一种从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的方法 |
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| 申请号 | CN202211512505.7 | 申请日 | 2022-11-28 | 公开(公告)号 | CN115870099A | 公开(公告)日 | 2023-03-31 |
| 申请人 | 昆明理工大学; | 发明人 | 刘建; 高虎林; 杨东; 李达; 秦晓艳; 郝佳美; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种从微细粒含锌高硫 尾矿 中回收锌的方法，属于矿物加工工程浮选技术领域。该方法包括以下步骤：调节微细粒含锌高硫尾矿的浓度，并依次添加石灰、矿泥分散剂、活化剂、 抑制剂 和组合捕收剂，搅拌之后粗选，将粗选后的 泡沫 进行精选，粗选后的矿浆进行扫选，扫选过程的泡沫返回上一级作业，精选过程的中矿返回上一级作业，浮选结束得到锌精矿。本发明的方法可以有效消除浮选矿浆中矿泥带来的不利影响，显著削弱 碱 性体系下 硫酸 铜 对黄 铁 矿的活化，大幅提高微细粒含锌高硫尾矿中锌的回收率，最终可获得浮选精矿锌品位>40％、回收率高达80％。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的方法，其特征在于，调浆过程中用石灰调节矿浆pH至12‑12.5，并记录此时的石灰用量，然后再继续添加石灰至过量50％‑60％；依次加入矿泥分散剂100‑200g/t，硫酸铜100‑150g/t；然后再添加抑制剂50‑100g/t抑制被铜活化的黄铁矿。 |
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| 说明书全文 | 一种从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的方法技术领域[0001] 本发明涉及一种从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的方法，属于矿物加工工程浮选技术领域。 背景技术[0002] 自然界中铜、铅、锌、黄铁矿往往紧密共伴生在一起，且嵌布粒度较细，形成复杂的铜铅锌多金属硫化矿，浮选是该类型资源回收的主要方法。微细粒含锌高硫尾矿主要来源于高硫铜铅锌多金属硫化矿优先浮选中的铜‑锌分离、铅‑锌分离等过程。生产实践中，由于铜、铅、锌、黄铁矿嵌布粒度细，在浮选分离阶段，常采用细磨的方式来实现有用矿物的单体解离，再通过添加锌矿物和黄铁矿的抑制剂，将硫化锌矿物和黄铁矿选择性地抑制到尾矿中，进而形成微细粒含锌高硫尾矿。 [0003] 现有技术中专门针对微细粒含锌高硫尾矿中锌回收的报道较少，申请号为CN201811435553.4的专利“微细粒锌金属分离选矿方法及分离选矿装置”中记载了采用快速粗选、中矿多次再选、再磨矿浆进行分级等步骤强化微细粒级锌的回收，但该专利主要是对锌回收工艺流程进行优化，并未对具体的回收指标进行研究。 [0004] 另外，现阶段针对硫化锌矿物的浮选药剂制度，主要采用石灰作为抑制剂选择性抑制黄铁矿，然后添加硫酸铜作为活化剂活化锌矿物，以丁基黄药作为捕收剂来回收锌。但是该方法存在以下问题：(1)在石灰产生的碱性体系下，硫酸铜主要以铜的羟基合物形式存在、活化选择性较差，对硫化锌矿物活化的同时也会大量活化黄铁矿，从而造成黄铁矿的大量上浮，最终精矿品位难以提升；(2)尾矿由于前端的细磨作业，导致微细粒级矿物尤其是20μm以下粒级的矿物占比高，浮选中易形成矿泥罩盖，恶化浮选环境，导致最终精矿回收率偏低。