一种氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统 |
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| 申请号 | CN202110420317.0 | 申请日 | 2021-04-19 | 公开(公告)号 | CN115213018A | 公开(公告)日 | 2022-10-21 |
| 申请人 | 郑州大学; | 发明人 | 曹亦俊; 曹世明; 李景超; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统，属于氰化尾渣处理技术领域，解决了 现有技术 中氰化尾渣中硫化矿物难以 回收利用 的问题。包括加药器和药剂预先混合反应搅拌桶；加药器包括有机多胺加药器和 金属离子 加药器；所述有机多胺加药器和所述金属离子加药器分别与药剂预先混合反应搅拌桶连通；金属离子加药器用于将金属离子加入药剂预先混合反应搅拌桶，有机多胺加药器用于将有机多胺加入药剂预先混合反应搅拌桶，金属离子和有机多胺能够在药剂预先混合反应搅拌桶内反应生成有机多胺‑金属离子配合物。采用本发明的浮选回收系统能有效实现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浮选回收系统，其特征在于，包括加药器(1)和药剂预先混合反应搅拌桶(2)；所述加药器(1)包括有机多胺加药器和金属离子加药器；所述有机多胺加药器和所述金属离子加药器分别与药剂预先混合反应搅拌桶(2)连通； |
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| 说明书全文 | 一种氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统技术领域[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浮选回收系统。 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] 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。目前的氰化尾渣处理系统中多采用黄药类捕收剂直接加入搅拌桶处理氰化尾渣，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，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。因此，亟需提供一种有效回收氰化尾渣中的硫化矿物的系统。 发明内容[0005] 本发明的目的主要是通过以下技术方案实现的： [0006] 本发明提供了一种氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统，包括加药器和药剂预先混合反应搅拌桶；加药器包括有机多胺加药器和金属离子加药器；有机多胺加药器和金属离子加药器分别与药剂预先混合反应搅拌桶连通；金属离子加药器用于将金属离子加入药剂预先混合反应搅拌桶，有机多胺加药器用于将有机多胺加入药剂预先混合反应搅拌桶，金属离子和有机多胺能够在药剂预先混合反应搅拌桶内反应生成有机多胺‑金属离子配合物。 [0007] 进一步的，还包括矿浆搅拌桶和浮选设备；药剂预先混合反应搅拌桶与矿浆搅拌桶连通，药剂预先混合反应搅拌桶内的有机多胺‑金属离子配合物加入矿浆搅拌桶形成混合矿浆，有机多胺‑金属离子配合物用于活化和改性矿浆搅拌桶中的氰化尾渣矿浆中的硫化矿物；矿浆搅拌桶底部与浮选设备连通，矿浆搅拌桶内的混合矿浆通入浮选设备中进行通气浮选。 [0009] 进一步的，浮选设备包括一个或多个浮选柱和/或浮选机。 [0010] 进一步的，氰化尾渣的主要成分包括：硫化矿物和脉石矿物。 [0011] 进一步的，所述氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统的使用方法如下： [0012] 步骤1：分别采用金属离子加药器和有机多胺加药器将金属离子和有机多胺加入盛有水的药剂预先混合反应搅拌桶进行搅拌反应得到反应产物为含有有机多胺‑金属离子配合物的溶液； [0013] 步骤2：在矿浆搅拌桶中将氰化尾渣配置成质量浓度为20％‑45％的矿浆，并将矿浆调节至pH为7.0‑9.0； [0014] 步骤3：采用蠕动泵将步骤1的反应产物加入到步骤2的矿浆中，搅拌反应得到混合矿浆； [0015] 步骤4：使用渣浆泵将混合矿浆通入浮选设备中，进行通气浮选，得到浮选出的硫化矿物。 [0016] 进一步的，所述步骤1中的有机多胺为疏水性有机多胺，所述疏水性有机多胺具有以下特征： [0017] 分子结构中含有两个以上的—NH2和/或—NH—结构； [0018] 分子结构中还含有疏水性结构，所述疏水性结构包括芳香基团或C4‑C20的烷基。 [0019] 进一步的，所述疏水性有机多胺为烷基多胺醚。 [0020] 进一步的，所述步骤1中，所述疏水性有机多胺与金属离子的摩尔比为1‑3:1。 [0021] 进一步的，所述步骤3中，反应产物的添加量为80‑200g/t矿。 [0022] 与现有技术相比，本发明至少能实现以下技术效果之一： [0023] (1)本发明的浮选回收系统中设置了药剂预先混合反应搅拌桶，Fe2+或Cu+离子和疏水性有机多胺首先被通入药剂预先混合反应搅拌桶，在药剂预先混合反应搅拌桶内进行充分混合反应，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。 [0024] (2)本发明的浮选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。 [0025] (3)采用本发明的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收时，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。 [0026] (4)采用本发明的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收时，通过金属离子和疏水性的有机多胺混合反应产生的疏水性的有机多胺‑金属离子配合物，能够与硫化矿物表面的金属氰之间发生络合反应，在矿物表面生成疏水性的有机多胺‑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；而疏水基一端朝向溶液，使矿物表面疏水，在浮选的过程中实现硫化矿物与脉石矿物的浮选分离。采用本发明的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收时得到的硫化矿物的硫品位和回收率均较高。此外，该浮选药剂还能与矿浆中残留的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。 [0027] (5)采用本发明的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收时，也可以采用普适的有机多胺‑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。 [0028] 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[0029] 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。 [0030] 图1为本发明的浮选回收系统的整体结构示意图； [0031] 图2为本发明的浮选设备的整体结构示意图； [0032] 图3为本发明的疏水性有机多胺的结构式之一； [0033] 图4为本发明的疏水性有机多胺的结构式之二； [0034] 图5为本发明的疏水性有机多胺的结构式之三； [0035] 图6为本发明的实施例2的工艺流程示意图； [0036] 图7为本发明的实施例3的工艺流程示意图； [0037] 图8为本发明的实施例4的工艺流程示意图。 [0038] 附图标记： [0039] 1‑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[0040] 以下结合具体实施例对一种氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统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。 [0041] 目前，“含金硫化矿浮选‑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。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浮选回收系统，采用本发明的氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统能够将疏水性有机多胺和金属离子预先混合反应生成硫化矿浮选的活化剂，活化剂通过与硫化矿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，并且由于活化剂带有疏水结构，能够提高硫化矿物的可浮性，进而实现氰化尾渣中硫化矿物的有效浮选。 [0042] 本发明提供了一种氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统，包括加药器1和药剂预先混合反应搅拌桶2；加药器1包括有机多胺加药器和金属离子加药器；有机多胺加药器和金属离子加药器分别与药剂预先混合反应搅拌桶2连通；金属离子加药器用于将金属离子加入药剂预先混合反应搅拌桶2，有机多胺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。 [0043] 具体的，上述氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统还包括矿浆搅拌桶4和浮选设备6；药剂预先混合反应搅拌桶2与矿浆搅拌桶4连通，药剂预先混合反应搅拌桶2内的有机多胺‑金属离子配合物加入矿浆搅拌桶4形成混合矿浆，有机多胺‑金属离子配合物用于活化和改性矿浆搅拌桶4中的氰化尾渣矿浆中的硫化矿物；矿浆搅拌桶4底部与浮选设备6连通，矿浆搅拌桶4内的混合矿浆通入浮选设备6中进行通气浮选。 [0044] 具体的，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。有机多胺‑金属离子配合物能够通过蠕动泵3加入矿浆搅拌桶4。 [0045] 具体的，浮选设备6包括一个或多个浮选柱和/或浮选机。