（作为抑制剂）、铜捕收剂和起泡剂（松醇油），三种浮选药剂的用量分别为2500g/t、180g/t和35g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为粗选铜精矿，底流矿浆进入下一扫选步骤；
（2.2）第一次扫选（扫选Ⅰ）：向粗选底流矿浆中投入铜捕收剂，用量为100g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为扫选扫选Ⅰ铜精矿，底流矿浆进入下一扫选步骤；
（2.3）第二次扫选（扫选Ⅱ）：向扫选Ⅰ底流矿浆中投入铜捕收剂，用量为30g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为扫选Ⅱ铜精矿，底流矿浆为最终尾矿；
（2.4）第一次精选（精选Ⅰ）：向粗选铜精矿中加入多金属矿选矿分离药剂作为抑制剂，用量为800g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为一次精选铜精矿，精选泡沫进入下一精选步骤；
（2.5）第二次精选（精选Ⅱ）：向一次精选泡沫中投入多金属矿选矿分离药剂作为抑制剂，用量为300g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为最终铜精矿。
经过检测后得到，本实施例的铜精矿中铜含量为23.55%，其中含铜回收率为93.48%。
实施例2
本实施例所采用的矿物原料为云南某地铜硫多金属矿。该矿石主要金属矿物组成为黄铜矿、黄铁矿和少量磁黄铁矿，脉石矿物主要为石英、白云母、萤石和方解石等。矿石中主要有价元素铜和硫平均品位分别为0.50%和1.33%。
（一）制备多金属矿选矿分离药剂
（1）将尿素、氨基乙酸、过氧化脲按照质量比1：0.5：0.2比例混合配制后（物质A），再与烧碱、纯碱和多硫化钠（CAS:1344-08-7）按照质量比例15：35：2：5混合均匀后，加入Au/TiO2催化剂，用量为总试剂量的0.4wt%，在350℃反应5h后继续升温至900℃反应3h，得到中间产物B；
（2）将中间产物B与二氯异氰脲酸、三氯异氰脲酸、2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸按照质量比2：2：1：1混合，得到所述多金属矿选矿分离药剂；在常温下将其配制成质量浓度为2%的水溶液备用。
（二）铜捕收剂的制备
将叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯按照质量比2:1:1充分混合后制得。
（三）浮选分离包括以下步骤：
（1）原矿处理：含黄铜矿和黄铁矿的混浮精矿送入磨矿分级作业，磨矿产品中-0.074mm占比79.00%；
（2）铜硫浮选分离作业：将矿浆输送至浮选机中，加水调节矿浆浓度至35%，石灰用量为1.5kg/t，调节矿浆pH至10，进行一次粗选两次精选两次扫选作业，浮选过程全部采用充气式浮选机；
（2.1）粗选：向矿浆中依次加入多金属矿选矿分离药剂（作为抑制剂）、铜捕收剂和起泡剂（松醇油），三种浮选药剂的用量分别为2800g/t、190g/t、10g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为粗选铜精矿，底流矿浆进入下一扫选步骤；
（2.2）第一次扫选（扫选Ⅰ）：向粗选底流矿浆中投入铜捕收剂，用量为85g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为扫选Ⅰ铜精矿，底流矿浆进入下一扫选步骤；
（2.3）第二次扫选（扫选Ⅱ）：向扫选Ⅰ底流矿浆中投入铜捕收剂，用量为20g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为扫选Ⅱ铜精矿，底流矿浆为最终尾矿；
