CN104772228A - 一种微细粒氧化矿硫化载体浮选选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开一种微细粒氧化矿硫化载体浮选选矿方法，属于矿物加工技术领域，本发明将氧化矿和硫化矿按常规方法破碎、磨矿后，将氧化矿和硫化矿分别筛分成小于38μm粒级和大于38μm粒级；然后将小于38μm的细粒级氧化矿和大于38μm的粗粒级硫化矿混合，经强烈搅拌后使得矿浆中微细粒氧化矿粘附在粗粒硫化矿表面，微细粒氧化矿得到“硫化”和“絮凝”，降低了药剂用量，使得浮选过程简单易调控，降低了选矿成本，从而大大提高了微细粒氧化矿的回收率及浮选精矿品位，并对现场的硫化载体浮选起到指导作用。
Description
技术领域
本发明涉及一种微细粒氧化矿硫化载体浮选的选矿方法，属于矿物加工技术领域。
背景技术
在我国，氧化铜、铅、锌矿的物质组成复杂，其中具有工业价值的矿物很多，同一矿床内常常含有多种氧化矿，且各种氧化矿各有其硫化性能和浮游性能，要求不同的矿物适宜于各矿物的浮选条件，且氧化铜、铅、锌矿中常含有大量的石膏、硫酸铜、硫酸锌等可溶盐，以及其他的碳酸盐、硫酸盐、硅酸盐、砷酸盐和其他的氧化物、硫化物；又有在氧化过程所产生的大量赭土和铅矾，极易泥化，使得浮选过程复杂，难于调整，难于控制；而微细粒氧化矿具有质量小、比表面积大、表面电荷多、表面能高及不饱和键力补偿性小等特性，直接导致了浮选药剂消耗高、浮选速率低、回收率低等一系列问题。
目前国内外对氧化铜、铅、锌矿常采用硫化-黄药浮选法进行回收。此法的实质是Na2S和NaHS与矿物表面反应，生成硫化薄膜，然后再与加入的黄药作用，经浮选将矿物分离。但此法存在三类问题：一是硫化问题。氧化矿浮选常用Na2S进行硫化，而Na2S的用量需严格控制，Na2S用量过少，使得氧化矿硫化不足，浮选回收率低；而过量的Na2S又会使已被硫化的氧化矿受到抑制，且Na2S的控制条件复杂，除氧化矿物组成影响Na2S用量外，矿浆pH、Na2S添加地点、搅拌条件、浮选温度以及硫化时间均对硫化浮选产生很大影响，操作复杂、适应性差；二是捕收剂的应用问题，单种药剂的使用已无法满足现代氧化铜、铅、锌矿的浮选工艺，选厂中更多的采用混合用药和开发新型高效药剂，但混合用药又使得现厂操作复杂、管理困难，高效药剂存在成本较高等问题；三是调整剂的使用问题，一般情况下，氧化矿脉石多为石灰岩、方解石、白云岩类型，它们比石英为脉石的矿物更加难于分选，需排除矿浆中钙镁离子对浮选的有害作用，而氧化铜铅锌矿泥化现象较为严重，因此，为分散矿泥、抑制脉石、加强捕收剂的作用、改善浮选矿浆条件，常需加入多种调整剂，多种调整剂的加入会使得浮选矿浆环境复杂，单一调整剂效果低微，而混合调整剂又存在操作复杂，成本高等一系列问题。
鉴于以上原因，本发明提供一种新的选矿工艺：利用矿物颗粒在高速搅拌下，细粒矿物在粗粒矿物上的絮凝速度远比在细粒矿物上快的原理，将较粗颗粒的硫化矿作为微细粒氧化矿的载体进行浮选，从而达到减少浮选药剂、节约成本，提高选矿指标的目的。
发明内容
为解决氧化矿浮选过程中微细粒难浮及回收率低、药剂消耗量大、选矿成本高等问题，本发明提供一种微细粒氧化矿硫化载体浮选选矿方法，具体步骤如下：
（1）分别取氧化矿和硫化矿按常规方法破碎、磨矿后，将氧化矿和硫化矿分别筛分成小于38μm粒级和大于38μm粒级，备用；
（2）将小于38μm的细粒级氧化矿和大于38μm的粗粒级硫化矿混合，其中硫化矿的添加量占混合矿样总质量的20~80%，混合均匀后加入浮选槽中搅拌，然后加入活化剂、捕收剂、起泡剂进行常规浮选，在浮选中添加的活化剂Na2S为0~1000g/t。
所述步骤（1）中通过标准筛或分级机等对氧化矿和硫化矿进行筛分；
所述步骤（2）中所述浮选机的搅拌强度为2000～3000 r/min，搅拌时间为20～40min。
