CN102319629A - 一种被氰根离子抑制的硫化矿物的活化浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种在有色多金属硫化矿石的分选和金矿氰化尾渣有价元素的综合回收中,被氰根离子强烈抑制的硫化矿物的活化浮选方法。该方法包括如下步骤:(1)在矿浆中加入可溶性盐,和/或在矿浆中充入含O2气体和/或含SO2气体,以将被抑制的目标矿物活化;(2)进行浮选获得目标硫化矿物精矿;步骤(1)中所述可溶性盐为无机亚硫酸盐、焦亚硫酸盐或硫代硫酸盐中的一种或2种以上的混合物。本发明公开的方法省略了浓密脱水、活性炭脱药工序,且不在矿浆中添加硫酸等药剂,实现了硫化矿的活化浮选,获得了高质量的硫化矿精矿产品,并使得硫化矿精矿产品的回收率大幅提高。
Description
技术领域
本发明公开了一种浮选方法,更具体地,本发明公开了一种被氰根离子抑制的硫化矿物的活化浮选方法。
背景技术
随着国民经济的迅猛增长,国内各行业均获得了长足发展,比如印刷电路板行业、白色家电行业等,迅速发展为国内重要支柱产业。随着这些行业的发展,对各种金属原料,特别是有色金属原料的需求逐年增大。因此各种矿石被迅速开采,甚至是以前行业内认为不具备经济价值的矿石,都被提上开发利用的日程。
在各类矿石中,有色多金属硫化矿石占据了很大的比重,有色多金属硫化矿石中矿物种类繁多,例如在铜铅锌多金属共生硫化矿石中,含有闪锌矿、方铅矿、黄铜矿,以及少量的黝铜矿、磁黄铁矿、贵金属金和银等。这些硫化矿共生关系紧密,相互连生又相互呈微细粒包裹。因此,这些有色多金属硫化矿石不能通过简单的常规分离方法进行分离。
在有色多金属硫化矿石的分离中,浮选工艺是应用比较广泛的一种矿石分选方法。矿物的沉浮几乎与矿物密度无关,比如黄铜矿与石英,前者密度为4.2g/cm3,后者为2.68g/cm3,可是重矿物的黄铜矿很容易上浮,石英反而沉在底部。经研究发现矿物的可浮性与其对水的亲和力大小有关:凡是与水亲和力大,容易被水润湿的矿物,难于附着在气泡上上浮;而与水亲和力小,不易被水润湿的矿物,容易上浮,因此浮选是以矿物被水润湿性不同为基础的选矿方法。一般把矿物易浮与难浮的性质称为矿物的可浮性,浮选就是利用矿物的可浮性差异来分选矿物的。
对于难以通过浮选分离的矿物,或者需要增大分离效果的矿石,或者需要分阶段分离出的矿石,可以在浮选时添加各种药剂,以此来改变矿物表面原有的润湿性,从而人为干预矿物的可浮性差异,从而达到浮选的目的。例如,可以加入某种选矿药剂,对非目标矿物进行抑制,以浮选目标矿物。
对于有色多金属硫化矿石,由于其含有多种金属,因此需要通过多次浮选工艺,实现多金属硫化矿石中单一金属的分离。在浮选当前目标矿物时,往往需要对本阶段的非目标矿物进行抑制,以达到分离的目的。对非目标矿物的抑制,有时需要通过添加含有氰根离子的药剂来实现,所添加的氰根离子的典型但非限制性的例子为***、***等。通过添加氰根离子抑制剂改变目标矿物和非目标矿物的润湿性,改变了二者的可浮性差异,从而通过浮选工艺可以获得目标矿物。待本阶段的目标矿物被浮选后,本阶段被氰根离子抑制的非目标矿物就成了下一阶段的浮选目标矿物。
但由于上述矿物在浮选过程中被氰根离子抑制,因此在进行下一步浮选工艺时,需要先对所述被氰根离子抑制的矿物进行活化。同理,在金银等贵金属矿氰化尾渣有价元素的综合回收中,氰化尾渣中的硫化矿物也被氰根离子强烈抑制,如需将之活化浮选,也同样面临上述问题。现有技术中,所述活化工艺多种多样,均取得了一定的技术效果,但也存在着明显缺陷。