（2.4）第一次精选（精选Ⅰ）：向粗选铜精矿中加入多金属矿选矿分离药剂作为抑制剂，用量为1000g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为一次精选铜精矿，精选泡沫进入下一精选步骤；
（2.5）第二次精选（精选Ⅱ）：向一次精选泡沫中投入多金属矿选矿分离药剂作为抑制剂，用量为450g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为最终铜精矿。
经过检测后得到，本实施例的铜精矿中铜含量为22.30%，其中含铜回收率为94.15%。
实施例3
本实施例所采用的矿物原料为广西某地锡铅锌多金属矿。该矿石主要金属矿物组成为脆硫铅锑矿、铁闪锌矿和黄铁矿，脉石矿物主要为石英、白云母等。矿石中主要有价元素铅和锌平均品位分别为2.20%和10.57%。
（一）制备多金属矿选矿分离药剂
（1）尿素、烧碱、纯碱和多硫化钠（CAS:1344-08-7）按照质量比10：20：5：5混合均匀后，加入Fe3O4-TiO2纳米颗粒催化剂，用量为总试剂量的0.2wt%，在300℃反应6h后继续升温至800℃反应8h，得到中间产物B；
（2）将中间产物B与二氯异氰脲酸、三氯异氰脲酸、2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸按照质量比3：3：0.5：1混合，得到所述多金属矿选矿分离药剂；在常温下将其配制成质量浓度为2%的水溶液备用。
（二）铅捕收剂的制备
将丁基黄药、乙硫氮和二异丁基二硫代次膦酸钠按照质量比0.5:1:2充分混合后制得。
（三）浮选分离包括以下步骤：
（1）原矿处理：将含脆硫铅锑矿、铁闪锌矿和黄铁矿原矿送入磨矿分级作业，分级产品中-0.074mm占比72.50%；
（2）浮选分离作业：将矿浆输送至浮选机中，加水调节矿浆浓度至32%，石灰用量为1.8kg/t，调节矿浆pH至11，进行一次粗选三次精选两次扫选作业，浮选过程全部采用充气式浮选机；
（2.1）粗选：向矿浆中依次加入多金属矿选矿分离药剂（作为抑制剂）、铅捕收剂和起泡剂（松醇油），三种浮选药剂的用量分别为2000g/t、250g/t、35g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为粗选铅精矿，底流矿浆进入下一扫选步骤；
（2.2）第一次扫选（扫选Ⅰ）：向粗选底流矿浆中加入铅捕收剂，用量为120g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为一次扫选铅精矿，底流矿浆进入下一扫选步骤；
（2.3）第二次扫选（扫选Ⅱ）：向扫选Ⅰ底流矿浆中投入铅捕收剂，用量为35g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为二次扫选铅精矿，一次和二次扫选铅精矿依次返回上级作业，底流矿浆为最终尾矿；
（2.4）第一次精选（精选Ⅰ）：向粗选铅精矿中加入多金属矿选矿分离药剂作为抑制剂，用量为900g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为一次精选铅精矿，精选泡沫进入下一精选步骤；
（2.5）第二次精选（精选Ⅱ）：向一次精选泡沫中投入多金属矿选矿分离药剂作为抑制剂，用量为300g/t；待浮选结束后，收集二次精选泡沫产品进入下一精选；
（2.6）第三次精选（精选Ⅲ）：二次精选泡沫进行空白浮选，不加药剂；待浮选结束后，收集泡沫产品为最终铅精矿。
经过检测后得到，本实施例的铅精矿中铅含量为21.21%，其中铅回收率为88.95%，铅精矿中含锌3.25%。
实施例4
本实施例所采用的矿物原料为广西某地锡铅锌多金属矿。该矿石主要金属矿物组成为方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿，脉石矿物主要为石英、白云母和萤石等。矿石中主要有价元素铅和锌平均品位分别为0.75%和6.54%。
（一）制备多金属矿选矿分离药剂
