高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法专利检索-B03CB03D专利检索查询-专利查询网

高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法
申请号	CN202311573439.9	申请日	2023-11-23	公开(公告)号	CN117900019A	公开(公告)日	2024-04-19
申请人	长沙矿山研究院有限责任公司;			发明人	祁忠旭; 江旭; 王龙; 孙大勇; 欧阳林莉; 李杰; 陈巧妹; 周浩; 肖舜元; 冯程; 韩远燕; 宋水祥; 赵忠花; 李昭旺; 朱志伟; 何湛; 方佳俊; 刘佳燕; 陈婷; 龙姓也; 石青;
摘要	本发明提供了一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，采用两次混合粗选的工艺流程，粗精矿1直接进行再磨，粗精矿2则与再磨后的粗精矿1合并进入分离作业，既降低了磨机能耗，又避免了单体和富连生体闪锌矿过磨的现象；采用无毒、环保的新型黄铁矿抑制剂 QP‑1配合石灰使用，降低了矿浆的pH值，有效解决了高碱环境下所带来矿浆发黏，脉石夹带严重的问题，净化了浮选环境；QP‑1的引入，加强了对黄铁矿的选择性抑制能力，大幅度减少了石灰用量，降低了药剂成本，有极好的工业应用前景。
权利要求	1.一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，其特征在于，包括以下步骤： S1、将锌硫矿原矿采取、破碎后磨细，加水后得到原矿矿浆； S2、将步骤S1中得到的原矿矿浆放入浮选机进行两次粗选和一次扫选闭路作业，得到粗精矿1、粗精矿2和尾矿，扫选精矿依次返回上一次作业； S3、将步骤S2中得到的粗精矿1放入立磨机进行再磨作业，粗精矿2无需再磨，并与再磨后的粗精矿1合并为锌硫混合粗精矿； S4、将步骤S3中得到的锌硫混合粗精矿进行脱水浓缩，调节矿浆浓度至预定范围； S5、将步骤S4中得到的浓缩后的锌硫混合粗精矿进行一次分离粗选、三次分离精选和一次分离扫选闭路作业，得到锌精矿和硫精矿，中矿和扫选精矿依次返回上一次作业。 2.根据权利要求1所述的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，其特征在于，在步骤S1中，磨矿细度为‑0.074mm的含量占68‑75％。 3.根据权利要求1所述的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，其特征在于，在步骤S1中，原矿矿浆的浓度为30‑35％。 4.根据权利要求1所述的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，其特征在于，在步骤S2中，粗选一中丁黄用量为100‑200g/t，松醇油用量为30‑50g/t；粗选二中水玻璃用量为1000‑2000g/t，六偏磷酸钠用量为500‑1000g/t，硫酸铜用量为120‑200g/t，丁黄用量为 60‑100g/t，松醇油用量为10‑20g/t；扫选中丁黄用量为10‑20g/t。 5.根据权利要求1所述的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，其特征在于，在步骤S3中，立磨机中加入活性炭、新型黄铁矿抑制剂QP‑1和石灰，再磨细度为‑0.038mm的含量占60‑70％。 6.根据权利要求5所述的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，其特征在于，所述新型黄铁矿抑制剂QP‑1由富里酸、淀粉、巯基乙酸钠按照预定质量比混合而成。 7.根据权利要求6所述的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，其特征在于，富里酸、淀粉、巯基乙酸钠的预定质量比为1:1:2。 8.