一种氰化尾渣中硫化矿物的活化-浮选回收方法专利检索-浮选药剂所起的特定作用专利检索查询-专利查询网

一种氰化尾渣中硫化矿物的活化-浮选回收方法
申请号	CN202110420268.0	申请日	2021-04-19	公开(公告)号	CN115213017A	公开(公告)日	2022-10-21
申请人	郑州大学;			发明人	曹世明; 曹亦俊; 李景超;
摘要	本发明公开了一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，属于氰化尾渣处理技术领域，解决了现有技术中氰化尾渣处理方法中硫化矿物被深度抑制难以浮选分离的问题。所述方法采用将有机多胺和金属离子预先混合反应生成硫化矿物浮选的活化剂，然后将活化剂与氰化尾渣制备成的矿浆反应，实现对硫化矿物的表面活化，最后加入捕收剂从矿浆中浮选回收硫化矿物。本发明的方法有效实现了氰化尾渣中硫化矿物的回收利用。
权利要求	1.一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，其特征在于，所述方法采用将有机多胺和金属离子预先混合反应生成硫化矿物浮选的活化剂，然后将活化剂与氰化尾渣制备成的矿浆反应，实现对硫化矿物的表面活化，最后加入捕收剂从矿浆中浮选回收硫化矿物。 2.根据权利要求1所述的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，其特征在于，包括：步骤1：将有机多胺和金属离子预先在水溶液中进行搅拌混合，得到的反应产物为含有机多胺‑金属离子配合物的溶液，反应产物作为活化剂；步骤2：将氰化尾渣配置成质量浓度为25％‑45％的矿浆，并将矿浆调节pH至6.0‑9.0；步骤3：将步骤1得到的活化剂加入到步骤2的矿浆中，搅拌反应得到混合矿浆；步骤4：向混合矿浆中加入硫化矿物浮选的捕收剂，搅拌反应；捕收剂吸附在硫化矿物表面使硫化矿物表面疏水；步骤5：将混合矿浆通入浮选设备中进行通气浮选，浮选过程中表面疏水的硫化矿物随气泡上浮进入精矿，亲水的脉石矿物留在矿浆中成为尾矿。 3.根据权利要求2所述的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，其特征在于，所述氰化尾渣的主要成分包括：硫化矿物和脉石矿物。 4.根据权利要求2所述的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，其特征在于，所述步骤1中，有机多胺包含以下特征：有机多胺是分子中含有两个以上的—NH2和/或—NH—结构的有机物质。 5.根据权利要求4所述的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，其特征在于，所述步骤1中，有机多胺为脂肪胺类、醇胺类、芳香胺类、脂环胺类、酰胺类或萘系胺类中的一种或多种。 6.根据权利要求2所述的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，其特征在于，所+ 2+ 述步骤1中，金属离子为Cu或Fe 。 7.根据权利要求2所述的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，其特征在于，所 2+ + 述步骤1中，有机多胺与Fe 或Cu的摩尔比为1‑3:1。 8.根据权利要求2所述的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，其特征在于，所述步骤1中，搅拌混合的时间为2‑15min。 9.根据权利要求2所述的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，其特征在于，所述步骤3中，活化剂的添加量为60‑200g/t矿。 10.根据权利要求2‑9所述的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，其特征在于，所述步骤4中，捕收剂为黄药类药剂。