张耀军等(混合浮选法回收氰渣中铅锌银的生产实践,张耀军等,矿业研究与开发,2009年第1期)公开了一种混合浮选工艺回收氰渣中铅锌银的生产实践,生产中采用一粗两扫两精的混合浮选流程,选用ATTA药剂作活化剂,丁基黄药与乙硫氮混合使用作捕收剂,获得了铅、锌和银回收率分别为69.25%、86.54%和67.15%,品位分别为17.55%、27.13%和877.26g/t的混合精矿。
潘项绒(银洞坡金矿氰渣浮选尾矿的综合回收,潘项绒,有色矿山,2000年第4期)公开了一种金精矿氰化渣尾矿的活化处理方法,金精矿氰化渣经铅浮选后,尾矿再进一步综合回收铅、锌、金、银、硫,试验中,采用Na2SiF6、纤维素联合强化抑制剂,重点抑制脉石矿物和黄铁矿,加入CuSO4活化剂活化强烈抑制的锌矿物,使铅、锌混合精矿达到了产品质量要求,取得了较好的技术指标。
石同吉(含铜氰渣浮选试验研究与生产实践,石同吉,中国矿山工程,2008年第5期)公开了一种含铜氰渣浮选方法,其在河台金矿在氰渣浮铜中使用B药剂,进行预处理和改造工艺流程,大幅度提高了氰渣浮选铜的回收率,取得了明显的经济效益,但文章未公开B药剂的成分与组成。
CN101856635A公开了一种利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法,该方法利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中的金、银、铅、锌,包括以下工序:(1)矿浆预处理阶段:在氰化尾渣中加入选矿回水,然后加入浓硫酸搅拌5分钟,待浓硫酸与矿浆反应冒完烟后加入活性炭脱药55分钟,然后泵至浮选工段。(2)混合浮选阶段:将预处理好的矿浆泵入3米搅拌缓冲槽,继续搅拌30分钟,自流入1号、2号加药槽,依次加入硫酸铜、异戊基黄药+乙硫氮,充分搅拌后,矿浆进入浮选机组进行粗选,经粗选后获得的粗精矿经过进一步逐级的精选,可得到合格的含金银的铅锌混合精矿,经粗选的尾矿经过进一步的逐级扫选后,得到浮选的尾矿,尾矿即硫精矿。
CN101214470A公开了一种用氰化贫液浮选回收氰化尾渣中铜铅锌的方法,其工艺步骤包括:(1)调浆,氰化尾渣中加氰化贫液,搅拌形成矿浆,其矿浆浓度为35~40%;(2)铅锌优先浮选,将调好的矿浆送至浮选机组,加入石灰、乙硫氮和丁基黄药,采用一次粗选-两次扫选-两次精选流程回收铅和锌;(3)铜硫分离,将铅锌混合浮选的尾矿浓缩后用氰化贫液调到35~40%的矿浆浓度,送至浮选机组,加入硫酸、亚硫酸钠、Z-200和丁铵黑药,采用一次粗选-两次扫选-两次精选流程回收铜,尾矿作为硫精矿出售;(4)选矿尾水回用,铅锌混合精矿压滤液、浓缩池溢流液、铜精矿压滤液、硫精矿压滤液全部返回氰化贫液缓冲槽,用做调浆补充液。
CN1986071A公开了一种从硫化金矿氰化提金尾渣中富集铜金银等的浮选工艺,其工艺步骤包括:(1).将经过氰化处理的硫化金精矿提金尾渣加入调浆槽中,加水调整矿浆浓度40-60%,常温常压,连续搅拌,搅拌均匀后,放入酸化槽中;(2).加工业硫酸,调整矿浆酸度pH=5,搅拌15-25分钟,保持酸度pH=5,待酸度稳定后,将矿浆放入调浆槽中;(3).调浆槽中加水调整矿浆浓度20-30%、pH=6,并连续进料、连续放料,矿浆进入搅拌槽中;(4).一边搅拌,一边连续均匀地加入浮选药剂,并加入2#油起泡剂,连续搅拌;(5).矿浆进入浮选槽,进行闭路浮选,经一级粗选、二级闭路扫选、二级闭路精选,铜、金、银等被富集。
