CN111215252A - 一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，包括枱浮硫化矿混合精矿加温脱药、铜钼银混合浮选、磨矿、钼浮选、铋银浮选步骤，通过优化工艺过程、调整药剂和捕收药剂，最后分别得到钼精矿、铜银精矿、铋银精矿和硫精矿；不仅铜、钼、铋、硫分离效果好，而且大大提高了银在铜精矿和铋精矿中的回收率，大幅提高了应用矿山企业的银资源综合利用率，经济效益显著。

Description

一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法。
背景技术
钨锡多金属共伴生矿是我国钨锡资源的主要矿床类型。为了防止粗粒钨锡在磨矿过程中被过磨至难以回收的微细粒级，基于钨锡矿物比重大于硫化矿、疏水性小于硫化矿的矿石性质，枱浮选矿法一直作为重要的钨锡与硫化矿的分离方法，广泛应用于粤北、桂西北地区各大钨锡矿山的脱硫作业中。
铜、钼、铋、硫、银等有价元素做为钨锡矿山重要的共伴生资源，经枱浮后，其在矿浆中的含量与原矿相比，已有了更大程度的富集，因此枱浮硫化矿混合精矿一直是钨锡矿山综合利用铜、钼、铋、硫、银等有价元素的重要对象。但与常规浮选法相比，枱浮使用的浮选药剂用量往往在数倍以上，导致各硫化矿物本就相似的可浮性更加接近，综合利用难度也更大。
在枱浮硫化矿混合精矿分离过程中，银主要与铜、钼、铋、硫同步富集在各精矿中。然而，根据冶炼过程中银提取技术的难易性，不同精矿的银计价标准也具有差异性。在铜、铋冶炼过程中，铜精矿在电解精炼过程中，银可以富集在阳极泥中，通过二次电解即可得到合格的银金属，铋精矿经反射炉熔炼后获得的粗铋产品，经加锌除银后，可得到合格的银金属。而钼精矿、硫精矿在冶炼过程中，银主要在焙烧渣中富集，银提取难度很大，整个过程银回收率也很低，因此，铜精矿、铋精矿中银计价标准普遍高于钼精矿、硫精矿。
在枱浮硫化矿混合精矿分离过程中，若选矿药剂制度能在保证铜、钼、铋、硫等主金属相互分离的前提下，同时考虑到银矿物的浮选性质，就可以实现银的导向回收，使银在铜精矿或铋精矿中回收率达到最大。但本领域始终缺乏对相关技术的研究，目前，枱浮硫化矿混合精矿的选矿分离研究主要集中在浮选药剂和工艺流程的选择方面：
邹坚坚等针对针对粤北某钨多金属共伴生矿的枱浮硫化矿混合精矿，采用加温脱药-钼优先浮选-铋银重选-铜银浮选的工艺流程，实现了铜钼铋硫的相互分离，但由于春采用重选流程回收铋和银，银总回收率不足70％(“粤北某极低品位伴生稀有金属矿产资源综合利用研究”，《矿冶工程》，2019年第4期)。
公开号为CN105537005B的中国发明专利公开了“一种从钨锡伴生硫化矿混合精矿中回收钼的选矿方法”，该方法采用腐殖酸钠、糊精、淀粉等有机抑制剂强化对其他铜铋银矿物抑制，可获得较高质量的钼精矿，但经抑制后的铜铋银矿物难活化，回收困难。
公开号为CN105498948B的中国发明专利公开了一种“从含硫化矿的钨粗精矿中回收有价金属的方法”，采用逐一浮选的方法回收了铜、铋和硫，但未考虑到整个分离过程中的银走向和回收情况。
综上所述，枱浮硫化矿混合精矿的分离研究目前仍以铜钼铋硫的主金属回收为主，并未见有银导向回收方面的相关报道和应用实例。开发一种既能保证铜钼铋硫主金属的分离指标，又能最大限度引导银富集在铜精矿、铋精矿的选矿方法，不仅是十分必要的，也是十分紧迫的。
发明内容
本发明提供了一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，通过优化工艺过程、调整药剂和捕收药剂，最后分别得到钼精矿、铜银精矿、铋银精矿和硫精矿；不仅铜、钼、铋、硫分离效果好，而且大大提高了银在铜精矿和铋精矿中的回收率，大幅提高了应用矿山企业的银资源综合利用率，经济效益显著。