说明书全文	一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法技术领域 [0001] 本发明属于氰化尾渣处理技术领域，特别涉及一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法。背景技术 [0002] 氰化法提金是黄金提取的主要方法。氰化法具有成本较低、技术成熟、对矿石适应性高等优点。氰化法自19世纪80年代被应用到黄金生产上以来，逐步成为从金矿石中提取金银的主要方法。目前，我国使用氰化法提金的企业占总数的80％以上。氰化尾渣是氰化过程中产生的废弃尾渣，随着我国黄金产业的迅猛发展，每年我国黄金冶炼企业都会排放大量氰化尾渣。据不完全统计，近年来我国黄金冶炼企业每年氰化尾渣排放量都在2000万吨以上。 [0003] 在我国，金元素主要伴生在硫化矿物中，因此“含金硫化矿物浮选‑氰化浸出”是我国氰化生产的主要工艺。经浮选后，精矿中硫含量富集至10％‑35％之间，这就导致氰化尾渣中往往含有非常多的硫化矿物。硫化矿物以黄铁矿为主，其次为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等。浮选法是硫化矿物的主要回收方法，但是氰化尾渣中的硫化矿物却难以通过浮选工艺富集。这主要是由于硫化矿物在氰化物的长时间作用下表面性质发生明显变化，难以被活化，矿物间可浮性差异显著降低。因此，在当前技术条件下，氰化尾渣中的硫化矿物难以被有效地回收和利用。 [0004] 由于缺乏成熟的氰化尾渣处理工艺，氰化尾渣大多被堆存。这不但存在较大的环境安全隐患，还造成了氰化尾渣中有价硫化矿物资源的严重浪费。近年来，国内外科技工作者在氰化尾渣的综合回收利用上做了大量试验研究，并取得了一定的进展。但是各种方法均存在着一定的局限性，如成本较高、回收金银的成本远高于氰化尾渣的附加值、适应性较差、不宜推广应用等缺点。 [0005] 黄药类捕收剂(如乙基黄药、丁基黄药、异戊基黄药等)是主要的硫化矿物捕收剂。浮选过程中，捕收剂吸附在矿物表面使矿物表面疏水，在浮选过程中疏水的硫化矿物颗粒与气泡粘附并上升进入泡沫层，而亲水的脉石矿物无法与气泡粘附而留在矿浆中。通过上述过程实现了硫化矿物与脉石矿物的浮选分离。但是，由于硫化矿物在氰化提金作业中被氰化物深度抑制，黄药难以在硫化矿物表面吸附，从而导致硫化矿物浮选效果不佳。因此，如何能够高效分离氰化尾渣中的硫化矿物成为亟待解决的问题。发明内容 [0006] 鉴于以上分析，本发明旨在提供一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，用以解决现有的氰化尾渣处理方法中硫化矿物被深度抑制难以浮选分离的问题。 [0007] 本发明的目的主要是通过以下技术方案实现的： [0008] 本发明提供了一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，所述方法采用将有机多胺和金属离子预先混合反应生成硫化矿物浮选的活化剂，然后将活化剂与氰化尾渣制备成的矿浆反应，实现对硫化矿物的表面活化，最后加入捕收剂从矿浆中浮选回收硫化矿物。 [0009] 进一步的，所述氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，包括： [0010] 步骤1：将有机多胺和金属离子预先在水溶液中进行搅拌混合，得到的反应产物为含有机多胺‑金属离子配合物的溶液，反应产物作为活化剂； [0011] 步骤2：将氰化尾渣配置成质量浓度为25％‑45％的矿浆，并将矿浆调节pH至6.0‑9.0； [0012] 步骤3：将步骤1得到的活化剂加入到步骤2的矿浆中，搅拌反应得到混合矿浆； [0013] 步骤4：向混合矿浆中加入硫化矿物浮选的捕收剂，搅拌反应；捕收剂吸附在硫化矿物表面使硫化矿物表面疏水； [0014] 步骤5：将混合矿浆通入浮选设备中进行通气浮选，浮选过程中表面疏水的硫化矿物随气泡上浮进入精矿，亲水的脉石矿物留在矿浆中成为尾矿。 [0015] 进一步的，所述氰化尾渣的主要成分包括：硫化矿物和脉石矿物。 [0016] 进一步的，所述步骤1中，有机多胺包含以下特征：有机多胺是分子中含有两个以上的—NH2和/或—NH—结构的有机物质。 [0017] 进一步的，所述步骤1中，有机多胺为脂肪胺类、醇胺类、芳香胺类、脂环胺类、酰胺类或萘系胺类中的一种或多种。 [0018] 进一步的，所述步骤1中，金属离子为Cu+或Fe2+。 [0019] 进一步的，所述步骤1中，有机多胺与Fe2+或Cu+的摩尔比为1‑3:1。 [0020] 进一步的，所述步骤1中，搅拌混合的时间为2‑15min。 [0021] 进一步的，所述步骤3中，活化剂的添加量为60‑200g/t矿。 [0022] 进一步的，所述步骤4中，捕收剂为黄药类药剂。 [0023] 与现有技术相比，本发明至少能实现以下技术效果之一： [0024] 1)本发明的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法利用金属离子和有机多胺混合反应产生有机多胺‑金属离子配合物，有机多胺‑金属离子配合物中的氨/胺基‑金属离子一端与硫化矿物表面的氰组分发生络合反应，在矿物表面生成有机多胺‑金属离子‑氰络合物，从而选择性吸附于硫化矿物表面，消除了氰化物对硫化矿物浮选的抑制作用；然后通过加入黄药类捕收剂使硫化矿物表面疏水，在浮选的过程中实现硫化矿物与脉石矿物的浮选分离。本发明的方法得到的硫化矿物的硫品位和回收率均较高，例如回收率大于85％。 [0025] (2)本发明的有机多胺‑金属离子配合物还能与矿浆中残留的游离氰化物反应生成沉淀，消除了残余氰化物对硫化矿物浮选干扰的同时还解决了其对环境的危害。 [0026] (3)本发明的活化‑浮选回收系统中设置了药剂预先混合反应搅拌桶，Fe2+或Cu+和有机多胺首先被通入药剂预先混合反应搅拌桶，在适宜的条件下进行充分混合反应，反应产物再被通入矿浆搅拌桶进行调浆；避免了矿浆中复杂的环境对药剂间反应的干扰，增大了浮选药剂的作用效率。 [0027] (4)现有的从氰化尾渣中回收硫化矿物的方法，往往需要向矿浆中加入硫酸，这一过程会产生剧毒的氰化物气体(HCN)；而本发明的浮选方法中，主要通过金属离子和有机多胺在药剂预先混合反应搅拌桶中反应产生能选择性吸附在硫化矿物表面的浮选药剂有机多胺‑金属离子配合物，无危险产物生成；并且该药剂还能沉淀原氰化尾渣中残余的氰化物，清除了氰化尾渣原有的安全隐患，具有较高的环境友好性。 [0028] (5)本发明的活化‑浮选回收系统的药剂预先混合反应搅拌桶、矿浆搅拌桶和浮选设备各个部分采用模块化布置，便于根据不同矿山的生产实际进行组合、调整；设计合理的浮选流程，从而实现硫化矿物的高效回收。本系统具有设备少、流程短、运行成本低、维护难度小、投资少的特点。 [0029] 本发明的其他特征和优点将在随后的说明书中阐述，并且，部分可从说明书中变得显而易见，或者通过实施本发明而了解。本发明的目的和其他优点可通过在所写的说明书以及附图中所特别指出的内容来实现和获得。附图说明 [0030] 附图仅用于示出具体实施例的目的，而并不认为是对本发明的限制，在整个附图中，相同的附图标记表示相同的部件。 [0031] 图1为本发明的原理示意图；其中，(a)代表未经活化的硫化矿物颗粒和脉石矿物颗粒表面均无法吸附捕收剂；(b)代表经活化后的硫化矿物表面能够吸附捕收剂使矿物表面疏水；(c)代表经活化后吸附捕收剂而表面疏水的硫化矿物在浮选过程中与气泡粘附并随气泡上浮，而亲水的脉石矿物则留在矿浆中； [0032] 图2为本发明的活化‑浮选回收系统的整体结构示意图； [0033] 图3为本发明的浮选设备的整体结构示意图； [0034] 图4为本发明的实施例2的浮选流程示意图。 [0035] 附图标记： [0036] 1‑精确加药器，2‑药剂预先混合反应搅拌桶，3‑蠕动泵，4‑矿浆搅拌桶，5‑渣浆泵，6‑浮选设备，7‑溢流口，8‑底流口，9‑进料口，10‑气泡发生器。具体实施方式 [0037] 以下结合具体实施例对一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法作进一步的详细描述，这些实施例只用于比较和解释的目的，本发明不限定于这些实施例中。 [0038] 目前，黄药类捕收剂(如乙基黄药、丁基黄药、异戊基黄药等)是主要的硫化矿物捕收剂，浮选过程中，捕收剂吸附在矿物表面使矿物表面疏水，在浮选过程中疏水的硫化矿物颗粒与气泡粘附并上升进入泡沫层，而亲水的脉石矿物无法与气泡粘附而留在矿浆中；通过上述过程能够实现硫化矿物与脉石矿物的浮选分离。然而，由于氰化尾渣中的硫化矿物在氰化提金作业中被氰化物深度抑制，黄药难以在硫化矿物表面吸附，从而导致硫化矿物浮选效果不佳。因此，发明人经过深入研究提出了一种新型的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法：通过将有机多胺和金属离子预先混合反应生成硫化矿物浮选的活化剂，活化剂通过与硫化矿物表面裸露的含氰组分反应而消除氰化物对捕收剂在矿物表面吸附的干扰，然后以黄药类捕收剂从氰化尾渣中浮选回收硫化矿物。 [0039] 本发明提供了一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，将有机多胺和金属离子预先混合反应生成硫化矿物浮选的活化剂，然后将活化剂与氰化尾渣制备成的矿浆反应，实现对硫化矿物的表面活化，最后加入捕收剂从矿浆中浮选回收硫化矿物。 [0040] 本发明提供了一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，包括： [0041] 步骤1：将有机多胺和金属离子预先在水溶液中进行搅拌混合，得到的反应产物为含有机多胺‑金属离子配合物的溶液，反应产物作为活化剂； [0042] 步骤2：将氰化尾渣配置成质量浓度为25％‑45％的矿浆，并将矿浆调节pH至6.0‑9.0； [0043] 步骤3：将步骤1得到的活化剂加入到步骤2的矿浆中，搅拌反应得到混合矿浆； [0044] 步骤4：向混合矿浆中加入硫化矿物浮选的捕收剂，搅拌反应3‑10min；捕收剂吸附在硫化矿物表面使硫化矿物表面疏水； [0045] 步骤5：将混合矿浆通入浮选设备中进行通气浮选，浮选过程中表面疏水的硫化矿物随气泡上浮进入精矿，亲水的脉石矿物留在矿浆中成为尾矿。 [0046] 具体的，上述氰化尾渣中，主要成分包括：黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等硫化矿物和脉石矿物。其中，硫品位为10％～35％，示例性的，如15％～20％。 [0047] 具体的，上述步骤1中，有机多胺包含以下特征： [0048] 有机多胺的分子中含有两个以上的—NH2(即氨基)和/或—NH—(即胺基)结构的有机物质。 [0049] 具体的，上述步骤1中，有机多胺可以是脂肪胺类、醇胺类、芳香胺类、脂环胺类、酰胺类或萘系胺类中的一种或多种。示例性的，如三乙烯四胺、二亚乙基三胺、乙二胺四乙酸根、四乙烯五胺等。 [0050] 具体的，上述步骤1中，金属离子可以为Cu+或Fe2+。 [0051] 具体的，上述步骤1中，有机多胺与Fe2+或Cu+的摩尔比过小会导致配合反应不完全，活化剂量不足；摩尔比过大会导致金属离子过量并在后续反应中消耗捕收剂，恶化浮选2+ + 效果。因此，控制有机多胺与Fe 或Cu的摩尔比为1‑3:1。 [0052] 具体的，上述步骤1中，Fe2+的来源可以是FeCl2，Cu+的来源可以是CuCl。 [0053] 具体的，上述步骤1中，有机多胺在水中的质量分数为1％‑20％。 [0054] 具体的，上述步骤1中，搅拌混合的时间过短会导致反应不充分，搅拌反应时间过长会导致能耗增加。因此，控制搅拌混合的时间为2‑15min；示例性的，如3min、5min、7min、10min、12min、15min。 [0055] 具体的，上述步骤2中，矿浆的质量浓度过大会导致浮选药剂(例如，活化剂、捕收剂)难以在矿浆中有效地分散和反应，并导致后续浮选过程中脉石夹带现象严重；矿浆浓度过小会导致系统处理能力下降以及浮选回收率降低。因此，控制矿浆的质量浓度为25％‑45％；示例性的，如25％，30％，35％，40％，45％。 [0056] 具体的，上述步骤2中，pH控制为6.0‑9.0(例如6.0、6.5、7.0、7.5、8.0、8.5、9.0)，是为了给浮选药剂(例如，活化剂、捕收剂)与矿物表面之间的相互作用提供合适的溶液环境。 [0057] 具体的，上述步骤3中，活化剂的添加量为60‑200g/t矿，示例性的，如60g/t矿、80g/t矿、100g/t矿、120g/t矿、140g/t矿、160g/t矿、180g/t矿、200g/t矿。 [0058] 具体的，上述步骤3中，搅拌反应的目的是让活化剂与硫化矿物表面裸露的含氰组分发生络合反应从而吸附在硫化矿物表面，消除硫化矿物表面原有的暴露氰化物对捕收剂吸附的干扰。搅拌时间过长会导致部分已经吸附在硫化矿物表面的有机多胺‑金属离子配合物脱附，还会增加机械搅拌能耗增加；而搅拌时间过短会影响有机多胺‑金属离子在矿物表面的充分吸附。因此，控制搅拌反应时间为3‑15min，示例性的，如3min、5min、7min、10min、12min、15min。 [0059] 具体的，上述步骤4中，捕收剂为黄药类药剂，例如，丁基黄药、异戊基黄药等。 [0060] 具体的，上述氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法的原理如下： [0061] 在氰化提金作业中，在氰化物长时间作用下，硫化矿物表面与氰化物之间发生反应，使氰化物吸附在硫化矿物表面，在浮选过程中，硫化矿物表面的含氰组分严重阻碍了黄2+ + 药类捕收剂在硫化矿物表面的吸附，从而抑制了硫化矿物的浮选。上述步骤1中，Fe 或Cu能接受孤对电子，有机多胺中，—NH2或—NH—的N原子上含有未共用的电子对，能给出孤对电子，因此，二者能够发生化学反应，生成有机多胺‑金属离子配合物(例如[Cu(H2N‑CH2‑+ + CH2‑NH2)]、[Cu(H2N‑CH2‑CH2‑NH2)2]等)有机多胺‑金属离子配合物作为硫化矿物浮选的活化剂被加入到氰化尾渣的矿浆中，活化剂通过与硫化矿物表面裸露的含氰组分之间发生反应而吸附在矿物表面，消除了硫化矿物表面原有裸露氰化物对黄药类捕收剂的吸附的阻碍；黄药类捕收剂选择吸附在硫化矿物表面使硫化矿物表面疏水，而脉石矿物表面不能吸附黄药仍保持亲水。浮选过程中疏水的硫化矿物颗粒与气泡粘附并上升进入精矿，脉石矿物由于表面亲水难以与气泡粘附而留在矿浆中。通过上述过程实现硫化矿物与脉石矿物的浮选分离。 [0062] 并且，上述步骤3中，有机多胺‑金属离子配合物也能够与矿浆中残余的游离氰化物反应，生成固体沉淀；进而消除氰化物对硫化矿物的抑制作用，提高硫化矿物的可浮性，提高硫化矿物的回收率。 [0063] 具体的，上述步骤4中，捕收剂的用量过多，会导致药剂浪费，生产成本过大；过少会导致矿物表面疏水性不足；因此，控制捕收剂的质量为200‑500g/t矿(例如200g/t矿、250g/t矿、300g/t矿、350g/t矿、400g/t矿、450g/t矿)。 [0064] 具体的，上述步骤4中，搅拌反应的时间过长会导致机械搅拌成本升高，甚至会导致已吸附的药剂从矿物表面脱落；过短会导致反应不充分；因此，控制搅拌反应3‑10min。 [0065] 具体的，上述步骤5中，浮选过程中，混合矿浆的浓度为25％‑45％，浮选时间10‑25min。 [0066] 另一方面，本发明还提供了一种上述氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法使用的活化‑浮选回收系统，包括精确加药器1、药剂预先混合反应搅拌桶2、矿浆搅拌桶4和浮选设备6；药剂预先混合反应搅拌桶2和矿浆搅拌桶4之间设有蠕动泵3；矿浆搅拌桶4和浮选设备6之间设有渣浆泵5；精确加药器1包括第一精确加药器和第二精确加药器；第一精确加药器用于将金属离子加入药剂预先混合反应搅拌桶2，第二精确加药器用于将有机多胺加入药剂预先混合反应搅拌桶2，金属离子和有机多胺能够在药剂预先混合反应搅拌桶2内反应生成有机多胺‑金属离子配合物。 [0067] 具体的，浮选设备6包括浮选柱和/或浮选机。如下图3所示，以浮选柱举例说明：浮选设备6的顶部设有溢流口7和进料口9，底部设有底流口8，浮选设备6的下部设有气泡发生器10。 [0068] 具体的，上述步骤1中，分别采用第一精确加药器和第二精确加药器将Fe2+或Cu+离子和疏水性有机多胺加入盛有水的药剂预先混合反应搅拌桶2进行搅拌反应得到反应产物为含有疏水性的有机多胺‑金属离子配合物的溶液。 [0069] 具体的，上述步骤2中，在矿浆搅拌桶4中将氰化尾渣配置成质量浓度为20％‑45％的矿浆。 [0070] 具体的，上述步骤3中，有机多胺‑金属离子配合物作为活化剂能够通过蠕动泵3加入矿浆搅拌桶4，在矿浆搅拌桶4中，活化剂与矿物颗粒充分混合反应进行调浆，在这一过程中，有机多胺‑金属离子配合物选择性吸附在氰化尾渣中的硫化矿物表面。 [0071] 具体的，上述步骤5中，混合矿浆经渣浆泵5给入浮选设备6中，在浮选设备6的浮选过程中，疏水性的硫化矿物颗粒与气泡粘附并上升进入泡沫层，然后从溢流口7溢出；亲水性的脉石颗粒无法上浮而成为尾矿从浮选设备6底部的底流口8排出。 [0072] 具体的，上述步骤5中，根据浮选流程的不同，可以采用多台浮选设备组合使用，例如粗选的精矿进入第二台浮选设备进行精选，粗选的尾矿再进入第三台浮选设备进行扫选。为达到最佳的经济技术指标，针对不同的氰化尾渣，一般需要预先通过选矿试验确定最佳的浮选工艺流程，如一段粗选流程、一段粗选一段扫选开路流程、一段粗选一段精选一段扫选闭路流程等。 [0073] 与现有技术相比，本发明的氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法利用金属离子和有机多胺混合反应产生有机多胺‑金属离子配合物，有机多胺‑金属离子配合物中的氨/胺基‑金属离子一端与硫化矿物表面的氰组分发生络合反应，在矿物表面生成有机多胺‑金属离子‑金属氰络合物，从而选择性吸附于硫化矿物表面，消除了氰化物对硫化矿物浮选的抑制作用；然后通过加入黄药类捕收剂使硫化矿物表面疏水，在浮选的过程中实现硫化矿物与脉石矿物的浮选分离。本发明的方法得到的硫化矿物的硫品位和回收率均较高。 [0074] 本发明的有机多胺‑金属离子配合物还能与矿浆中残留的游离氰化物反应生成沉淀，消除了残余氰化物对硫化矿物浮选干扰的同时还解决了其对环境的危害。 [0075] 本发明的活化‑浮选回收系统中设置了药剂预先混合反应搅拌桶，Fe2+或Cu+离子和有机多胺首先被通入药剂预先混合反应搅拌桶，在适宜的条件下进行充分混合反应，反应产物再被通入矿浆搅拌桶进行调浆；避免了矿浆中复杂的环境对药剂间反应的干扰，增大了浮选药剂的作用效率。 [0076] 现有的从氰化尾渣中回收硫化矿物的方法，往往需要向矿浆中加入硫酸，这一过程会产生剧毒的氰化物气体(HCN)；而本发明的浮选方法中，主要通过金属离子和有机多胺在药剂预先混合反应搅拌桶中反应产生能选择性吸附在硫化矿物表面的浮选药剂有机多胺‑金属离子配合物，无危险产物生成；并且该药剂还能沉淀原氰化尾渣中残余的氰化物，清除了氰化尾渣原有的安全隐患，具有较高的环境友好性。 [0077] 本发明的活化‑浮选回收系统的药剂预先混合反应搅拌桶、矿浆搅拌桶和浮选设备各个部分采用模块化布置，便于根据不同矿山的生产实际进行组合、调整；设计合理的浮选流程，从而实现硫化矿物的高效回收。本系统具有设备少、流程短、运行成本低、维护难度小、投资少的特点。 [0078] 实施例1 [0079] 本实施例提供了一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，氰化尾渣中的硫品位为15.66％，硫化矿物主要包括黄铁矿，脉石矿物主要为石英、长石、高岭土等。包括如下步骤： [0080] (1)将FeCl2和三乙烯四胺按摩尔比1:2在水中进行混合，搅拌反应10min得到硫化矿物浮选活化剂；其中，三乙烯四胺的质量浓度为5％； [0081] (2)调节氰化尾渣矿浆浓度为38％，矿浆pH为8.0； [0082] (3)将活化剂(80g/t矿)加入到(2)的矿浆中，搅拌反应得到混合矿浆；向混合矿浆中加入丁基黄药300g/t矿，搅拌反应3min； [0083] (4)将混合矿浆通入浮选机中，通气浮选得到硫精矿(硫化矿物)。其中，浮选矿浆浓度为38％，浮选时间15min；硫化矿物随气泡上浮作为精矿溢出，而脉石矿物留在矿浆中并随后由排矿口排出。 [0084] 通过上述方法，经过一次粗选，即可得到硫品位36.65％，回收率85.04％的硫精矿，尾矿的硫品位降至3.68％。 [0085] 实施例2 [0086] 本实施例提供了一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，氰化尾渣中的硫品位为17.83％，硫化矿物主要包括黄铁矿、黄铜矿和少量闪锌矿以及少量方铅矿，脉石矿物主要为石英、和铝硅酸盐等。包括如下步骤： [0087] (1)将CuCl和三乙烯四胺按摩尔比1:3在水中进行混合，搅拌反应15min得到硫化矿物浮选活化剂；其中，三乙烯四胺的质量浓度为10％； [0088] (2)调节氰化尾渣矿浆浓度为40％，矿浆pH为8.0； [0089] (3)将活化剂(120g/t矿)加入到(2)的矿浆中，搅拌反应得到混合矿浆；向混合矿浆中加入丁基黄药400g/t矿，搅拌反应5min； [0090] (4)将混合矿浆通入浮选柱中，通气浮选得到硫精矿(硫化矿物)。其中，浮选矿浆浓度为40％，浮选时间15min；硫化矿物随气泡上浮作为精矿溢出，而脉石矿物留在矿浆中并随后由浮选柱底部的尾矿排矿管排出。 [0091] 通过上述方法，经过一次粗选，即可得到硫品位38.30％，回收率85.86％的硫精矿，尾矿的硫品位降至4.20％。 [0092] 实施例3 [0093] 本实施例提供了一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，氰化尾渣中的硫品位为20.34％，硫化矿物主要是黄铁矿，脉石矿物主要为硅酸盐矿物、石英等。包括如下步骤： [0094] (1)将FeCl2和二亚乙基三胺按摩尔比1:1在水中进行混合，搅拌反应8min得到硫化矿物浮选活化剂；其中，三乙烯四胺的质量浓度为10％； [0095] (2)调节氰化尾渣矿浆浓度为35％，矿浆pH为7.5； [0096] (3)将活化剂(100g/t矿)加入到(2)的矿浆中，搅拌反应得到混合矿浆；向混合矿浆中加入丁基黄药400g/t矿，搅拌反应3min； [0097] (4)将混合矿浆通入浮选柱中，通气浮选得到硫精矿(硫化矿物)。其中，浮选矿浆浓度为35％，浮选时间15min；硫化矿物随气泡上浮作为精矿溢出，而脉石矿物留在矿浆中并随后由浮选柱底部的尾矿排矿管排出。 [0098] 通过上述方法，经过一次粗选，即可得到硫品位38.45％，回收率88.55％的硫精矿，尾矿的硫品位降至4.38％。 [0099] 实施例4 [0100] 本实施例提供了一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，氰化尾渣中的硫品位为22.20％，硫化矿物主要包括黄铁矿和黄铜矿，脉石矿物主要为石英等。