CN1865461A公开了一种从金矿氰化尾渣中浮选回收铅锌混合精矿的方法,其工艺步骤包括:(1)预处理,氰化尾渣中加水,搅拌形成矿浆,在矿浆中加入活性炭、Y0药剂,Y0药剂成分FeSO4+过硫酸氨;(2)异步混选,将预处理好的矿浆泵送至浮选机组I,进行第一步粗选,加入Y0药剂、石灰、丁基黄药,浮选出方铅矿;将第一步粗选后的尾矿浆送至浮选机组II,然后进入第二步粗选,加入Y0药剂、石灰、硫酸铜、丁基黄药,浮选出闪锌矿。(3)尾水净化回用,在尾水中加入漂白粉进行氧化反应分解尾水中的CN-,当尾水中的含氰浓度低于0.5mg/L时,回用尾水。
CN101850291A公开了一种氰化渣超声波处理浮选回收铜金银方法,其采用矿用高声强超声波处理机处理氰化渣,然后进行浮选工艺。由于功率超声的作用,矿用高声强超声波处理机中的氰化渣矿物表面的过氧化钙CaO2薄膜、氢氧化铁薄膜[Fe(OH)3]迅速被除去。氰化渣中的铜、金和银有了新鲜表面后在浮选过程中能较好的浮游。
综上所述,现有技术为了活化被氰根离子抑制的矿物,使之能够顺利被浮选,通常需要将被氰根离子抑制的矿物矿浆浓密甚至过滤脱水,以脱除矿浆中的大量氰根离子。在完成上述浓密或过滤脱水工艺后,一般需要在矿浆中添加硫酸、硫酸铜等添加剂来破坏氰根离子,以达到活化的目的。虽然上述工艺方法能够实现被氰根离子抑制矿物的活化,但其缺陷也是明显的:
1.目前的活化方法大多需要事先浓密脱水或添加活性炭脱药,工艺流程较复杂。
2.目前的活化方法大多采用硫酸添加剂。硫酸属强酸,腐蚀性强,储运和使用过程中危险性大,且氰根离子与酸作用将产生剧毒氰化氢气体。
3.超声波处理属物理方法,仅可部分去除氰化渣矿物表面的GaO2薄膜、Fe(OH)3薄膜,难以达到采用药剂的化学活化效果。
本发明针对现有硫化矿物浮选工艺中存在的不足与弊端,提供一种能省掉浓密脱水、活性炭脱药作业,无需添加硫酸等活化剂的高效活化浮选被氰根离子抑制的硫化矿物的方法。
发明内容
本发明目的之一在于提供一种硫化矿选矿方法,特别是用于在有色多金属硫化矿石的分选和金矿氰化尾渣有价元素的综合回收中,被氰根离子强烈抑制的硫化矿物的活化浮选方法。
本发明所述的被氰根离子抑制的硫化矿物的活化浮选方法包括如下步骤:
(1)在矿浆中加入可溶性盐,和/或在矿浆中充入含O2气体和/或含SO2气体,以将被抑制的目标矿物活化;
(2)进行浮选获得目标硫化矿物精矿;
步骤(1)中所述可溶性盐为无机亚硫酸盐、焦亚硫酸盐或硫代硫酸盐中的一种或2种以上的混合物。
所述可溶性无机亚硫酸盐、焦亚硫酸盐、硫代硫酸盐的典型但非限制性的实例为:亚硫酸钠、焦亚硫酸钠、硫代硫酸钠中的一种或两种以上(含两种)的混合物。混合物的典型但非限制性的实例包括:亚硫酸钠和硫代硫酸钠的混合物,亚硫酸钠和焦亚硫酸钠的混合物,焦亚硫酸钠和硫代硫酸钠的混合物,亚硫酸钠、焦亚硫酸钠和硫代硫酸钠三者的混合物......等。
所述含O2气体和含SO2气体的典型但非限制性的实例为:空气、工业氧气、工业SO2气中的一种或两种以上(含两种)的混合物。
所述可溶性无机亚硫酸盐、焦亚硫酸盐、硫代硫酸盐添加量以使得被抑制的目标矿物活化为准,其典型但非限制性的添加量范围为:100~10000g/t干矿,优选500~8000g/t干矿,进一步优选800~6000g/t干矿,更优选1000~4000g/t干矿。申请人声明,上述100~10000g/t干矿及其优选范围,涵盖了该范围的各具体点值,例如150g/t干矿、200g/t干矿、250g/t干矿、300g/t干矿、350g/t干矿、400g/t干矿、450g/t干矿、600g/t干矿......9500g/t干矿等,以及上述数值之间的具体点值,比如560g/t干矿、8650g/t干矿等,限于篇幅及出于简明的考虑,本发明不再穷尽列举所述范围包括的具体点值。