浮选设备6可以根据实际需要采用多台浮选柱和/或浮选机组合使用的方案，设计合理的浮选流程，从而实现硫化矿物的高效回收。 [0046] 如下图2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。 [0047] 为了最大程度的提供气泡和水流，气泡发生器10距离底流口8的高度H1过大，会导致由气泡发生器10出来的气泡上升路径过小，气泡和矿浆中的颗粒碰撞概率降低，浮选效果降低；H1过小，底部高浓度的矿浆会阻碍上升水流和气泡，降低分选效果；因此，控制气泡发生器10距离底流口8的高度H1为浮选设备6的总高度H的1/4～1/3。 [0048] 具体的，有机多胺‑金属离子配合物能够通过蠕动泵3加入矿浆搅拌桶4，矿浆搅拌桶4中装有由氰化尾渣和补加的清水混合而成的、质量浓度为20％‑45％(如25％，30％，35％，40％，45％)的氰化尾渣矿浆；有机多胺‑金属离子配合物及pH调整剂等其它浮选药剂在矿浆搅拌桶4中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‑金属离子与矿物表面和溶液进行充分作用，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，消除了氰化物对硫化矿浮选的抑制作用。 [0049] 具体的，在矿浆搅拌桶4中完成调浆的氰化尾渣矿浆经渣浆泵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。 [0050] 需要说明的是，上述氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统的使用方法如下： [0051] 步骤1：分别采用金属离子加药器和有机多胺加药器将金属离子和有机多胺加入盛有水的药剂预先混合反应搅拌桶2(也称为药剂混合反应器)进行搅拌反应得到反应产物为含有有机多胺‑金属离子配合物的溶液； [0052] 步骤2：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，并将矿浆调节至pH为7.0‑9.0； [0053] 步骤3：采用蠕动泵3将步骤1的反应产物加入到步骤2的矿浆中，步骤1的反应产物的添加量为80‑200g/t矿；搅拌反应得到混合矿浆； [0054] 步骤4：使用渣浆泵将混合矿浆通入浮选设备6中，进行通气浮选，得到浮选出的硫化矿物。 [0056] 具体的，上述步骤1中，有机多胺为疏水性有机多胺，疏水性有机多胺包括以下特征： [0057] 1.分子结构中含有两个以上的—NH2和/或—NH—结构； [0058] 2.分子结构中还含有疏水性结构，所述疏水性结构包括芳香基团或C4‑C20的烷基。 [0059] 具体的，疏水性有机多胺可以为烷基多胺醚，上述烷基可以是含有四至二十个碳原子的烃链，分子中含有一至四个氨/胺基；具体的，烷基多胺醚可以为十二烷基二胺醚、十1 1 2 六烷基三胺醚。示例性的，如N‑(2‑(癸氧基)乙基)‑1,2‑乙二胺，N‑(2‑氨乙基)‑N‑(3‑十三烷氧基)丙基)‑1,2‑乙二胺等。 [0060] 具体的，上述步骤1中，疏水性有机多胺还可以为N‑十四烷基‑1,3‑丙基二胺等。 [0061] 具体的，上述步骤1中，疏水性有机多胺可以为： [0062] CH3‑(CH2)9‑O‑(CH2)2‑NH‑(CH2)2‑NH2 [0063] 或 [0064] CH3‑(CH2)12‑O‑(CH2)3‑NH‑(CH2)2‑NH‑(CH2)2‑NH2 [0065] 或 [0066] CH3‑(CH2)13‑NH‑(CH2)3‑NH2 [0067] 具体的，上述步骤1中，疏水性有机多胺与Fe2+或Cu+的摩尔比过大会造成配合反应不完全，配合物产率低；摩尔比过小会导致金属离子过量，干扰后续浮选。因此，控制疏水性2+ + 有机多胺与Fe 或Cu的摩尔比为1‑3:1。 [0068] 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。 [0069] 具体的，上述步骤1中，疏水性有机多胺在水中的质量分数为1％‑20％。 [0070] 具体的，上述步骤1中，搅拌反应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，控制搅拌反应的时间为2‑15min；示例性的，如3min、5min、7min、10min、12min、15min。 [0071] 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20％‑45％；示例性的，如20％，25％，30％，35％，40％，45％。 [0072] 具体的，上述步骤2中，pH控制为7‑9(例如7.0、7.5、8.0、8.5、9.0)，是为了给浮选药剂与矿物表面之间的相互作用提供合适的溶液环境。 [0073] 具体的，上述步骤3中，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。 [0074] 具体的，上述氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收方法的原理如下： [0075] 上述步骤1中，疏水性有机多胺中，—NH2或—NH—中的N原子上含有未共用的电子2+ + 对，因此在化学反应中疏水性有机多胺能给出孤对电子；金属离子如Fe 或Cu 能接受孤对 2+ + 电子；因此，疏水性有机多胺作为多齿配体与作为中心原子的Fe 或Cu能够发生反应并生+ + 成疏水性有机多胺‑金属离子配合物，如[Fe(C14H32N2O)] 、[Cu(C20H45N3O)2] 、[Cu+ (C17H38N2)2]等。 [0076] 上述步骤3中，疏水性有机多胺‑金属离子配合物加入到氰化尾渣的矿浆中，可与硫化矿物表面亲水性的氰组分(氰化提金作业中，氰化物改变了硫化矿物表面性质，在硫化矿物表面产生含氰组分)之间发生反应，在矿物表面生成疏水性有机多胺‑金属离子‑氰络合物。其中，疏水性有机多胺‑金属离子配合物中氨/胺基‑金属离子一端与硫化矿物表面的氰组分发生反应，从而使配合物吸附在硫化矿物表面，而疏水基一端朝向溶液，使矿物表面疏水。 [0077] 具体的，在未经处理的氰化尾渣中，所有矿物颗粒(包括硫化矿物和脉石矿物)表4‑ 面均表现为亲水性。上述步骤3中，硫化矿物表面亲水性的氰组分(如[Fe(CN)6] 、Fe4[Fe(CN)6]3等)与步骤1产生的疏水性的有机多胺‑金属离子配合物发生络合反应，使其吸附在硫化矿物表面，从而导致硫化矿物表面疏水；因此在步骤4中的浮选的过程中，疏水的硫化矿物能够与气泡粘附并随气泡上升进入泡沫层，而亲水性的脉石矿物则留在矿浆中，从而实现硫化矿物与脉石矿物的浮选分离。另一方面，疏水性的有机多胺‑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。 [0078] 在一种可能的设计中，上述步骤1中，有机多胺为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。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。 [0079] 具体的，上述步骤3中，得到混合矿浆后，还包括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。其中，捕收剂为黄药类药剂，例如，丁基黄药、异戊基黄药等。有机多胺‑金属离子配合物作为活化剂被加入到氰化尾渣的矿浆中，活化剂通过与硫化矿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表面使硫化矿表面疏水，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与脉石矿物的浮选分离。 [0080] 具体的，上述步骤4中，通气浮选的步骤包括： [0081] 步骤401、通过渣浆泵5将矿浆搅拌桶4中的矿浆通入浮选设备6中，通过浮选设备自吸或空压机充气的方式向浮选设备内的矿浆中通入空气并经气泡发生器10或机械搅拌而产生大量气泡； [0082] 步骤402、通气后，硫化矿物颗粒由于表面疏水而与气泡粘附并随气泡上升进入泡沫层，脉石矿物颗粒由于表面疏水导致其无法与气泡粘附而留在矿浆中。其中，分选出的硫化矿物由溢流口7排出，脉石矿物作为尾矿经底流口8排出。 [0083] 具体的，上述步骤402中矿浆浓度为20％‑45％，浮选时间10‑25min。 [0084] 具体的，上述步骤402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。 [0085] 与现有技术相比，本发明的浮选回收系统中设置了药剂预先混合反应搅拌桶，Fe2++或Cu 离子和疏水性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。 [0086] 本发明的浮选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。 [0087] 采用本发明的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收时，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。 [0088] 采用本发明的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收时，通过金属离子和疏水性的有机多胺混合反应产生的疏水性的有机多胺‑金属离子配合物，能够与硫化矿物表面的氰之间发生络合反应，在矿物表面生成疏水性的有机多胺‑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；而疏水基一端朝向溶液，使矿物表面疏水，在浮选的过程中实现硫化矿物与脉石矿物的浮选分离。采用本发明的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收时得到的硫化矿物的硫品位和回收率均较高。此外，该浮选药剂还能与矿浆中残留的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。 [0089] 实施例1 [0090] 本实施例提供了一种氰化尾渣中硫化矿的浮选回收系统，如图1所示，包括加药器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；加药器1包括金属离子加药器和有机多胺加药器；金属离子加药器用于将金属离子加入药剂预先混合反应搅拌桶2，有机多胺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。 [0091] 具体的，浮选设备6包括浮选柱和/或浮选机。如下图2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。 [0092] 实施例2 [0093] 本实施例提供了一种采用上述氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿的浮选回收方法。氰化尾渣的硫品位为22.89％，硫化矿物以黄铁矿为主，占硫化矿物总量的93.25％，黄铜矿、闪锌矿分别占4.34％和2.41％。脉石矿物主要为石英、长石等。如图6所示，具体过程如下： [0094] (1)CuCl和烷基多胺醚(N1‑(2‑氨乙基)‑N2‑(3‑十三烷氧基)丙基)‑1,2‑乙二胺)按摩尔比1:1分别被金属离子加药器和有机多胺加药器加入到盛有水的药剂预先混合反应搅拌桶2(也称为药剂混合反应器)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； [0095] (2)在矿浆搅拌桶4中将氰化尾渣配置成质量浓度为38％，并调节矿浆pH为8.0； [0096] (3)采用蠕动泵3将(1)中的反应产物加入到步骤2的矿浆中，步骤1的反应产物的添加量为120g/t矿；搅拌反应得到混合矿浆； [0097] (4)使用渣浆泵将混合矿浆通入浮选设备6中，进行通气浮选，得到浮选出的硫化矿物。 [0098] 其中，(4)中的浮选过程包括一段粗选、一段扫选和一段精选组成的闭路浮选流程，可得到硫品位44.33％，回收率94.16％的硫精矿，尾矿中的硫品位降至2.60％。 [0099] 实施例3 [0100] 本实施例提供了一种采用上述氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿的浮选回收方法。氰化尾渣的硫品位为18.46％，硫化矿物主要是黄铁矿，脉石矿物主要为石英和硅酸盐矿物。如图7所示，具体过程如下： [0101] (1)FeCl2和三乙烯四胺按摩尔比1:2被金属离子加药器和有机多胺加药器加入到盛有水的药剂预先混合反应搅拌桶2(也称为药剂混合反应器)进行搅拌反应得到反应产物为含有有机多胺‑金属离子配合物的溶液； [0102] (2)在矿浆搅拌桶4中将氰化尾渣配置成质量浓度为35％，并调节矿浆pH为8.5； [0103] (3)采用蠕动泵3将(1)中的反应产物加入到步骤2的矿浆中，步骤1的反应产物的添加量为150g/t矿；搅拌反应得到混合矿浆； [0104] (4)向矿浆搅拌桶4中加入丁基黄药200g/t以进一步提高硫化矿物的疏水性； [0105] (5)使用渣浆泵将矿浆搅拌桶中的矿浆通入浮选柱中，通气浮选，浮选时间20min。 [0106] 通过上述方法，经过一段浮选柱分选，即可得到硫品位41.33％，回收率85.50％的硫精矿，尾矿中的硫品位降至4.33％。 [0107] 实施例4 [0108] 本实施例提供了一种采用上述氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿的浮选回收方法。氰化尾渣中硫品位为25.01％，主要的金属矿物为黄铁矿，其次为黄铜矿，此外还含有少量的方铅矿和闪锌矿；脉石矿物为石英、长石、高岭石、方解石等。如图8所示，具体过程如下： [0109] (1)CuCl和烷基多胺醚(N1‑(2‑(癸氧基)乙基)‑1,2‑乙二胺)按摩尔比1:1被金属离子加药器和有机多胺加药器加入到盛有水的药剂预先混合反应搅拌桶2(也称为药剂混合反应器)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； [0110] (2)在矿浆搅拌桶4中将氰化尾渣配置成质量浓度为40％，并调节矿浆pH为8.5； [0111] (3)采用蠕动泵3将(1)中的反应产物加入到步骤2的矿浆中，步骤1的反应产物的添加量为100g/t矿；搅拌反应得到混合矿浆； [0112] (4)使用渣浆泵将矿浆搅拌桶中的矿浆通入旋流‑静态微泡浮选柱中，通气浮选，浮选时间20min。 [0113] 通过上述方法，经过由一段粗选、二段扫选和一段精选组成的闭路浮选流程，可得到硫品位46.97％，回收率96.40％的硫精矿，尾矿的硫品位降至1.85％。 [0114] 对比例1 [0115] 对比例1的处理对象与实施例4相同，但是采用传统的浮选系统和工艺。浮选系统包括搅拌桶和浮选设备。浮选工艺包含如下步骤： [0116] (1)将氰化尾渣在搅拌桶中配制成质量浓度为40％的矿浆； [0117] (2)向矿浆中加入硫酸12Kg/t，搅拌反应20min后，调节矿浆pH至5.5，向矿浆中加入捕收剂丁基黄药500g/t，搅拌反应3min； [0118] (3)使用渣浆泵将矿浆通入旋流‑静态微泡浮选柱中，充气浮选，浮选时间20min。 [0119] 实施例4和对比例1的生产指标如下表1所示；由表1可以看出，实施例4的精矿品位和回收率高于对比例1，且尾矿的硫品位较低，可见，采用本发明的浮选回收系统进行氰化尾渣中硫化矿物的浮选回收的精矿品位和回收率均较高，在生产中优势明显。 [0120] 表1实施例4和对比例1的生产指标 [0121] |
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