为了达到上述目的，本发明采用以下技术方案实现：
一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，包括以下步骤：
S1.枱浮硫化矿混合精矿选取后，加温搅拌脱药，加温至70～90℃，搅拌60～150分钟，然后加水调浆至浓度为33％～35％，得矿浆；
S2.步骤S1加温脱药后的矿浆进行铜钼银混合浮选；使用石灰做抑制剂，使用煤油、乙基黄药做捕收剂，得到铜钼银混合精矿和铜钼银混合浮选尾矿；
S3.步骤S2所得铜钼银混合精矿，磨矿得矿浆；
S4.步骤S3磨矿后的矿浆进行钼浮选；使用多硫化钠做抑制剂，使用煤油做捕收剂，得到钼精矿，钼浮选尾矿为铜银精矿；
S5.步骤S2所得铜钼银混合浮选尾矿进行铋银浮选；使用水玻璃做分散剂，使用硫酸铜做活化剂，使用乙硫氮和丁铵黑药做捕收剂，得到铋银精矿，铋银浮选尾矿为硫精矿。
一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，所述步骤S3中，铜钼银混合精矿磨矿细度为-0.043mm占60％～85％。
所述步骤S2中，铜钼银混合浮选时，按1吨枱浮硫化矿混合精矿量计算，石灰用量为3000～5000克，调整矿浆pH值为10，煤油用量为40～100克，乙基黄药用量为100～150克。
所述步骤S2中，煤油与乙基黄药的质量比例为1:2。
所述步骤S4中，钼浮选时，按1吨铜钼银混合精矿量计算，多硫化钠用量为1000～3000克，煤油用量为40～100克。
所述步骤S5中，铋银浮选时，按1吨铜钼银混合浮选尾矿量计算，水玻璃用量为1000～3000克，硫酸铜用量为100～500克，调整矿浆pH值为9，乙硫氮用量为100～200克，丁铵黑药用量为50～100克。
所述步骤S5中，乙硫氮与丁铵黑药的质量比例为2:1。
所述步骤S2中，铜钼银混合浮选包括一次粗选、两次扫选和一次精选；所述步骤S4中，钼浮选包括一次粗选、两次扫选和四次精选；所述步骤S5中，铋银浮选包括一次粗选、两次扫选和一次精选。
所述枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，应用于枱浮硫化矿混合精矿的选矿：所述枱浮硫化矿混合精矿中，铜的质量百分含量为3％～5％，钼的质量百分含量为0.4％～0.8％，铋的质量百分含量为0.5％～2％，硫的质量百分含量为15％～25％，银的质量含量为150～400g/t。
与现有技术相比，本发明的有益效果是：
1)本发明设计的选矿步骤包括枱浮硫化矿混合精矿加温脱药、铜钼银混合浮选、磨矿、钼浮选、铋银浮选，分别得到钼精矿、铜银精矿、铋精矿和硫精矿；在设计科学的工艺步骤基础上，科学研究选矿药剂制度，在保证铜、钼、铋主金属相互分离的同时，充分利用银矿物的浮选性质，成功实现银的导向回收，使银在铜精矿和铋精矿中回收率达到最大；
2)只对铜钼银混合精矿进行磨矿，一方面使铜钼矿物进一步单体解离，一方面降低钼硫矿物表面残留的浮选药剂；
3)铜钼银混合浮选时，严格控制石灰用量，调整矿浆为中碱性(优选将矿浆pH值调整为10)，使银矿物在铜钼混合精矿中富集；
4)钼浮选时，使用多硫化钠做抑制剂，发挥其对铜银矿物较强的抑制作用，使用煤油做捕收剂，发挥其较强的对钼矿物捕收能力，使银在铜银精矿中富集；
5)铋银浮选时，使用水玻璃使微细粒银矿物分散。根据银在弱碱性矿浆中可浮性好的浮选性质，突破现有技术的局限，不使用对银矿物具有强烈抑制作用的石灰，使用硫酸铜做调整剂，并调整矿浆为弱碱性(优选将矿浆的pH值调整为9)，进一步使用乙硫氮和丁铵黑药，发挥其较强的对铋矿物和银矿物捕收能力，使银矿物在铋精矿中富集；