所述含氧气体、含SO2气体的通入量以使得被抑制的目标矿物活化为准,其典型但非限制性的保持矿浆中含氧浓度7mg/L~50mg/L,优选7~30mg/L,进一步优选8~20mg/L,更优选9~20mg/L;搅拌时间:5分钟至500分钟。申请人声明,上述7mg/L~50mg/L的含量范围涵盖了7mg/L到50mg/L之间所有的点值,比如7mg/L、10mg/L、20mg/L、30mg/L、40mg/L......50mg/L,以及上述数值之间的点值,比如12mg/L、15mg/L......18mg/L等,限于篇幅及出于简明的考虑,本发明不再穷尽列举所述范围包括的具体点值。
本发明所述的含氧气体优选为空气或者工业用氧气,所述空气包括大气环境下的空气和压缩空气;所述的含SO2气体优选为工业用SO2气体。
本发明被抑制的目标矿物的活化,可以通过在矿浆中加入可溶性无机亚硫酸盐、焦亚硫酸盐、硫代硫酸盐实现,也可以通过在矿浆中充入含氧气体和/或SO2气体来实现,或者在矿浆中加入可溶性无机亚硫酸盐、焦亚硫酸盐和/或硫代硫酸盐或它们的混和物的同时,在矿浆中充入含氧气体和/或含SO2气体来实现。
当选择在矿浆中充入含氧气体时,为增加气液接触面积,有利于化学反应的进行,优选同时进行搅拌操作。搅拌操作可以通过现有技术中的任何方式进行,比如机械搅拌、磁力搅拌等,所述搅拌操作均是所属技术领域的已知技术,所属技术领域的技术人员根据其掌握的专业知识,可以根据具体工艺要求及现场条件等工艺参数,选择具体的搅拌操作方式,本发明不再就此赘述和限制。
当选择在矿浆中充入含氧气体和/或含SO2气体时,为了使得气体分布均匀,可以采用现有技术中任何相关的气体分布方式,比如采用气体分布器等,所述气体分布方式均是所属技术领域的已知技术,所属技术领域的技术人员根据其掌握的专业知识,可以根据具体工艺要求及现场条件等工艺参数,选择具体的气体分布方式,本发明不再就此赘述和限制。
本发明所用的浮选工艺可以是现有技术中任何已知的浮选工艺,以及在明了本发明的具体实施过程和实施工艺后所开发的专门浮选工艺。
典型的浮选工艺采用浮选设备完成,比如浮选机。浮选机由单槽或多槽串联组成,浮选中矿浆的搅拌充气、气泡与矿粒的粘附、气泡上升并形成泡沫层被刮出或溢流出等过程,都在浮选槽内进行。按搅拌和充气方式的不同,浮选机可分5种:①机械搅拌式:搅拌和充气都由机械搅拌器实现,具体有离心叶轮、星形转子和棒形转子等类型。搅拌器在浮选槽内高速旋转,驱动矿浆流动,在叶轮腔内产生负压而吸入空气;②充气机械搅拌式:除机械搅拌外,再向浮选槽中充入低压空气;③充气式:靠压入空气进行搅拌并产生气泡,如浮选柱和泡沫分离装置等;④气体析出式:用降低压力方法或先加压后降至常压的方法,使矿浆中溶解的空气析出,形成微泡;⑤压力溶气式:利用高压将充入的空气预溶于水,然后在常压下于浮选槽内析出,形成大量微泡。
浮选可以采用正浮选,也可以采用反浮选。浮选的典型但非限制性的流程包括磨矿、分级、调浆及浮选的粗选、精选、扫选作业,本发明的浮选流程可省略之前的磨矿、分级工序和/或对其他工序步骤进行省略或改进。比如采用磨浮流程、分段磨矿-浮选的阶段磨浮流程、精矿或中矿再磨再选流程等;以及采用优先浮选或选择浮选、混合-分离浮选等流程。