本发明的原理为 ：在高速长时间搅拌下，颗粒间（疏水化的细粒之间、细粒与粗粒之间）的絮凝同时产生，但是微细粒在粗粒上的絮凝速率远比在细粒本身的絮凝速率大，使细粒在粗粒载体上的作用得到加强。粗粒运动的跟随性及其产生的小尺度漩涡，将使细粒的凝聚速率及在粗粒上的粘附效率大大的提高，其中包括粗颗粒的“载体、中介、助凝”作用。
在载体浮选中粗粒除起到载体效应外还有载体的裂解——中介作用和粗粒的助凝作用。研究表明，加入粗粒后矿浆中生成大量介于细粒与粗粒之间的团粒，原因之一是细粒先粘附在粗粒上，形成粘附体，随后这些粘附体再受湍流剪应力的裂解作用，脱落形成中间颗粒，此即粗粒的“中间介质作用”，亦即“中介”作用，可见，正因为粗粒载体的存在，才导致中间团粒的形成；原因之二是在强烈的搅拌作用下，在粗颗粒与流体之间存在着一个大边界层，这一边界层随表征流体和颗粒运动特征的颗粒雷诺数变化而变化。当颗粒雷诺数大于等于10时，边界层将发生分立，颗粒周围的流线卷曲，最终形成涡环。也就是说，粗粒运动过程中，一方面消耗部分紊动能，另一方面使大尺度漩涡部分能量向小尺度漩涡转移，由粗粒运动形成的小尺度漩涡将大大提高微细粒级的凝聚速率，即为粗粒的助凝作用。
本发明利用这种原理，将制取的矿物在长时间强烈搅拌下，使得细粒氧化矿物粘附在粗粒硫化矿物上，形成一种“凝聚体”，从而起到细粒氧化矿“硫化作用”和细粒矿物的“凝聚作用”，使得细粒氧化矿随硫化矿物一起浮游。
本发明的有益效果为：
（1）通过长时间强烈搅拌，使得矿浆中微细粒氧化矿粘附在粗粒硫化矿表面，使得微细粒氧化矿得到“硫化”和“絮凝”；
（2）降低了药剂用量，使得浮选过程简单易调控，降低了选矿成本及操作困难；
（3）大大提高了微细粒氧化矿的回收率及浮选精矿品位；
（4）通过实验室试验对现场的硫化载体浮选起到指导作用。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明做进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。
实施例1：本实施例以照匀氧化铜矿和永平硫化铜矿为矿样，具体试验包括以下步骤：
（1）取照匀氧化铜矿和永平硫化铜矿原矿矿样，经破碎后分别制得氧化矿和硫化矿矿样备用；
（2）将照匀氧化铜矿和永平硫化铜矿矿样分别磨矿，其磨矿细度分别为小于0.074mm含量为85.39%和76.51%，将氧化铜和硫化铜矿样分别筛分成小于38μm粒级和大于38μm粒级，化验并存样备用；
（3）取小于38μm细粒级氧化铜矿和大于38μm粗粒级硫化铜矿混合，其中硫化矿的添加量占混合矿样总质量的20%，均匀混合后取500g混合矿加入至浮选机中，搅拌20min，搅拌强度为3000r/min，然后进行加药浮选，药剂制度为活化剂Na2S 1000g/t，分散剂水玻璃2kg/t，捕收剂丁基黄药50g/t，起泡剂2#油20g/t，进行充气浮选，经一次浮选后得到铜精矿。
（4）将步骤（3）得到的铜精矿进行水筛，用400目标准筛筛出筛下产品，即氧化铜精矿，烘干称重化验；
（5）将剩余的大于38μm粗粒级氧化铜矿和小于38μm细粒级硫化铜矿分别进行常规浮选，氧化铜矿药剂制度为活化剂Na2S 2kg/t，硫酸铵1kg/t，分散剂水玻璃2kg/t，捕收剂丁基黄药100g/t，异戊基黄药 50g/t，起泡剂2#油20g/t；硫化铜矿药剂制度为石灰1kg/t，捕收剂丁基黄药75g/t，起泡剂2#油20g/t，进行充气浮选，经一次浮选后分别得到精矿产品。
试验结果以步骤（3）中小于38μm氧化铜矿的品位和回收率作为试验指标。通过化验磨矿后小于38μm粒级品位及常规氧化铜浮选精矿小于38μm粒级品位，最终得到硫化载体浮选法小于38μm氧化铜精矿Cu的回收率为73.26%，对比于常规氧化铜矿物浮选，在品位相差不大的前提下，回收率提高了29.37%，获得了较好的技术指标。
实施例2：（1）取云南某氧化铅矿和贵州某硫化铅矿原矿矿样，经破碎后分别制得氧化矿和硫化矿矿样备用；
（2）将氧化铅矿和硫化铅矿矿样分别磨矿，其磨矿细度分别为小于0.074mm含量为87.21%和80.89%，将氧化铅和硫化铅矿样分别筛分出小于38μm细粒级及大于38μm粗粒级，化验并存样备用；