6)基于本发明所述方法，所得钼精矿中钼的品位大于45％，钼的回收率大于80％；铜银精矿中铜的品位大于18％，铜的回收率大于85％，银的品位大于400g/t；铋银精矿中铋的品位大于20％，铋的回收率大于80％，银的品位大于3000g/t；硫精矿中硫的品位大于30％，硫的回收率大于90％；银在铜银精矿和铋银精矿中合计回收率大于90％；各精矿所含杂质含量均低于产品质量标准，银导向回收效果佳。
附图说明
图1是本发明所述一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明的具体实施方式作进一步说明：
如图1所示，本发明所述一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，包括以下步骤：
S1.枱浮硫化矿混合精矿选取后，加温搅拌脱药，加温至70～90℃，搅拌60～150分钟，然后加水调浆至浓度为33％～35％，得矿浆；
S2.步骤S1加温脱药后的矿浆进行铜钼银混合浮选；使用石灰做抑制剂，使用煤油、乙基黄药做捕收剂，得到铜钼银混合精矿和铜钼银混合浮选尾矿；
S3.步骤S2所得铜钼银混合精矿，磨矿得矿浆；
S4.步骤S3磨矿后的矿浆进行钼浮选；使用多硫化钠做抑制剂，使用煤油做捕收剂，得到钼精矿，钼浮选尾矿为铜银精矿；
S5.步骤S2所得铜钼银混合浮选尾矿进行铋银浮选；使用水玻璃做分散剂，使用硫酸铜做活化剂，使用乙硫氮和丁铵黑药做捕收剂，得到铋银精矿，铋银浮选尾矿为硫精矿。
一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，所述步骤S3中，铜钼银混合精矿磨矿细度为-0.043mm占60％～85％。
所述步骤S2中，铜钼银混合浮选时，按1吨枱浮硫化矿混合精矿量计算，石灰用量为3000～5000克，调整矿浆pH值为10，煤油用量为40～100克，乙基黄药用量为100～150克。
所述步骤S2中，煤油与乙基黄药的质量比例为1:2。
所述步骤S4中，钼浮选时，按1吨铜钼银混合精矿量计算，多硫化钠用量为1000～3000克，煤油用量为40～100克。
所述步骤S5中，铋银浮选时，按1吨铜钼银混合浮选尾矿量计算，水玻璃用量为1000～3000克，硫酸铜用量为100～500克，调整矿浆pH值为9，乙硫氮用量为100～200克，丁铵黑药用量为50～100克。
所述步骤S5中，乙硫氮与丁铵黑药的质量比例为2:1。
所述步骤S2中，铜钼银混合浮选包括一次粗选、两次扫选和一次精选；所述步骤S4中，钼浮选包括一次粗选、两次扫选和四次精选；所述步骤S5中，铋银浮选包括一次粗选、两次扫选和一次精选。
所述枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，应用于枱浮硫化矿混合精矿的选矿：所述枱浮硫化矿混合精矿中，铜的质量百分含量为3％～5％，钼的质量百分含量为0.4％～0.8％，铋的质量百分含量为0.5％～2％，硫的质量百分含量为15％～25％，银的质量含量为150～400g/t。
以下实施例在以本发明技术方案为前提下进行实施，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围不限于下述的实施例。下述实施例中所用方法如无特别说明均为常规方法。
【实施例1】
本实施例中，原矿取自广西某锡多金属硫化矿生产的枱浮硫化矿混合精矿，枱浮硫化矿混合精矿中铜的质量百分含量为3.41％，钼的质量百分含量为0.52％，铋的质量百分含量为1.81％，硫的质量百分含量为19.15％，银的质量含量为350g/t。
本实施例中，枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收过程如下：