（1）尿素、氰酸铵和异氰酸按照质量比1：0.5：0.1混合配制后（物质A），再与烧碱、纯碱和多硫化钠（CAS:1344-08-7）按照质量比例11：28：1：3混合均匀，加入Pd-Cu/C双金属催化剂，用量为总试剂量的0.3wt%，在400℃反应3h后继续升温至950℃反应6h，得到中间产物B。
（2）将中间产物B与二氯异氰脲酸、三氯异氰脲酸、2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸按照质量比1：3：0.5：1混合，得到所述多金属矿选矿分离药剂；在常温下将其配制成质量浓度为2%的水溶液备用。
（二）铅捕收剂的制备
将丁基黄药、乙硫氮和二异丁基二硫代次膦酸钠按照质量比1:1:2充分混合后制得。
（三）浮选分离包括以下步骤：
（1）原矿处理：将含方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿原矿送入磨矿分级作业，分级产品中-0.074mm占比78.00%；
（2）浮选分离作业：将矿浆输送至浮选机中，加水调节矿浆浓度至35%，石灰用量为2kg/t，调节矿浆pH至11，进行一次粗选三次精选两次扫选作业，浮选过程全部采用充气式浮选机；
（2.1）粗选：向矿浆中依次加入多金属矿选矿分离药剂（作为抑制剂）、铅捕收剂和起泡剂（松醇油），三种浮选药剂的用量分别为2500g/t、300g/t、40g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为粗选铅精矿，底流矿浆进入下一扫选步骤；
（2.2）第一次扫选（扫选Ⅰ）：向粗选底流矿浆中加入铅捕收剂，用量为100g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为一次扫选铅精矿，底流矿浆进入下一扫选步骤；
（2.3）第二次扫选（扫选Ⅱ）：向扫选Ⅰ底流矿浆中投入铅捕收剂，用量为30g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为二次扫选铅精矿，一次和二次扫选铅精矿依次返回上级作业，底流矿浆为最终尾矿；
（2.4）第一次精选（精选Ⅰ）：向粗选铅精矿中加入多金属矿选矿分离药剂作为抑制剂，用量为875g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品为一次精选铅精矿，精选泡沫进入下一精选步骤；
（2.5）第二次精选（精选Ⅱ）：向一次精选泡沫中投入多金属矿选矿分离药剂作为抑制剂，用量为320g/t；待浮选结束后，收集泡沫产品进行下一次精选作业；
（2.6）第三次精选（精选Ⅲ）：二次精选泡沫进行空白浮选，不加药剂；待浮选结束后，收集泡沫产品为最终铅精矿。
经过检测后得到，本实施例的铅精矿中铅含量为24.14%，其中铅回收率为89.58%，铅精矿中含锌3.88%。
实施例5
本实施例中矿物原料选自山东某地高泥低品位金矿石，矿石中金含量为0.35 g/t，矿石中金属矿物以黄铁矿，以及部分黄铜矿为主，非金属矿物主要有石英和方解石。
（一）制备多金属矿选矿分离药剂
（1）尿素和氨基乙酸按照质量比1：0.5混合配制后（物质A），再与烧碱、纯碱和多硫化钠（CAS:1344-08-7）按照质量比例15：20：1：3混合均匀后，加入Fe3O4-TiO2纳米颗粒作为催化剂，用量为总试剂量的0.2wt%，在400℃反应5h后继续升温至900℃反应6得到中间产物B；
（2）将中间产物B与二氯异氰脲酸、三氯异氰脲酸、2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸按照质量比1：5：0.5：2混合，得到所述多金属矿选矿分离药剂；在常温下将其配制成质量浓度为2%的水溶液备用。
（二）金矿石的浸出包括以下步骤：
（1）破碎作业：将原矿矿物经过破碎作业得到破碎合格物料。
（2）磨矿分级作业：将上述破碎合格物料依次送入磨矿分级系统，磨矿产品送入振动筛进行分级作业，振动筛筛孔尺寸为3mm，振动筛筛上产品返回磨机再磨，筛下产品送入螺旋溜槽分级，得到粒径为+0.074-3mm的粗粒矿物和粒径为-0.074mm的细粒矿物；