根据权利要求5所述的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，其特征在于，所述活性炭的用量为200‑300g/t，新型黄铁矿抑制剂QP‑1的用量为600‑1000g/t，石灰的用量为2000‑3000g/t。 9.根据权利要求1所述的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，其特征在于，在步骤S4中，锌硫混合粗精矿的矿浆浓度预定范围为35‑40％。 10.根据权利要求1所述的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，其特征在于，在步骤S5中，分离粗选中硫酸铜用量为60‑100g/t，丁硫氨脂用量为20‑30g/t；分离精选一中QP‑1用量为400‑600g/t；分离精选二中QP‑1用量为200‑400g/t；分离精选三中QP‑1用量为100‑200g/t；分离扫选中丁硫氨脂用量为5‑10g/t。
说明书全文	高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法技术领域 [0001] 本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法。背景技术 [0002] 锌硫矿的高效回收与分离一直是选矿领域的重要课题之一，目前针对锌硫矿常用的选矿分离方法有：(1)优先浮选：工业生产中经常使用高碱工艺抑制黄铁矿，即通过向磨机添加大量石灰来提高矿浆pH值(pH：13‑14)，再加入硫酸铜对闪锌矿进行活化，从而达到浮选分离效果；(2)混合浮选再分离：通常以黄药类作为闪锌矿和黄铁矿的混浮捕收剂，然后对混合粗精矿再磨并加入大量石灰作为抑制剂实现锌硫分离。 [0003] 优先浮选缺点：(1)实际生产中，部分硫矿物会以磁黄铁矿的形式存在，因含铁量不同，磁性和可浮性均有差别，强磁性磁黄铁矿与闪锌矿可浮性更为相近，不利于闪锌矿的选别，影响锌矿物的回收率。(2)大量的石灰极易造成微细粒闪锌矿及伴生贵金属的流失。(3)大量的石灰极易造成药剂管道堵塞，不利于现场操作。 [0004] 混合浮选再分离缺点：(1)对于硫含量高的矿，混合粗精矿产率较大，再磨能耗增加，选矿成本增大。(2)单体和富连生体闪锌矿极易造成过磨，影响锌矿物的回收率。 [0005] 有鉴于此，有必要设计一种改进的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，以解决上述问题。发明内容 [0006] 针对上述现有技术的缺陷，本发明的目的在于提供一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，以实现锌硫矿的高效回收与分离。 [0007] 为实现上述目的，本发明提供了一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，包括以下步骤： [0008] S1、将锌硫矿原矿采取、破碎后磨细，加水后得到原矿矿浆； [0009] S2、将步骤S1中得到的原矿矿浆放入浮选机进行两次粗选和一次扫选闭路作业，得到粗精矿1、粗精矿2和尾矿，扫选精矿依次返回上一次作业； [0010] S3、将步骤S2中得到的粗精矿1放入立磨机进行再磨作业，粗精矿2无需再磨，并与再磨后的粗精矿1合并为锌硫混合粗精矿； [0011] S4、将步骤S3中得到的锌硫混合粗精矿进行脱水浓缩，调节矿浆浓度至预定范围； [0012] S5、将步骤S4中得到的浓缩后的锌硫混合粗精矿进行一次分离粗选、三次分离精选和一次分离扫选闭路作业，得到锌精矿和硫精矿，中矿和扫选精矿依次返回上一次作业。 [0013] 作为本发明的进一步改进，在步骤S1中，磨矿细度为‑0.074mm的含量占68‑75％；原矿矿浆的浓度为30‑35％。 [0014] 在步骤S2中，粗选一中丁黄用量为100‑200g/t，松醇油用量为30‑50g/t；粗选二中水玻璃用量为1000‑2000g/t，六偏磷酸钠用量为500‑1000g/t，硫酸铜用量为120‑200g/t，丁黄用量为60‑100g/t，松醇油用量为10‑20g/t；扫选中丁黄用量为10‑20g/t。 [0015] 在步骤S3中，立磨机中加入活性炭、新型黄铁矿抑制剂QP‑1和石灰，再磨细度为‑0.038mm的含量占60‑70％。 [0016] 所述新型黄铁矿抑制剂QP‑1由富里酸、淀粉、巯基乙酸钠按照预定质量比混合而成。 [0017] 进一步的，富里酸、淀粉、巯基乙酸钠的预定质量比为1:1:2。 [0018] 在步骤S3中，活性炭的用量为200‑300g/t，QP‑1的用量为600‑1000g/t，石灰的用量为2000‑3000g/t。 [0019] 在步骤S4中，锌硫混合粗精矿的矿浆浓度预定范围为35‑40％。 [0020] 在步骤S5中，分离粗选中硫酸铜用量为60‑100g/t，丁硫氨脂用量为20‑30g/t；分离精选一中QP‑1用量为400‑600g/t；分离精选二中QP‑1用量为200‑400g/t；分离精选三中QP‑1用量为100‑200g/t；分离扫选中丁硫氨脂用量为5‑10g/t。 [0021] 本发明的有益效果是： [0022] 1、本发明采用两次混合粗选的工艺流程，粗精矿1直接进行再磨，粗精矿2则与再磨后的粗精矿1合并进入分离作业，既降低了磨机能耗，又避免了单体和富连生体闪锌矿过磨的现象。 [0023] 2、采用无毒、环保的新型黄铁矿抑制剂QP‑1配合石灰使用，降低了矿浆的pH值(pH：9‑9.5)，有效解决了高碱环境下所带来矿浆发黏，脉石夹带严重的问题，净化了浮选环境。 [0024] 3、相对于单一的传统黄铁矿抑制剂石灰来说，QP‑1的引入，加强了对黄铁矿的选择性抑制能力，大幅度减少了石灰用量，降低了药剂成本，有极好的工业应用前景。附图说明 [0025] 图1为本发明提供的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法的工艺流程图。具体实施方式 [0026] 为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细描述。 [0027] 在此，还需要说明的是，为了避免因不必要的细节而模糊了本发明，在附图中仅仅示出了与本发明的方案密切相关的结构和/或处理步骤，而省略了与本发明关系不大的其他细节。 [0028] 另外，还需要说明的是，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。 [0029] 本发明提供了一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，包括以下步骤： [0030] S1、将锌硫矿原矿采取、破碎后磨细，加水后得到原矿矿浆。 [0031] 具体的，将锌硫矿原矿采取、破碎后磨细，磨矿细度为‑0.074mm的含量占68‑75％，加水调节原矿矿浆的浓度为30‑35％。 [0032] S2、将步骤S1中得到的原矿矿浆放入浮选机进行两次粗选和一次扫选闭路作业，得到粗精矿1、粗精矿2和尾矿，扫选精矿依次返回上一次作业。 [0033] 具体的，将步骤S1中得到的原矿矿浆放入浮选机进行两次粗选和一次扫选闭路作业，粗选一中丁黄用量为100‑200g/t，松醇油用量为30‑50g/t；粗选二中水玻璃用量为1000‑2000g/t，六偏磷酸钠用量为500‑1000g/t，硫酸铜用量为120‑200g/t，丁黄用量为60‑ 100g/t，松醇油用量为10‑20g/t；扫选中丁黄用量为10‑20g/t；得到粗精矿1、粗精矿2和尾矿，扫选精矿依次返回上一次作业。 [0034] S3、将步骤S2中得到的粗精矿1放入立磨机进行再磨作业，粗精矿2无需再磨，并与再磨后的粗精矿1合并为锌硫混合粗精矿。 [0035] 具体的，将步骤S2中得到的粗精矿1放入立磨机进行再磨作业，立磨机中加入活性炭、新型黄铁矿抑制剂QP‑1和石灰，活性炭的用量为200‑300g/t，新型黄铁矿抑制剂QP‑1的用量为600‑1000g/t，石灰的用量为2000‑3000g/t，再磨细度为‑0.038mm的含量占60‑70％；粗精矿2无需再磨，并与再磨后的粗精矿1合并为锌硫混合粗精矿。 [0036] 新型黄铁矿抑制剂QP‑1由富里酸、淀粉、巯基乙酸钠按照预定质量比混合而成。 [0037] 具体的，富里酸、淀粉、巯基乙酸钠的预定质量比为1:1:2。 [0038] S4、将步骤S3中得到的锌硫混合粗精矿进行脱水浓缩，调节矿浆浓度至预定范围。 [0039] 具体的，将步骤S3中得到的锌硫混合粗精矿进行脱水浓缩，调节矿浆浓度为35‑40％。 [0040] S5、将步骤S4中得到的浓缩后的锌硫混合粗精矿进行一次分离粗选、三次分离精选和一次分离扫选闭路作业，得到锌精矿和硫精矿，中矿和扫选精矿依次返回上一次作业。 [0041] 具体的，将步骤S4中得到的浓缩后的锌硫混合粗精矿进行一次分离粗选、三次分离精选和一次分离扫选闭路作业，分离粗选中硫酸铜用量为60‑100g/t，丁硫氨脂用量为20‑30g/t；分离精选一中QP‑1用量为400‑600g/t；分离精选二中QP‑1用量为200‑400g/t；分离精选三中QP‑1用量为100‑200g/t；分离扫选中丁硫氨脂用量为5‑10g/t；得到锌精矿和硫精矿，中矿和扫选精矿依次返回上一次作业。 [0042] 本发明提供的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法的工艺流程图如图1所示。 [0043] 下面结合具体的实施例对本发明提供的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法进行说明。 [0044] 实施例1 [0045] 本实施例以内蒙古某高硫低锌型硫化矿为试验对象，原矿可供选矿富集回收的元素主要为锌和硫，含量分别为1.17％和27.28％，另外伴有少量贵金属银含量为17.42g/t，脉石矿物主要由菱镁‑菱铁矿、长石、石英等组成，锌主要分在闪锌矿中，硫主要以黄铁矿的形式存在，少量分布在磁黄铁矿中。 [0046] 实施例1提供了一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，包括以下步骤： [0047] S1、将该原矿采取、破碎至‑2mm，然后将破碎后的矿石进行湿磨，磨矿细度为‑0.074mm占69.45％，并添加水至矿浆浓度为33％； [0048] S2、将步骤S1中得到的原矿矿浆放入浮选机进行两次粗选和一次扫选闭路作业，得到粗精矿1、粗精矿2和尾矿，扫选精矿依次返回上一次作业，其中粗选一中丁黄用量为180g/t，松醇油用量为40g/t；粗选二中水玻璃用量为2000g/t，六偏磷酸钠用量为800g/t，硫酸铜用量为160g/t，丁黄用量为80g/t，松醇油用量为20g/t；扫选中丁黄用量为15g/t； [0049] S3、将步骤S2中得到的粗精矿1放入立磨机进行再磨作业，立磨机中加入活性炭、QP‑1和石灰，活性炭用量为240g/t，QP‑1用量为800g/t，石灰用量为3000g/t，再磨细度为‑0.038mm占64.83％，粗精矿2无需再磨，并与再磨后的粗精矿1合并为锌硫混合粗精矿； [0050] S4、将步骤S3中得到的锌硫混合粗精矿进行脱水浓缩，调整矿浆浓度为38％； [0051] S5、将步骤S4中得到的浓缩后的锌硫混合粗精矿进行一次分离粗选、三次分离精选和一次分离扫选闭路作业，得到锌精矿和硫精矿，中矿和扫选精矿依次返回上一次作业，其中，分离粗选中硫酸铜用量为80g/t，丁硫氨脂用量为25g/t；分离精选一中QP‑1用量为600g/t；分离精选二中QP‑1用量为300g/t；分离精选三中QP‑1用量为200g/t；分离扫选中丁硫氨脂用量为8g/t。 [0052] 本实施例中，可获得Zn品位42.35％，回收率为83.62％的锌精矿产品，S品位44.36％，回收率为94.63％的硫精矿产品；同时，经分析锌精矿的贵金属含量，发现Ag在锌精矿中的品位达到316.20g/t。 [0053] 对比例1 [0054] 对比例1提供了一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，矿石来源同实施例1，与实施例1的区别仅在于黄铁矿抑制剂改为全石灰工艺，其它条件与实施例1相同，在此不再赘述。试验结果见表1。 [0055] 对比例2 [0056] 对比例2提供了一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，矿石来源同实施例1，与实施例1的区别仅在于粗精矿1+粗精矿2合并进再磨，其它条件与实施例1相同，在此不再赘述。试验结果见表1。 [0057] 实施例2 [0058] 本实施例以湖南某高硫低锌型硫化矿为试验对象，原矿锌品位为0.97％，硫品位为21.32％，银含量为15.29g/t，脉石矿物主要由石英、白云石和菱铁矿等组成，少量长石、绿泥石、云母等，锌主要为闪锌矿，少量以铁闪锌矿的形式存在，硫主要分布在黄铁矿中。 [0059] 实施例2提供了一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，包括以下步骤： [0060] S1、将该原矿采取、破碎至‑2mm，然后将破碎后的矿石进行湿磨，磨矿细度为‑0.074mm占74.32％，并添加水至矿浆浓度为33％； [0061] S2、将步骤S1中得到的原矿矿浆放入浮选机进行两次粗选和一次扫选闭路作业，得到粗精矿1、粗精矿2和尾矿，扫选精矿依次返回上一次作业，其中粗选一中丁黄用量为100g/t，松醇油用量为35g/t；粗选二中水玻璃用量为1000g/t，六偏磷酸钠用量为600g/t，硫酸铜用量为120g/t，丁黄用量为60g/t，松醇油用量为10g/t；扫选中丁黄用量为10g/t； [0062] S3、将步骤S2中得到的粗精矿1放入立磨机进行再磨作业，立磨机中加入活性炭、QP‑1和石灰，活性炭用量为200g/t，QP‑1用量为600g/t，石灰用量为2500g/t，再磨细度为‑0.038mm占67.92％，粗精矿2无需再磨，并与再磨后的粗精矿1合并为锌硫混合粗精矿； [0063] S4、将步骤S3中得到的锌硫混合粗精矿进行脱水浓缩，调整矿浆浓度为40％； [0064] S5、将步骤S4中得到的浓缩后的锌硫混合粗精矿进行一次分离粗选、三次分离精选和一次分离扫选闭路作业，得到锌精矿和硫精矿，中矿和扫选精矿依次返回上一次作业。其中，分离粗选中硫酸铜用量为60g/t，丁硫氨脂用量为20g/t，分离精选一中QP‑1用量为 400g/t，分离精选二中QP‑1用量为200g/t，分离精选三中QP‑1用量为100g/t，分离扫选中丁硫氨脂用量为6g/t。 [0065] 本实施案例中，可获得Zn品位41.21％，回收率为80.29％的锌精矿产品，S品位45.98％，回收率为95.71％的硫精矿产品；同时，经分析锌精矿的贵金属含量，发现Ag在锌精矿中的品位达到312.43g/t。 [0066] 对比例3 [0067] 对比例3提供了一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，矿石来源同实施例2，与实施例2的区别仅在于黄铁矿抑制剂改为全石灰工艺，其它条件与实施例1相同，在此不再赘述。试验结果见表1。 [0068] 对比例4 [0069] 对比例4提供了一种高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，矿石来源同实施例2，与实施例2的区别仅在于粗精矿1+粗精矿2合并进再磨，其它条件与实施例2相同，在此不再赘述。试验结果见表1。 [0070] 表1实施例1‑2与对比例1‑4试验结果 [0071] [0072] 从表1中可以看出，对比例1和对比例3为全石灰工艺，相较于低碱工艺(实施例1和实施例2)，锌的浮选指标相差不大，但有价金属银的回收率较低，说明高碱环境下极易造成伴生贵金属的流失；对比例2和对比例4为粗精矿1+粗精矿2合并进再磨工艺，相较于粗精矿1直接进再磨工艺(实施例1和实施例2)，前者锌的回收率较低，说明，合并进再磨后，部分单体和富连生体闪锌矿造成了过磨，影响锌矿物的回收率。 [0073] 综上所述，本发明提供的高硫低锌型难选硫化矿的低碱选矿分离方法，能够实现锌硫矿的高效回收与分离，具有很好的应用前景。 [0074] 以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围。

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