本发明所采用的浮选工艺没有特定要求,其可以为常规浮选工艺,所述常规浮选工艺意指现有技术所采用的浮选工艺,其无需因为本发明的浮选过程而做任何工艺上的变动。本发明所述的浮选工艺优选采用顺序优先浮选工艺。所述优先浮选工艺为在浮选含有两种或两种以上的有用成分的多金属矿石时,主要是解决回收各种有用矿物的顺序问题。如果先浮选一种矿物而抑制其余的矿物,然后再活化并浮选另一种矿物,这种依次回收有用矿物的流程叫优选浮选流程。例如铜锌矿石的优先浮选原则流程是按矿物可浮性的好坏,顺次先浮铜再浮锌。
本发明除添加可溶性无机亚硫酸盐、焦亚硫酸盐、硫代硫酸盐之外,还可以根据具体工艺类型、工艺要求等工艺条件,选择在浮选中添加适当的浮选药剂,比如捕收剂、起泡剂、抑制剂、其它活化剂、pH调整剂、分散剂、絮凝剂等。申请人声明,上述药剂的添加,是可选步骤,本发明不依赖上述药剂的添加同样可以实现,添加上述药剂,有助于提高本发明某些方面的特性。
上述浮选药剂均是本领域已知的浮选药剂,所属技术领域的技术人员均明了所述浮选药剂的组成、适用对象、适用条件及使用的含量范围等,因此选择合适的浮选药剂,对于所属技术领域的技术人员来说,是非常容易做到的。
例如,对于铜、铅、锌、铁、镍与锑等硫化矿物,常用有机硫代化合物作为捕收剂。具代表性的捕收剂是:①烷基(乙、丙、丁、戊基等)二硫代碳酸钠(或钾),典型的如CH3CH2OCSSNa(又称黄原酸盐,俗称黄药);②烷基二硫代磷酸或其盐类,如(RO)2PSSH(俗称黑药),式中R为烷基。除此之外,烷基二硫代氨基甲酸盐以及黄药的酯类衍生物等,也是硫化矿物常用的捕收剂。
常用的起泡剂有松醇油(中国俗称二号油)、甲酚酸、混合脂肪醇、异构的己醇或辛醇、醚醇类以及各种酯类等。
pH值调整剂通过调节矿浆酸碱度,控制矿物表面特性、矿浆化学组成以及各种药剂的作用条件,来改善浮选效果。常用的pH值调整剂包括石灰、碳酸钠、氢氧化钠和硫酸等。
其它活化剂能增强矿物同捕收剂的作用能力,使难浮矿物受到活化而被浮起。如用硫酸铜处理难于同黄药作用的闪锌矿,在矿物表面形成硫化铜覆盖薄膜,能被捕收浮选;或用硫化钠活化铅、铜氧化矿后,再用黄药浮选等。
抑制剂能起到提高矿物亲水性或阻止矿物同捕收剂作用,使矿物可浮性受到抑制。如用石灰抑制黄铁矿,用硫酸锌及氰化物抑制闪锌矿,用水玻璃抑制硅酸盐脉石等。利用淀粉,栲胶(单宁)等有机物作抑制剂,可使多种矿物浮选分离。
絮凝剂能使矿物细颗粒聚集成较大颗粒,以加快其在水中的沉降速度,利用选择性絮凝可进行絮凝-脱泥及絮凝-浮选。常用的絮凝剂有聚丙烯酰胺和淀粉等。
分散剂能阻止细矿粒聚集,使之处于单体分散状态,作用与絮凝剂相反,常用的分散剂有水玻璃、磷酸盐等。
本发明的有益技术效果之一为,采用本发明的工艺方法,可以简化操作工序,节省工艺成本和时间。本发明的工艺方法可以不采用浓密脱水、活性炭脱药等操作,就可以实现硫化矿的活化浮选,并获得高质量、高回收率的硫化矿精矿产品。
本发明的有益技术效果之二为,采用本发明的工艺方法,对环境的污染减少到最小。本发明的工艺方法无需添加硫酸等腐蚀性强环境污染大的药剂,因此无需对浮选工艺产生的废液、废渣进行脱酸、脱硫处理,大大减少了环境污染的威胁。
本发明的有益技术效果之三为,本发明的工艺方法,仅仅用特定的廉价高效的活化剂替代现有技术的强酸等活化剂,对后续的浮选作业无负面影响,同时现有的整个工艺流程无需改动,因此可以利用现有设备和工艺流程,无需设备改造和工艺改变。