（3）加入生石灰调节粗粒矿物的pH值为11后进行筑堆，得到粗粒矿物堆；筑堆规格：高度为6m，宽度为6m，长度为20m；
（4）每吨粗粒矿物添加1900g的多金属矿选矿分离药剂作为浸出剂，堆浸时间为24天；
（5）收集堆浸产生的贵液，贵液采用椰壳炭进行静态吸附，分离出载金炭产品和贫液，贫液返回循环使用；
（6）向经浓密机浓缩后的1kg细粒矿物中加入生石灰，调节细粒矿物的pH值为11，每吨细粒矿物添加550g的多金属矿选矿分离药剂作为浸出剂进行全泥浸出，浸出时间为24h。
经过以上步骤，粗粒物料浸出率79.43%，细粒物料的浸出率为85.33%。
实施例6
本实施例中矿物原料选自吉林某地高泥低品位金矿石，矿石中金含量为0.45 g/t，矿石中金属矿物以黄铁矿，以及部分黄铜矿为主，非金属矿物主要有石英、方解石和萤石等。
（一）制备多金属矿选矿分离药剂
（1）尿素和氨基乙酸按照质量比1：0.5混合配制后（物质A），再与烧碱、纯碱和多硫化钠（CAS:1344-08-7）按照质量比例15：30：5：4混合均匀后，加入FeCo@C纳米颗粒作为催化剂，用量为总试剂量的0.3wt%，在400℃反应3h后继续升温至900℃反应4h，得到中间产物B；
（2）将中间产物B与二氯异氰脲酸、三氯异氰脲酸、2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸按照质量比1：5：0.5：2混合，得到所述多金属矿选矿分离药剂；在常温下将其配制成质量浓度为2%的水溶液备用。
（二）金矿石的浸出包括以下步骤：
（1）破碎作业：将原矿矿物经过破碎作业得到破碎合格物料。
（2）磨矿分级作业：将上述破碎合格物料依次送入磨矿分级系统，磨矿产品送入振动筛进行分级作业，振动筛筛孔尺寸为3mm，振动筛筛上产品返回磨机再磨，筛下产品送入螺旋溜槽分级，得到粒径为+0.074-3mm的粗粒矿物和粒径为-0.074mm细粒矿物；
（3）加入生石灰调节粗粒矿物的pH值为11后进行筑堆，得到粗粒矿物堆；筑堆规格：高度为5m，宽度为8m，长度为15m；
（4）每吨粗粒矿物添加2100g的多金属矿选矿分离药剂作为浸出剂，堆浸时间为26天；
（5）收集堆浸产生的贵液，贵液采用椰壳炭进行静态吸附，分离出载金炭产品和贫液，贫液返回循环使用；
（6）向经浓密机浓缩后的1kg细粒矿物中加入生石灰，调节细粒矿物的pH值为11，每吨细粒矿物添加600g的多金属矿选矿分离药剂作为浸出剂进行全泥浸出，浸出时间为24h。
经过以上步骤，粗粒物料浸出率84.17%，细粒物料的浸出率为86.88%。
对比例1
本对比例与实施例1的区别仅在于：粗选和精选阶段加入的抑制剂不同以及石灰用量不同，对比例1中粗选、精选Ⅰ和精选Ⅱ中抑制剂是质量比为2：1的次氯酸钠和亚硫酸钠，用量分别为2850g/t，1000g/t和300g/t，粗选石灰用量为20kg/t，矿浆pH为13，其余条件同实施例1。
最终获得铜精矿中铜品位为20.15%，铜的回收率为85.97%。
对比例2
本对比例与实施例2的区别仅在于：抑制剂中未加入中间产物B，其余条件同实施例2。
最终获得铜精矿中铜品位为21.58%，铜的回收率为89.77%。
对比例3
本对比例与实施例3的区别仅在于：粗选和精选阶段加入的抑制剂不同，对比例3中粗选、精选Ⅰ和精选Ⅱ中选矿分离药剂（抑制剂）是氰化钠，其余条件同实施例3。
经过检测后得到，本实施例的铅精矿中铅含量为21.45%，其中铅回收率为86.85%，铅精矿中含锌4.89%。
对比例4
本对比例与实施例4的区别仅在于：抑制剂中未加入中间产物B，其余条件同实施例4。
经过检测后得到，本实施例的铅精矿中铅含量为20.58%，其中铅回收率为85.59%，铅精矿中含锌4.50%。
对比例5
本对比例与实施例5的区别仅在于：浸出过程中加入的浸出剂不同，对比例5中浸出剂是氰化钠，其余条件同实施例5。