因此该方法仅仅是对于微细粒级矿物占比低、含硫量低的含锌硫尾矿取得了较好的回收指标，但对于有用矿物粒度较细(‑38μm>60％)且含硫较高(S>40％)的微细粒级含锌高硫尾矿的锌回收指标通常较差，浮选精矿锌品位难以达到40％以上(锌精矿出售的最低品级要求)且回收率偏低。 发明内容[0005] 为了提高微细粒含锌高硫尾矿中锌的回收指标，本发明提出了一种从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的方法，采用该方法可以有效消除浮选矿浆中矿泥带来的不利影响，显著削弱碱性体系下硫酸铜对黄铁矿的活化，大幅提高微细粒含锌高硫尾矿中锌的回收率。 [0006] 为实现上述目的，本发明提供了如下方案： [0007] 本发明提出了一种从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的方法，调浆过程中用石灰调节矿浆pH至12‑12.5，并记录此时的石灰用量，然后再继续添加石灰至过量50％‑60％；依次加入矿泥分散剂100‑200g/t，硫酸铜100‑150g/t；然后再添加抑制剂50‑100g/t抑制被铜活化的黄铁矿。 [0008] 进一步地，包括以下步骤： [0009] 调节微细粒含锌高硫尾矿的浓度，并依次添加石灰、矿泥分散剂、活化剂、抑制剂和组合捕收剂，搅拌之后粗选，将粗选后的泡沫进行精选，粗选后的矿浆进行扫选，扫选过程的泡沫返回上一级作业，精选过程的中矿返回上一级作业，浮选结束得到锌精矿。 [0010] 进一步地，所述微细粒含锌高硫尾矿中锌品位为2％‑3％，硫品位为40％‑47％，‑38μm的粒级占比大于等于60％。 [0011] 进一步地，根据水和物料的比例，调节微细粒含锌高硫尾矿的浓度为25wt％‑40wt％。 [0012] 进一步地，添加石灰的具体过程为：添加石灰使微细粒含锌高硫尾矿矿浆的pH为12‑12.5，记录第一次石灰用量，继续添加石灰至过量50％‑60％，搅拌3‑5min。 [0014] 进一步地，加入活化剂后搅拌3‑5min。 [0016] 进一步地，所述组合捕收剂为质量比为1:1‑2:1的丁胺黑药和丁黄药，添加量为20‑50g/t。 [0017] 进一步地，所述精选的次数为2‑3次。 [0018] 本发明公开了以下技术效果： [0019] (1)本发明的方法可以有效消除浮选矿浆中矿泥带来的不利影响，显著削弱碱性体系下硫酸铜对黄铁矿的活化，大幅提高微细粒含锌高硫尾矿中锌的回收率，最终可获得浮选精矿锌品位>40％、回收率可达70％‑80％。 [0020] (2)本发明采用石灰进行pH调控，并继续添加石灰至过量50‑60％，充分保证了矿浆溶液中游离羟基钙的有效浓度，可以实现黄铁矿的有效抑制；并添加新型矿泥分散剂，有效消除了微细粒浮选体系中的矿泥罩盖现象，提高锌的浮选指标；通过添加硫代碳酸盐，可以络合黄铁矿表面吸附的铜活化组分以及矿浆溶液中多余的铜组分，大幅削弱了碱性体系下硫酸铜对黄铁矿的活化，有助于提高锌精矿品位。附图说明 [0021] 为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动性的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。 [0022] 图1为本发明实施例1从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的工艺流程图； [0023] 图2为本发明实施例2从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的工艺流程图。 具体实施方式[0024] 现详细说明本发明的多种示例性实施方式，该详细说明不应认为是对本发明的限制，而应理解为是对本发明的某些方面、特性和实施方案的更详细的描述。 [0025] 应理解本发明中所述的术语仅仅是为描述特别的实施方式，并非用于限制本发明。另外，对于本发明中的数值范围，应理解为还具体公开了该范围的上限和下限之间的每个中间值。