具体实施方式
实施例1
某铜铅硫化矿石,应用铅铜顺序优先浮选工艺,在铅优先浮选时,添加了***作铜抑制剂抑铜浮铅,选铅后的尾矿含铜0.93%,矿浆中氰根离子浓度20mg/L。通过在矿浆中添加无水亚硫酸钠1000g/t干矿对硫化铜矿物进行活化后,通过浮选可获得铜品位18.48%,铜回收率78.46%的硫化铜精矿。
实施例2
某铅锌硫化矿石,应用铅锌顺序优先浮选工艺,在铅优先浮选时,添加了***作锌抑制剂抑锌浮铅,选铅后的尾矿含锌4.3%,矿浆中氰根离子浓度25mg/L。通过在矿浆中通入含氧气体使矿浆中氧浓度保持在15mg/L搅拌15分钟对硫化锌矿物进行活化后,应用现有技术中的常规浮选工艺获得锌品位48.13%,锌回收率90.69%的硫化锌精矿。
实施例3
某金精矿浸出后的氰化尾渣中含铜2.0%,矿浆中氰根离子浓度120mg/L,通过在矿浆中直接添加无水亚硫酸钠10000g/t干矿对硫化铜矿物进行活化后,应用常规浮选工艺获得铜品位21.43%,铜回收率76.14%的硫化铜精矿。
实施例4
某金精矿浸出后的氰化尾渣中含锌5.9%,矿浆氰根离子浓度100mg/L,通过在矿浆中直接添加无水亚硫酸钠2000g/t,同时再在矿浆中充入空气(氧气纯度21%)使矿浆中氧浓度保持在7mg/l搅拌500分钟对硫化锌矿物进行活化后,应用常规浮选工艺获得锌品位45.78%,锌回收率85.36%的硫化锌精矿。
实施例5
某金精矿浸出后的氰化尾渣中含锌6.4%,矿浆氰根离子浓度80mg/L,通过在矿浆中直接添加无水亚硫酸钠100g/t,同时再在矿浆中充入工业SO2气体使矿浆中SO2浓度保持在20mg/l搅拌20分钟对硫化锌矿物进行活化后,应用常规浮选工艺获得锌品位45.14%,锌回收率85.78%的硫化锌精矿。
实施例6
某金精矿浸出后的氰化尾渣中硫化锌矿物含锌6.4%,矿浆氰根离子浓度80mg/L,通过在矿浆中直接添加焦亚硫酸钠1000g/t,同时再在矿浆中充入空气(氧气纯度21%)使矿浆中氧浓度保持在12mg/l搅拌60分钟对硫化锌矿物进行活化后,应用常规浮选工艺获得锌品位45.36%,锌回收率86.21%的硫化锌精矿。
实施例7
某金矿金精矿浸出后的含铅锌氰化尾渣中硫化锌矿物含锌6.4%,矿浆氰根离子浓度80mg/L,通过在矿浆中直接添加硫代硫酸钠2000g/t对硫化锌矿物进行活化后,应用常规浮选工艺获得锌品位44.27%,锌回收率83.56%的硫化锌精矿。
实施例8
某金精矿浸出后的氰化尾渣中含锌6.4%,矿浆氰根离子浓度80mg/L,通过在矿浆中充入工业用氧气使矿浆中氧浓度保持在50mg/L搅拌20分钟对硫化锌矿物进行活化后,应用常规浮选工艺获得锌品位45.14%,锌回收率70.36%的硫化锌精矿。
实施例9
某金矿金精矿浸出后的含铅锌氰化尾渣中硫化锌矿物含锌6.4%,矿浆氰根离子浓度80mg/L,通过在矿浆中充入含二氧化硫及氧气的混合气体,使矿浆中SO2浓度保持在20mg/L、O2浓度保持在18mg/L搅拌30分钟对硫化锌矿物进行活化后,应用常规浮选工艺获得锌品位45.08%,锌回收率82.36%的硫化锌精矿。
实施例10
某金矿氰化尾渣含硫22.4%,矿浆氰根离子浓度55mg/L,在矿浆中通入工业用氧气使矿浆中含氧浓度保持在20mg/L搅拌5分钟对硫化锌矿物进行活化后,应用常规浮选工艺获得硫品位49.52%,硫回收率82.46%的硫化铁精矿。
实施例11