S1.枱浮硫化矿混合精矿加温至85℃，并搅拌120分钟后，加水调浆至浓度为34％，得矿浆；
S2.步骤S1加温脱药后的矿浆进行铜钼银混合浮选，按1吨枱浮硫化矿混合精矿量计算，铜钼银混合浮选时石灰的用量为3200克，煤油用量为50克，乙基黄药用量为100克，得到铜钼银混合精矿和铜钼银混合浮选尾矿；
S3.将步骤S2所得铜钼银混合精矿进行磨矿，磨矿细度至-0.043mm占70％；
S4.步骤S3磨矿后的矿浆进行钼浮选，按1吨铜钼银混合精矿量计算，钼浮选时多硫化钠的用量为2000克，煤油用量为40克，得到钼精矿，钼浮选尾矿为铜银精矿；
S5.步骤S2所得铜钼银混合浮选尾矿进行铋银浮选，按1吨铜钼银混合浮选尾矿量计算，铋银浮选时水玻璃的用量为1000克，硫酸铜用量为200克，调整矿浆pH值为9，乙硫氮用量为120克，丁铵黑药用量为60克，得到铋银精矿，铋银浮选尾矿为硫精矿。
本实施例中，所得钼精矿中钼的品位为46.12％，钼的回收率为81.33％；铜银精矿中铜的品位为20.61％，铜的回收率86.22％，银的品位为510g/t；铋银精矿中铋的品位为20.12％，铋的回收率为81.33％，银的品位为3400g/t；硫精矿中硫的品位为30.23％，硫的回收率为95.12％；银在铜银精矿和铋银精矿中合计回收率93.11％；各精矿所含杂质含量均低于产品质量标准，银导向回收效果佳。
【实施例2】
本实施例中，原矿取自云南某锡多金属硫化矿生产中的枱浮硫化矿混合精矿，枱浮硫化矿混合精矿中铜的质量百分含量为4.41％，钼的质量百分含量为0.80％，铋的质量百分含量为1.51％，硫的质量百分含量为20.05％，银的质量含量为380g/t。
本实施例中，枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收过程如下：
S1.枱浮硫化矿混合精矿加温至80℃，并搅拌100分钟后，加水调浆至浓度为35％，得矿浆；
S2.步骤S1加温脱药后的矿浆进行铜钼银混合浮选，按1吨枱浮硫化矿混合精矿量计算，铜钼银混合浮选时石灰的用量为3500克，煤油用量为60克，乙基黄药用量为120克，得到铜钼银混合精矿和铜钼银混合浮选尾矿；
S3.将步骤S2所得铜钼银混合精矿进行磨矿，磨矿细度至-0.043mm占80％；
S4.经步骤S3磨矿后的矿浆进行钼浮选，按1吨铜钼银混合精矿量计算，钼浮选时多硫化钠的用量为2500克，煤油用量为50克，得到钼精矿，钼浮选尾矿为铜银精矿；
S5.步骤S2所得铜钼银混合浮选尾矿进行铋银浮选，按1吨铜钼银混合浮选尾矿量计算，铋银浮选时水玻璃的用量为1500克，硫酸铜用量为300克，调整矿浆pH值为9，乙硫氮用量为140克，丁铵黑药用量为70克，得到铋银精矿，铋银浮选尾矿为硫精矿。
本实施例中，所得钼精矿中钼的品位为48.12％，钼的回收率为83.33％；铜银精矿中铜的品位为21.61％，铜的回收率88.22％，银的品位为610g/t；铋银精矿中铋的品位为21.12％，铋的回收率为84.33％，银的品位3900g/t；硫精矿中硫的品位为32.15％，硫的回收率为93.12％；银在铜银精矿和铋银精矿中合计回收率为91.23％；各精矿所含杂质含量均低于产品质量标准，银导向回收效果佳。
【实施例3】
本实施例中，原矿取自广东某钨多金属硫化矿生产中的枱浮硫化矿混合精矿，枱浮硫化矿混合精矿中铜的质量百分含量为3.21％，钼的质量百分含量为0.44％，铋的质量百分含量为1.71％，硫的质量百分含量为19.15％，银的质量含量为330g/t。
本实施例中，枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收过程如下：
