一种铁闪锌矿分质分选的选矿方法 |
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| 申请号 | CN202410227753.X | 申请日 | 2024-02-29 | 公开(公告)号 | CN117960364A | 公开(公告)日 | 2024-05-03 |
| 申请人 | 中南大学; | 发明人 | 林上勇; 张洪亮; 周双; 王方硕; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种 铁 闪锌矿分质分选的选矿方法，属于选矿技术领域。本发明通过 梯级 浮选的技术手段，预先脱除具有不同浮游活性的不同铁含量闪锌矿，同时创新性的使用了芳基羟肟酸、葡甘聚糖、连二亚 硫酸 钠、氯化 银 等非常规捕收剂、 抑制剂 和活化剂，将几种不同性能的捕收剂、抑制剂和活化剂结合在一起，选择性的活化不同铁含量的闪锌矿，改变不同铁含量闪锌矿的浮游性能，使铁含量不同的闪锌矿依次浮出，这种技术线路不仅降低了含铁闪锌矿与黄铁矿的分离难度，提高分离效率，还节约了药剂成本，提高了矿山企业的经济效益和社会效益。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种铁闪锌矿分质分选的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种铁闪锌矿分质分选的选矿方法技术领域[0001] 本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种铁闪锌矿分质分选的选矿方法。 背景技术[0002] 闪锌矿是一种硫化矿物，自然界中闪锌矿通常含有Fe、Mn、Cd、Ga、Ge、In、Se、Te等多种杂质元素，其中Fe元素最易进入闪锌矿晶格中，形成ZnS‑FeS的混晶系。闪锌矿铁含量的高低取决于FeS的含量，根据闪锌矿铁含量的不同，可分为铁闪锌矿(铁含量＞6％)、高铁闪锌矿(铁含量＞12％)和超高铁闪锌矿(铁含量＞18％)。当铁进入闪锌矿晶格形成铁闪锌2+ 矿后，闪锌矿的尺寸变小、比表面积变大、水化作用增强、天然可浮性下降；并且由于Fe 半 2+ 径大于Zn ，铁闪锌矿的铜活化过程会被阻碍，进而导致黄药捕收过程被削弱，使得铁闪锌矿与黄铁矿的分离难度加大。随着铁含量的升高，铁闪锌矿与黄铁矿表面性质差异不断减小，导致两种矿物的分离难度增大，由于高碱环境抑制黄铁矿的同时也降低了铁闪锌矿的上浮，所以能够分离闪锌矿与黄铁矿的传统石灰调碱工艺无法实现铁闪锌矿尤其是高铁闪锌矿与黄铁矿的良好分离。 [0003] 为了提高此类矿石中铁闪锌矿和黄铁矿的分离效率，现阶段多采用深度解离‑强抑制的方法来增强对黄铁矿的抑制。比如专利CN107442267B公开了一种微细粒难选铁闪锌矿的浮选方法，该方法通过精矿再磨的方式，采用石灰、羟基烷基二硫代氨基甲酸盐和腐殖酸钠的联合抑制作用来分离铁闪锌矿和黄铁矿，这种分离工艺虽然在一定程度上解决了分离难度大、分离精度低的问题，但该方法需要对混合精矿进行再磨处理，再磨能耗高，工艺复杂，且所用抑制剂为组合抑制剂，浮选pH偏高，锌回收率不高，难以实现工业推广。专利CN111632748A公开了一种磁‑浮联合工艺处理铁闪锌矿的方法，该方法通过加入磁选对锌粗选尾矿进行处理，脱除部分磁性较高的磁黄铁矿，然后再通过浮选工艺分离黄铁矿，该方案虽然一定程度上降低了磁黄铁矿对锌浮选过程的干扰，但该方法仅适用于物料中磁黄铁矿和黄铁矿含量少的锌矿，对磁性弱且黄铁矿含量高的锌矿不适用。 [0004] 此外，含铁闪锌矿的物料主要为硫化铅锌矿，而在大多数的硫化铅锌矿中黄铁矿的含量远多于铅锌矿物，因而在铅浮选过程中，为了获得合格的铅精矿产品，需加入大量的铁闪锌矿和黄铁矿抑制剂；相应的，在锌浮选过程中需加入大量的硫酸铜，导致硫酸铜实际用量极高，甚至高达1000～2000g/t，而硫酸铜对黄铁矿也有明显的活化作用，被硫酸铜活化的黄铁矿可浮性极好，致使用于抑制被硫酸铜活化的黄铁矿的药剂成本也相当之高。 [0005] 因此，如何进一步提高含铁闪锌矿、黄铁矿的铅锌矿产资源利用率，降低铁闪锌矿和黄铁矿的分离难度，提高铁闪锌矿和黄铁矿的分离效率，减少铁闪锌矿和黄铁矿的分离成本，并对其进行分质分选和高值化综合回收利用，是当前矿产资源行业亟待解决的重大问题之一。针对上述问题，本发明提供了一种铁闪锌矿分质分选的选矿方法。 发明内容[0006] 本发明的目的是提供一种铁闪锌矿分质分选的选矿方法，通过改变不同铁含量闪锌矿的浮游性能，实现部分被优先活化的铁闪锌矿优浮快浮，同时为后续的锌浮选降低分离难度，提高分离效率，并减少生产成本，解决现有选矿工艺分选效率低、分离难度大、分离成本高的问题。 [0007] 为实现上述目的，本发明提供了一种铁闪锌矿分质分选的选矿方法，包括以下步骤： [0008] S1、对含铁闪锌矿的硫化矿进行调浆，至矿浆质量百分浓度为30～45％； [0009] S2、搅拌步骤S1得到的矿浆，先后加入抑制剂、活化剂和捕收剂，待各药剂与矿浆充分作用后开始第一段浮选作业，得到铁含量低于6％的低铁闪锌矿精矿和尾矿； [0010] S3、向步骤S2得到的尾矿中先后加入抑制剂、活化剂和捕收剂，待各药剂与矿浆充分作用后开始第二段浮选作业，得到铁含量在6～12％的铁闪锌矿精矿和尾矿； [0011] S4、向步骤S3得到的尾矿中先后加入抑制剂、活化剂和捕收剂，待各药剂与矿浆充分作用后开始第三段浮选作业，得到铁含量在12～18％的高铁闪锌矿精矿和尾矿； [0012] S5、向步骤S4得到的尾矿中先后加入抑制剂、活化剂和捕收剂，待各药剂与矿浆充分作用后开始第四段浮选作业，得到铁含量>18％的超高铁闪锌矿精矿和最终尾矿。 [0013] 优选的，所述步骤S2中抑制剂为焦亚硫酸钠，用量为0～500g/t；活化剂为硝酸铅，用量为0～500g/t；捕收剂为柴油和丁黄药，其中，柴油用量为0～10g/t，丁黄药用量为0～30g/t。 [0014] 优选的，所述步骤S3中抑制剂为连二亚硫酸钠，用量为0～800g/t；活化剂为硫酸铜，用量为0～500g/t；捕收剂为烯丙基异丁基硫氨脂，用量为0～50g/t。 [0015] 优选的，所述步骤S4中抑制剂为亚硫酸钠，用量为0～800g/t；活化剂为亚硫酸铵，用量为0～800g/t；捕收剂为芳基羟肟酸，用量为0～100g/t，结构式如式1所示，[0016] [0017] [0018] 其中，R1和R2为具有CnH2n+2结构的烷烃，n≥1。 [0019] 优选的，所述步骤S5中抑制剂为葡甘聚糖，用量为0～500g/t；活化剂为氯化银，用量为0～800g/t；捕收剂为丁钠黑药、烯丙基异丁基硫氨脂以及芳基羟肟酸的组合捕收剂，用量为0～50g/t，芳基羟肟酸的结构式如式1所示， [0020] [0021] 其中，R1和R2为具有CnH2n+2结构的烷烃，n≥1。 [0023] 优选的，所述步骤S2中第一段浮选作业的具体操作为：粗选精矿进入锌精选作业，经一次精选作业后得到铁含量低于6％的低铁闪锌矿精矿，锌精选的尾矿返回至前一作业；粗选的尾矿进入2次扫选作业，扫选的精矿返回至前一作业，扫选的尾矿进入下一作业。 [0024] 优选的，所述步骤S3中第二段浮选作业的具体操作为：粗选精矿进入锌精选作业，经2次精选作业后得到铁含量在6～12％的铁闪锌矿精矿，锌精选的尾矿依次返回至前一作业；粗选的尾矿进入2次扫选作业，扫选的精矿返回至前一作业，扫选的尾矿进入下一作业。 [0025] 优选的，所述步骤S4中第三段浮选作业的具体操作为：粗选精矿进入锌精选作业，经3次精选作业后得到铁含量在12～18％的铁闪锌矿精矿，锌精选的尾矿依次返回至前一作业；粗选的尾矿进入2次扫选作业，扫选的精矿返回至前一作业，扫选的尾矿进入下一作业。 [0026] 优选的，所述步骤S5中第四段浮选作业的具体操作为：粗选精矿进入精选作业，第n次精选的精矿进入n+1次铅精选作业，第n铅精选的尾矿返次回第n‑1次铅精选作业；粗选的尾矿进入扫选作业，第n次铅扫选的精矿进入n‑1次扫选作业，第n次铅扫选的尾矿进入第n+1次铅扫选作业，其中，n为自然数，且大于等于3。 [0027] 因此，本发明提供了一种铁闪锌矿分质分选的选矿方法，有益效果如下： [0028] (1)本发明的选矿方法摒弃了传统“重拉重压”的高碱技术思路，采用“饥饿式”给药用药的方式，通过几种不同捕收性能、抑制性能和活化性能的捕收剂、抑制剂和活化剂相结合的方式，选择性的活化不同铁含量的闪锌矿，改变不同铁含量闪锌矿的浮游性能，使铁含量不同的闪锌矿依次浮出，这种技术线路不仅降低了含铁闪锌矿与黄铁矿的分离难度，提高分离效率，增加了产品种类，还大幅度降低了硫酸铜的用量，避免了使用石灰所带来的高碱影响，节约了药剂成本的同时还降低了选矿废水残留重金属离子的污染，提高了矿山企业的经济效益和社会效益。 [0029] (2)本发明创新性的使用了芳基羟肟酸、葡甘聚糖、连二亚硫酸钠、氯化银等非常规捕收剂、抑制剂和活化剂，并创新性的将这些药剂组合使用，巧妙的弥补了现有浮选药剂选择性差的缺点，不仅达到了分质分选的目的，还减少了药剂环境污染，降低了浮选对矿浆pH的要求。 [0030] (3)本发明通过步骤S2、S3、S4、S5梯级浮选的技术手段，预先脱除具有不同浮游活性的不同铁含量闪锌矿，大幅度降低传统工艺中硫酸铜的用量，避免了高硫酸铜用量对黄铁矿等脉石矿物的活化，不仅生产工艺简单，适应性强，分选效率高，还能顺带降低其它有价矿物在尾矿中的损失，提高资源的综合利用效率，实现有价金属的高效综合回收，对嵌布粒度跨度大、结构复杂、伴生有价金属较多的矿尤为适合。 附图说明[0032] 图1为本发明实施例的工艺流程示意图； [0033] 图2为本发明对比例的工艺流程示意图。 具体实施方式[0034] 本发明提供了一种铁闪锌矿分质分选的选矿方法，包括以下步骤： [0035] S1、将准备好的铁闪锌矿的硫化矿输送至调浆搅拌桶中进行搅拌调浆，调浆过程中通过浓缩或加入清水稀释的方式调整至矿浆质量百分浓度为30～45％。 [0036] 如待处理物料浓度高于45％，则通过加入一定量的清水稀释物料至指定浓度，如待处理原料浓度低于30％，则通过沉降浓缩的方式去除一定质量的澄清液，浓缩至矿浆质量百分浓度为30～45％，用于下一步作业； [0037] S2、对步骤S1中得到的矿浆进行搅拌，并在搅拌过程中先后加入抑制剂、活化剂和捕收剂，待各药剂与矿浆充分作用后开始第一段浮选作业，得到铁含量低于6％的低铁闪锌矿精矿和尾矿。 [0038] 在本发明中，第一段浮选作业的具体操作为：粗选精矿进入锌精选作业，经一次精选作业后得到铁含量低于6％的低铁闪锌矿精矿，锌精选的尾矿返回至前一作业；粗选的尾矿进入2次扫选作业，扫选的精矿返回至前一作业，扫选的尾矿进入下一作业。 [0039] 抑制剂为焦亚硫酸钠，用量为0～500g/t，优选为200～300g/t；活化剂为硝酸铅，用量为0～500g/t，优选为200～300g/t；捕收剂为柴油和丁黄药，其中，柴油用量为0～10g/t，丁黄药用量为0～30g/t。 [0040] S3、向步骤S2得到的尾矿中先后加入抑制剂、活化剂和捕收剂，待各药剂与矿浆充分作用后开始第二段浮选作业，得到铁含量在6～12％的铁闪锌矿精矿和尾矿。 [0041] 在本发明中，第二段浮选作业的具体操作为：粗选精矿进入锌精选作业，经2次精选作业后得到铁含量在6～12％的铁闪锌矿精矿，锌精选的尾矿依次返回至前一作业；粗选的尾矿进入2次扫选作业，扫选的精矿返回至前一作业，扫选的尾矿进入下一作业。 [0042] 在本发明中，抑制剂为连二亚硫酸钠，用量为0～800g/t，优选为300～500g/t；活化剂为硫酸铜，用量为0～500g/t，优选为200～300g/t；捕收剂为烯丙基异丁基硫氨脂，用量为0～50g/t，优选为10～20g/t。 [0043] S4、向步骤S3得到的尾矿中先后加入抑制剂、活化剂和捕收剂，待各药剂与矿浆充分作用后开始第三段浮选作业，得到铁含量在12～18％的高铁闪锌矿精矿和尾矿。 [0044] 在本发明中，第三段浮选作业的具体操作为：粗选精矿进入锌精选作业，经3次精选作业后得到铁含量在12～18％的铁闪锌矿精矿，锌精选的尾矿依次返回至前一作业；粗选的尾矿进入2次扫选作业，扫选的精矿返回至前一作业，扫选的尾矿进入下一作业。 [0045] 抑制剂为亚硫酸钠，用量为0～800g/t，优选为100～300g/t；活化剂为亚硫酸铵，用量为0～800g/t，优选为200～500g/t；捕收剂为芳基羟肟酸，用量为0～100g/t，优选为20～60g/t，结构式如式1所示， [0046] [0047] 其中，R1和R2为具有CnH2n+2结构的烷烃，n≥1。 [0048] S5、向步骤S4得到的尾矿中先后加入抑制剂、活化剂和捕收剂，待各药剂与矿浆充分作用后开始第四段浮选作业，得到铁含量>18％的超高铁闪锌矿精矿和最终尾矿。 [0049] 在本发明中，第四段浮选作业的具体操作为：粗选精矿进入精选作业，第n次精选的精矿进入n+1次铅精选作业，第n铅精选的尾矿返次回第n‑1次铅精选作业；粗选的尾矿进入扫选作业，第n次铅扫选的精矿进入n‑1次扫选作业，第n次铅扫选的尾矿进入第n+1次铅扫选作业，其中，n为自然数，且大于等于3。 [0050] 抑制剂为葡甘聚糖，葡甘聚糖为由分子比1：1.6～1.7的葡萄糖和甘露糖残基通过β‑1，4糖苷键聚合而成的高分子杂多糖，用量为0～500g/t，优选为300～500g/t；活化剂为氯化银，用量为0～800g/t，优选为300～500g/t；捕收剂为丁钠黑药、烯丙基异丁基硫氨脂以及式1结构的芳基羟肟酸的组合捕收剂，组合捕收剂的用量为0～50g/t，优选为10～20g/t。 [0051] 为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图和具体实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅用以解释本发明，并非旨在限制要求保护的本发明的范围，而是仅仅表示本发明的选定实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作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。 [0052] 以下所用矿石原料取自湖南郴州某铅锌矿山选铅后的尾矿，含锌约5.3％，含铁约11.5％，含硫约14.2％。实验所用抑制剂为亚硫酸钠、焦亚硫酸钠、连二亚硫酸钠、葡甘聚糖，所用活化剂为硫酸铜、硝酸铅、亚硫酸铵、氯化银，所用捕收剂有柴油、丁黄药、丁钠黑药、烯丙基异丁基硫氨脂、N‑氧化月桂酰基‑C‑苯芳基羟肟酸。 [0053] 实施例 [0054] 取500克铅尾干矿，与水按1:1混合磨矿，然后将矿浆转移至浮选机，调节矿浆浓度至30～45％，依次加入300g/t焦亚硫酸钠，300g/t硝酸铅，4g/t柴油，20g/t丁黄药，待药剂充分作用后开始一粗一精两扫的低铁闪锌矿浮选，得到Fe含量小于6％的锌精矿，记为精矿Ⅰ，所得尾矿记为尾矿Ⅰ；接着往尾矿Ⅰ中依次加入300g/t连二亚硫酸钠，300g/t的硫酸铜，20g/t的烯丙基异丁基硫氨脂，待药剂充分作用后开始一粗两精两扫的中铁闪锌矿浮选，得到Fe含量在6％～12％的中铁锌精矿，记为精矿Ⅱ，所得尾矿记为尾矿Ⅱ；接着往尾矿Ⅱ中依次加入300g/t的亚硫酸钠，300g/t的亚硫酸铵，50g/t的N‑氧化月桂酰基‑C‑苯芳基羟肟酸，待药剂充分作用后开始一粗三精两扫的高铁闪锌矿浮选，得到Fe含量在12％～18％的高铁锌精矿，记为精矿Ⅲ，所得尾矿记为尾矿Ⅲ；接着往尾矿Ⅲ中依次加入400g/t葡甘聚糖，500g/t氯化银，10g/t丁钠黑药，10g/t烯丙基异丁基硫氨脂以及10g/t的N‑氧化月桂酰基‑C‑苯芳基羟肟酸，待药剂充分作用后开始一粗四精三扫的超高铁闪锌矿浮选，得到Fe> 18％的超高铁锌精矿，记为精矿Ⅳ，所得尾矿即为最终尾矿。试验流程如图1所示，试验结果如表1所示。 [0055] 对比例 [0056] 取500克铅尾干矿，与水按1:1混合磨矿，然后将矿浆转移至浮选机，调节矿浆浓度至30～45％，依次加入3000g/t石灰，1500g/t硫酸铜，100g/t丁黄药，待药剂充分作用后开始粗选作业，粗选时间15分钟，所得粗选精矿加入1000g/t石灰后进入精一作业，所得精矿在加入500g/t石灰进行精二作业，精二所得精矿在进行一次空白精选后即得最终精矿，精选中矿依次返回至上一作业；粗选尾矿进行三次扫选作业，第一道扫选加入20g/t的黄药，后两道为空白扫选。试验流程如图2所示，试验结果如表1所示。 [0057] 表1 [0058] [0059] [0060] 由表1所得试验数据结果可知，本发明的选矿方法对不同铁含量闪锌矿具有良好的分选效果，可显著的提高闪锌矿的回收率，使用本发明的技术方案可获得四种不同铁含量的锌精矿，分别为：锌品位53.26％，铁品位3.28％，硫品位27.88％的低铁锌精矿；锌品位48.97％，铁品位8.91％，硫品位26.48％的中铁锌精矿；锌品位43.25％，铁品位14.67％，硫品位29.90％的高铁锌精矿；锌品位40.77％，铁品位21.33％，硫品位24.38％的超高铁锌精矿；累计锌回收率达到94.29％，与传统的锌浮选工艺相比，锌的回收率提高了5.33％。 [0061] 本发明创新性的使用了芳基羟肟酸、葡甘聚糖、连二亚硫酸钠、氯化银等非常规捕收剂、抑制剂和活化剂，巧妙的将几种不同性能的捕收剂、抑制剂和活化剂结合在一起，选择性的活化不同铁含量的闪锌矿，改变不同铁含量闪锌矿的浮游性能，使铁含量不同的闪锌矿依次浮出，这种技术线路不仅降低了含铁闪锌矿与黄铁矿的分离难度，提高分离效率，还节约了药剂成本，提高了矿山企业的经济效益和社会效益。 [0062] 最后应说明的是：以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非对其进行限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解：其依然可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而这些修改或者等同替换亦不能使修改后的技术方案脱离本发明技术方案的精神和范围。 |
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