在任何陈述值或陈述范围内的中间值以及任何其他陈述值或在所述范围内的中间值之间的每个较小的范围也包括在本发明内。这些较小范围的上限和下限可独立地包括或排除在范围内。 [0026] 除非另有说明，否则本文使用的所有技术和科学术语具有本发明所述领域的常规技术人员通常理解的相同含义。虽然本发明仅描述了优选的方法和材料，但是在本发明的实施或测试中也可以使用与本文所述相似或等同的任何方法和材料。本说明书中提到的所有文献通过引用并入，用以公开和描述与所述文献相关的方法和/或材料。在与任何并入的文献冲突时，以本说明书的内容为准。 [0027] 在不背离本发明的范围或精神的情况下，可对本发明说明书的具体实施方式做多种改进和变化，这对本领域技术人员而言是显而易见的。由本发明的说明书得到的其他实施方式对技术人员而言是显而易见得的。本发明说明书和实施例仅是示例性的。 [0028] 关于本文中所使用的“包含”、“包括”、“具有”、“含有”等等，均为开放性的用语，即意指包含但不限于。本发明实施例提出了一种从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的方法，其在调浆过程中用石灰调节矿浆pH至12‑12.5，并记录此时的石灰用量，然后再继续添加石灰至过量50％‑60％；依次加入矿泥分散剂100‑200g/t，硫酸铜100‑150g/t；然后再添加抑制剂50‑100g/t抑制被铜活化的黄铁矿。本发明的重点在于调浆过程，采用pH调控，石灰至过量50‑60％，充分保证了矿浆溶液中游离羟基钙的有效浓度，可以实现黄铁矿的有效抑制；通过添加新型矿泥分散剂，有效消除了微细粒浮选体系中的矿泥罩盖现象，提高锌的浮选指标；通过添加硫代碳酸盐，可以络合黄铁矿表面吸附的铜活化组分以及矿浆溶液中多余的铜组分，大幅削弱了碱性体系下硫酸铜对黄铁矿的活化，有助于提高锌精矿品位。 [0029] 本发明实施例提出了一种从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的方法，整个工艺流程包括以下步骤： [0030] 调节微细粒含锌高硫尾矿的浓度，并依次添加石灰、矿泥分散剂、活化剂、抑制剂和组合捕收剂，搅拌之后粗选，将粗选后的泡沫进行精选，粗选后的矿浆进行扫选，扫选过程的泡沫返回上一级作业，精选过程的中矿返回上一级作业，浮选结束得到锌精矿。 [0031] 在本发明实施例中，所述微细粒含锌高硫尾矿中锌品位为2％‑3％，硫品位为40％‑47％，‑38μm的粒级占比大于等于60％。术语“‑38μm”表示粒径小于38μm。 [0032] 矿浆浓度是浮选过程的重要影响因素之一，矿浆浓度和回收率之间存在着明显的规律性，当矿浆浓度过低时，回收率降低，矿浆浓度增加，回收率也随之增加，当矿浆浓度超过最佳浓度后，回收率又开始下降，因此矿浆浓度过高或过低都会使浮选结果受到影响。其次矿浆浓度过高会影响精矿的质量；此外，矿浆中必须均衡的保持一定的药剂浓度，才能获得良好的浮选指标，矿浆浓度过低时，处理每吨矿石的用药量会随之增加。因此在一些优选实施例中，调节微细粒含锌高硫尾矿的浓度为25wt％‑40wt％。矿浆浓度在这一范围内可以使各种因素达到最优平衡。 [0033] 在本发明实施例中，添加石灰的具体过程为：添加石灰使微细粒含锌高硫尾矿矿浆的pH为12‑12.5，记录第一次石灰用量，继续添加石灰至过量50％‑60％，搅拌3‑5min。石灰用量影响矿浆的pH，将矿浆的pH控制在12‑12.5范围内，并添加过量的石灰，目的在于保障矿浆中足够浓度的有效羟基钙组分和稳定矿浆电位。石灰用量过低浮选效果不好，用石灰调pH最高只能达到12.5左右，继续增加石灰pH不会升高，但是矿浆中的有效羟基钙组分会增加，有利于浮选。 [0034] 在本发明实施例中，所述矿泥分散剂为聚丙烯酸或聚丙烯酸钠，添加量为100‑200g/t，加入矿泥分散剂后搅拌3‑5min。