包括如下步骤： [0101] (1)将CuCl和四乙烯五胺按摩尔比1:2在水中进行混合，搅拌反应5min得到硫化矿物浮选活化剂；其中，三乙烯四胺的质量浓度为5％； [0102] (2)调节氰化尾渣矿浆浓度为40％，矿浆pH为8.5； [0103] (3)将活化剂(200g/t矿)加入到(2)的矿浆中，搅拌反应得到混合矿浆；向混合矿浆中加入丁基黄药250g/t矿，搅拌反应3min； [0104] (4)将混合矿浆通入浮选机中，通气浮选得到硫精矿(硫化矿物)。其中，浮选矿浆浓度为40％，浮选时间15min；硫化矿物随气泡上浮作为精矿溢出，而脉石矿物留在矿浆中并随后由浮选柱底部的尾矿排矿管排出。 [0105] 通过上述方法，经过一次粗选，即可得到硫品位42.35％，回收率87.57％的硫精矿，尾矿的硫品位降至5.10％。 [0106] 实施例5 [0107] 本实施例提供了一种氰化尾渣中硫化矿物的活化‑浮选回收方法，氰化尾渣中的硫品位为19.39％，硫化矿物主要为黄铁矿，此外还含有少量的黄铜矿；脉石矿物主要为石英和长石等硅酸盐矿物。包括如下步骤： [0108] (1)将CuCl和四乙烯五胺按摩尔比1:1进行混合，搅拌反应10min得到硫化矿物浮选活化剂； [0109] (2)调节氰化尾渣矿浆浓度为40％，矿浆pH为8.5； [0110] (3)将活化剂(100g/t矿)加入到(2)的矿浆中，搅拌反应得到混合矿浆；向混合矿浆中加入丁基黄药450g/t矿，搅拌反应3min； [0111] (4)将混合矿浆通入浮选设备中，通气浮选得到硫精矿(硫化矿物)。具体的，浮选流程为一段粗选、一段扫选和一段精选(如图4所示)，浮选设备采用旋流‑静态微泡浮选柱。矿浆首先通入直径为4.5m的粗选浮选柱中，粗选的精矿进入精选，粗选的尾矿进入扫选；扫选段浮选药剂用量为粗选段的1/2，采用直径4m的浮选柱，扫选尾矿作为最终尾矿，扫选精矿返回粗选；精选段不额外添加浮选药剂，采用直径4m的浮选柱，精选尾矿与扫选精矿一起返回粗选，而精选的精矿作为最终精矿。 [0112] 对比例1 [0113] 对比例1的处理对象与实施例5的相同，并采用与实施例5相同的浮选流程和浮选设备，但是采用传统的硫化矿物浮选药剂制度。包含如下步骤： [0114] (1)将氰化尾渣配制成质量浓度为40％的矿浆； [0115] (2)调节矿浆pH为5.5，向矿浆中加入硫酸铜80g/t矿，搅拌反应5min后，加入捕收剂丁基黄药350g/t矿，搅拌反应3min； [0116] (3)将矿浆通入旋流‑静态微泡浮选柱中，浮选流程与实施例5相同，扫选段加药量为粗选段的1/2，精选段不加药。 [0117] 对比例2 [0118] 对比例2处理对象与实施例5相同，并采用与实施例5相同的浮选流程和浮选设备，但是采用传统的硫化矿物浮选药剂制度。包含如下步骤： [0119] (1)将氰化尾渣配制成质量浓度为40％的矿浆； [0120] (2)向矿浆中加入硫酸20Kg/t矿，搅拌反应20min后，向矿浆中加入捕收剂丁基黄药350g/t矿，搅拌反应3min； [0121] (3)将矿浆通入旋流‑静态微泡浮选柱中，浮选流程与实施例5相同，扫选段加药量为粗选段的1/2，精选段不加药。 [0122] 下表1为实施例5、对比例1和对比例2的试验结果，如下表1所示，采用传统硫化矿物浮选方法的对比例1和对比例2的精矿品位和回收率均较低，无法从氰化尾渣中有效地浮选分离硫化矿物；而采用本发明方法的实施例5能有效地活化硫化矿物浮选，其精矿的硫品位和回收率均高于对比例1‑2，取得了理想的指标。 [0123] 表1实施例5、对比例1‑2的试验结果 [0124] [0125] 以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。

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