某金矿氰化尾渣含硫22.4%,矿浆氰根离子浓度55mg/L,通过在矿浆中直接添加焦亚硫酸钠1500g/t,同时再在矿浆中充入空气(氧气纯度21%)使矿浆中含氧浓度保持在10mg/l搅拌30分钟对硫化锌矿物进行活化后,应用常规浮选工艺获得硫品位49.52%,硫回收率82.46%的硫化铁精矿。
实施例12
某金精矿氰化尾渣含铅2.1%,矿浆氰根离子浓度50mg/L,在矿浆中直接添加硫代硫酸钠1500g/t干矿对硫化铅矿物进行活化后,应用常规浮选工艺获得铅品位58.68%,铅回收率78.45%的硫化铅精矿。
申请人声明,本发明通过上述实施例来说明本发明的详细工艺设备和工艺流程,但本发明并不局限于上述详细工艺设备和工艺流程,即不意味着本发明必须依赖上述详细工艺设备和工艺流程才能实施。基于所属技术领域技术人员的理解,任何技术手段的等效替换或具体方式的选择,均落在本发明公开范围和保护范围之内。
Claims (10)
1.一种被氰根离子抑制的硫化矿物的活化浮选方法,其特征在于,所述方法包括如下步骤:
(1)在矿浆中加入可溶性盐,和/或在矿浆中充入含O2气体和/或含SO2气体,以将被抑制的目标矿物活化;
(2)进行浮选获得目标硫化矿物精矿;
步骤(1)中所述可溶性盐为无机亚硫酸盐、焦亚硫酸盐或硫代硫酸盐中的一种或2种以上的混合物。
2.如权利要求1所述的方法,其特征在于,所述可溶性盐的添加量范围为100~10000g/t干矿,优选500~8000g/t干矿,进一步优选800~6000g/t干矿,更优选1000~4000g/t干矿。
3.如权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述含氧气体为含有氧气的气体(空气及含有不同纯度氧气的气体),通入含氧气体保持矿浆中含氧浓度7-50mg/L,优选7~30mg/L,进一步优选8~20mg/L,更优选9~20mg/L;搅拌时间:5分钟至500分钟。
4.如权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述含SO2气体为含有不同浓度的SO2气体,通入含SO2气体保持矿浆中含SO2浓度7-50mg/L,优选7~30mg/L,进一步优选8~20mg/L,更优选9~20mg/L;搅拌时间:5分钟至500分钟。
5.如权利要求1或3所述的方法,其特征在于,所述含氧气体纯度范围为20%~100%,优选20%~90%,进一步优选20%~80%,更优选20%~70%,最优选为空气或工业用氧气。
6.如权利要求1或4所述的方法,其特征在于,所述的含SO2气体纯度范围为20%~100%,优选20%~90%,进一步优选20%~80%,更优选20%~70%,最优选为工业用SO2气体。
7.如权利要求1或2所述的方法,其特征在于,在矿浆中充入含氧气体和/或含SO2气体时,同时进行搅拌操作。
8.如权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述浮选工艺为顺序优先浮选工艺。
9.如权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述浮选工艺采用浮选设备完成,例如浮选机。
10.如权利要求1或2所述的方法,其特征在于,在浮选工艺中还添加有捕收剂、起泡剂、抑制剂、pH调整剂、分散剂、絮凝剂中的一种多两种以上的混合物。
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