本发明实施例所用到的矿泥分散剂为高分子分散剂，较常规的无机类六偏磷酸、水玻璃等具有用量少、效果好的特点。 [0035] 在本发明实施例中，所述活化剂为硫酸铜，添加量为100‑150g/t，加入活化剂后搅拌3‑5min。 [0036] 在本发明实施例中，所述抑制剂为多硫代碳酸盐，添加量为50‑100g/t，所述多硫代碳酸盐分子式为Me2CSn，其中n＝3‑5，Me为碱金属原子。 [0037] 在本发明实施例中，所述组合捕收剂为质量比为1:1‑2:1的丁胺黑药和丁黄药，添加量为20‑50g/t。本发明实施例使用组合捕收剂可以发挥各自药剂的优点，协同作用，提高浮选指标。 [0038] 在本发明实施例中，所述精选的次数为2‑3次。 [0039] 以下通过实施例对本发明的技术方案做进一步说明。 [0040] 实施例1 [0041] 本发明实施例1中未处理的微细粒含锌高硫尾矿中锌品位为2％，硫品位为47％，‑38μm的粒级占比65％。从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的方法，步骤如下： [0042] 调节微细粒含锌高硫尾矿的浓度至25wt％，添加石灰使微细粒含锌高硫尾矿矿浆的pH为12.3，记录第一次石灰用量，继续添加石灰至过量60％，搅拌5min，之后加入矿泥分散剂聚丙烯酸钠，添加量为200g/t，搅拌3min，再添加活化剂硫酸铜，添加量为100g/t，搅拌活化5min，然后再添加抑制剂三硫代碳酸钠，添加量为50g/t，抑制被铜活化的黄铁矿，最后加入组合捕收剂(质量比为1:1的丁胺黑药和丁黄药)，添加量为20g/t，搅拌2min后进行1次粗选，将粗选后的泡沫进行3次精选，粗选后的矿浆进行1次扫选，扫选过程的泡沫返回上一级作业，精选过程的中矿依次顺序返回上一级作业，浮选结束后锌精矿中的锌品位为42％，回收率为72％，工艺流程见图1。 [0043] 实施例2 [0044] 本发明实施例2中微细粒含锌高硫尾矿中锌品位为3％，硫品位为40％，‑38μm的粒级占比60％。从微细粒含锌高硫尾矿中回收锌的方法，步骤如下： [0045] 调节微细粒含锌高硫尾矿的浓度至30wt％，添加石灰使微细粒含锌高硫尾矿矿浆的pH为12.5，记录第一次石灰用量，继续添加石灰至过量50％，搅拌5min，之后加入矿泥分散剂聚丙烯酸，添加量为100g/t，搅拌3min，再添加活化剂硫酸铜，添加量为150g/t，搅拌活化5min，然后再添加抑制剂五硫代碳酸钠，添加量为100g/t，抑制被铜活化的黄铁矿，最后加入组合捕收剂(质量比为2:1的丁胺黑药和丁黄药)，添加量为50g/t，搅拌2min后进行1次粗选，将粗选后的泡沫进行2次精选，粗选后的矿浆进行1次扫选，扫选过程的泡沫返回上一级作业，精选过程的中矿依次顺序返回上一级作业，浮选结束后锌精矿中的锌品位为40％，回收率为80％，工艺流程见图2。 [0046] 对比例1 [0047] 同实施例1，区别仅在于，省略“继续添加第一次石灰质量60％的石灰”的步骤。浮选结束后锌精矿中的锌品位为32％，回收率为68％。 [0048] 对比例2 [0049] 同实施例1，区别仅在于，省略“矿泥分散剂聚丙烯酸钠”的加入。浮选结束后锌精矿中的锌品位为37％，回收率为70％。 [0050] 对比例3 [0051] 同实施例1，区别仅在于，省略“抑制剂三硫代碳酸钠”的加入。浮选结束后锌精矿中的锌品位为36％，回收率为72％。 [0052] 对比例4 [0053] 同实施例1，区别仅在于，调浆过程中用石灰调节矿浆pH至11。浮选结束后锌精矿中的锌品位为27％，回收率为64％。 [0054] 对比例5 [0055] 同实施例1，区别仅在于，矿泥分散剂为六偏磷酸钠。浮选结束后锌精矿中的锌品位为37％，回收率为70％。 |
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