（3）取小于38μm细粒级氧化铅矿和大于38μm粗粒级硫化铅矿混合，其中硫化矿的添加量占混合矿样总质量的50%，均匀混合后取500g混合矿加入至浮选机中，搅拌30min，搅拌强度为2500r/min，然后进行加药浮选，药剂制度为活化剂Na2S 500g/t，捕收剂丁基黄药75g/t，起泡剂2#油20g/t，进行充气浮选，经一次浮选后得到铅精矿。
（4）将步骤（3）中得到的铅精矿进行水筛，用400目标准筛筛出筛下产品，即氧化铅精矿，烘干称重化验；
（5）将剩余大于38μm粗粒级氧化铅矿和小于38μm细粒级硫化铅矿分别进行常规浮选，氧化铅矿浮选药剂制度为分散剂六偏磷酸钠2kg/t，活化剂Na2S 2kg/t，捕收剂丁基黄药 100g/t，丁胺黑药50g/t，起泡剂2#油25g/t；硫化铅矿浮选药剂制度为抑制剂石灰3kg/t，硫酸锌500g/t，捕收剂乙硫氮100g/t，进行充气浮选，经一次浮选后分别得到铅精矿。
试验结果以步骤（3）中小于38μm氧化铅矿的品位和回收率作为试验指标。通过化验磨矿后小于38μm粒级品位及常规氧化铅浮选精矿小于38μm粒级品位，最终得到硫化载体浮选法小于38μm氧化铅精矿Pb的回收率为79.25%，对比于常规氧化铅矿物浮选，回收率提高了21.20%，获得了较好的技术指标。
实施例3：本实施例以云南保山氧化锌矿和某硫化锌矿为矿样，具体包括以下步骤：
（1）取氧化锌矿和硫化锌矿原矿矿样，经破碎后分别制得氧化锌矿和硫化锌矿矿样；
（2）将氧化锌矿和硫化锌矿矿样分别磨矿，其磨矿细度分别为小于0.074mm含量为95.45%和87.59%，将氧化锌和硫化锌矿样分别筛分出小于38μm细粒级及大于38μm粗粒级，化验并存样备用；
（3）取小于38μm细粒级氧化锌矿和大于38μm粗粒级硫化锌矿，其中硫化矿的添加量占混合矿样总质量的80%，均匀混合后取500g混合矿加入至浮选机中，搅拌40min，搅拌强度为2000r/min，然后进行加药浮选，药剂制度为捕收剂丁基黄药100g/t，起泡剂2#油20g/t，进行充气浮选，经一次浮选后得到锌精矿。
（4）将步骤（3）得到的锌精矿进行水筛，用400目标准筛筛出筛下产品，即氧化锌精矿，烘干称重化验；
（5）将剩余的大于38μm粗粒级氧化锌矿和小于38μm细粒级硫化锌矿分别进行常规浮选，氧化锌矿药剂制度为调整剂碳酸钠1kg/t，分散剂六偏磷酸钠2kg/t，活化剂硫化钠4kg/t，捕收剂KZF 500g/t。硫化锌矿药剂制度为活化剂硫酸铜300g/t，抑制剂石灰3kg/t，捕收剂乙基黄药100g/t，丁基黄药50g/t，起泡剂2#油20g/t，进行充气浮选，经一次浮选后分别得到锌精矿。
试验结果以步骤（3）中小于38μm氧化锌矿的品位和回收率作为试验指标。通过化验磨矿后小于38μm粒级品位及常规氧化锌浮选精矿小于38μm粒级品位，最终得到硫化载体浮选法小于38μm氧化锌精矿Zn的回收率为75.21%，品位为21.84%，对比于常规氧化锌矿物浮选，回收率提高了17.40%，品位提高了5.88%。获得了较好的技术指标。
Claims (2)
1.一种微细粒氧化矿硫化载体浮选选矿方法，其特征在于按如下方法进行：
（1）分别取氧化矿和硫化矿按常规方法破碎、磨矿后，将氧化矿和硫化矿分别筛分成小于38μm粒级和大于38μm粒级，备用；
（2）将小于38μm的细粒级氧化矿和大于38μm的粗粒级硫化矿混合，其中硫化矿的添加量占混合矿样总质量的20~80%，混合均匀后加入浮选槽中搅拌，然后加入活化剂、捕收剂、起泡剂进行常规浮选，在浮选中活化剂Na2S的添加量为0~1000g/t。
2.根据权利要求1所述微细粒氧化矿硫化载体浮选选矿工艺，其特征在于：步骤（2）中搅拌强度为2000～3000 r/min，搅拌时间为20～40min。
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