经过以上步骤，粗粒物料浸出率78.20%，细粒物料的浸出率为83.58%。
对比例6
本对比例与实施例6的区别仅在于：浸出过程中加入的浸出剂不同，对比例6中的浸出剂未加入中间产物B，粗粒堆浸和全泥浸出用量分别为2100g/t和850g/t，其余条件同实施例6。
经过以上步骤，粗粒物料浸出率81.45%，细粒物料的浸出率为84.25%。
尽管已用具体实施例来说明和描述了本发明，然而应意识到，以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案，而非对其限制；本领域的普通技术人员应当理解：在不背离本发明的精神和范围的情况下，可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的范围；因此，这意味着在所附权利要求中包括属于本发明范围内的所有这些替换和修改。
Claims (9)
1.一种多金属矿选矿分离药剂的制备方法，其特征在于，包括以下步骤：
（1）将物质A、烧碱、纯碱和多硫化钠混合后，加热进行催化反应，制得中间产物B；所述物质A包括尿素、氨基乙酸、过氧化脲、氰酸铵和异氰酸中的一种或者几种；
（2）将所述中间产物B与三氯异氰脲酸、二氯异氰脲酸以及2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸混合，即得所述多金属矿选矿分离药剂；
其中，所述催化反应的催化剂包括Au/TiO2催化剂、Pd-Cu/C双金属催化剂或磁性纳米催化剂中的至少一种；
所述磁性纳米催化剂包括Fe3O4-TiO2、TiO2和FeCo@C纳米颗粒中的至少一种。
2.根据权利要求1所述的多金属矿选矿分离药剂的制备方法，其特征在于，包含以下特征（1）-（3）中的至少一种：
（1）所述物质A、所述烧碱、所述纯碱和所述多硫化钠的质量比为10-15：10-35：1-5：3-5；
（2）所述催化反应的加热方式为分段加热，所述催化反应的条件为先在300-500℃反应2-6h，然后在800-1000℃反应2-8h；
（3）所述中间产物B、所述三氯异氰脲酸、所述二氯异氰脲酸和所述2-氨基-3-(4-咪唑基)丙酸的质量比为1-3：1-5：0.5-1：1-2。
3.一种多金属矿选矿分离药剂，其特征在于，采用权利要求1或2所述的多金属矿选矿分离药剂的制备方法制得。
4.权利要求3所述的多金属矿选矿分离药剂在铜硫浮选分离中的应用。
5.根据权利要求4所述的多金属矿选矿分离药剂在铜硫浮选分离中的应用，其特征在于，所述铜硫浮选分离的方法包括以下步骤：
（1）对铜硫多金属矿原矿进行磨矿作业，加水制成矿浆；
（2）调节矿浆pH，加入所述多金属矿选矿分离药剂作为黄铁矿抑制剂，加入铜捕收剂和起泡剂，经粗选、精选和扫选得到铜精矿和第一尾矿。
6.权利要求3所述的多金属矿选矿分离药剂在铅锌浮选分离中的应用。
7.根据权利要求6所述的多金属矿选矿分离药剂在铅锌浮选分离中的应用，其特征在于，所述铅锌浮选分离的方法包括以下步骤：
（1）对铅锌多金属矿原矿进行磨矿作业，加水制成矿浆；
（2）调节矿浆pH，加入所述多金属矿选矿分离药剂作为浮选抑制剂，加入铅捕收剂和起泡剂，经粗选、精选和扫选得到铅精矿和第二尾矿。
8.权利要求3所述的多金属矿选矿分离药剂在金矿石浸出中的应用。
9.根据权利要求8所述的多金属矿选矿分离药剂在金矿石浸出中的应用，其特征在于，所述金矿石的浸出方法包括以下步骤：
（1）对金矿石原矿进行磨矿和分级处理，得到+0.074-3mm的粗粒矿物和粒径为-0.074mm的细粒矿物；
（2）将所述粗粒矿物进行筑堆，得到粗粒矿物堆，采用所述多金属矿选矿分离药剂作为浸出剂，对所述粗粒矿物堆进行堆浸，对所述细粒矿物进行全泥浸出。
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| GR01 | Patent grant | ||
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