S1.枱浮硫化矿混合精矿加温至80℃，并搅拌90分钟后，加水调浆至浓度为33％，得矿浆；
S2.步骤S1加温脱药后的矿浆进行铜钼银混合浮选，按1吨枱浮硫化矿混合精矿量计算，铜钼银混合浮选时石灰的用量为3000克，煤油用量为50克，乙基黄药用量为100克，得到铜钼银混合精矿和铜钼银混合浮选尾矿；
S3.将步骤S2所得铜钼银混合精矿进行磨矿，磨矿细度至-0.043mm占80％；
S4.步骤S3磨矿后的矿浆进行钼浮选，按1吨铜钼银混合精矿量计算，钼浮选时多硫化钠用量为3000克，煤油用量为60克，得到钼精矿，钼浮选尾矿为铜银精矿；
S5.步骤S2所得铜钼银混合浮选尾矿进行铋银浮选，按1吨铜钼银混合浮选尾矿量计算，铋银浮选时水玻璃的用量为2000克，硫酸铜用量为300克，调整矿浆pH值为9，乙硫氮用量为150克，丁铵黑药用量为75克，得到铋银精矿，铋银浮选尾矿为硫精矿。
本实施例中，所得钼精矿中钼的品位为46.12％，钼的回收率为84.12％；铜银精矿中铜的品位为22.61％，铜的回收率为89.22％，银的品位为510g/t；铋银精矿中铋的品位为20.95％，铋的回收率为85.33％，银的品位为3900g/t；硫精矿中硫的品位为32.15％，硫的回收率为95.12％；银在铜银精矿和铋银精矿中合计回收率90.23％；各精矿所含杂质含量均低于产品质量标准，银导向回收效果佳。
以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。

Claims (9)

1.一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.枱浮硫化矿混合精矿选取后，加温搅拌脱药，加温至70～90℃，搅拌60～150分钟，然后加水调浆至浓度为33％～35％，得矿浆；
S2.步骤S1加温脱药后的矿浆进行铜钼银混合浮选；使用石灰做抑制剂，使用煤油、乙基黄药做捕收剂，得到铜钼银混合精矿和铜钼银混合浮选尾矿；
S3.步骤S2所得铜钼银混合精矿，磨矿得矿浆；
S4.步骤S3磨矿后的矿浆进行钼浮选；使用多硫化钠做抑制剂，使用煤油做捕收剂，得到钼精矿，钼浮选尾矿为铜银精矿；
S5.步骤S2所得铜钼银混合浮选尾矿进行铋银浮选；使用水玻璃做分散剂，使用硫酸铜做活化剂，使用乙硫氮和丁铵黑药做捕收剂，得到铋银精矿，铋银浮选尾矿为硫精矿。
2.根据权利要求1所述的一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，所述步骤S3中，铜钼银混合精矿磨矿细度为-0.043mm占60％～85％。
3.根据权利要求1所述的一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，所述步骤S2中，铜钼银混合浮选时，按1吨枱浮硫化矿混合精矿量计算，石灰用量为3000～5000克，调整矿浆pH值为10，煤油用量为40～100克，乙基黄药用量为100～150克。
4.根据权利要求1或3所述的一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，所述步骤S2中，煤油与乙基黄药的质量比例为1:2。
5.根据权利要求1所述的一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，所述步骤S4中，钼浮选时，按1吨铜钼银混合精矿量计算，多硫化钠用量为1000～3000克，煤油用量为40～100克。
6.根据权利要求1所述的一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，所述步骤S5中，铋银浮选时，按1吨铜钼银混合浮选尾矿量计算，水玻璃用量为1000～3000克，硫酸铜用量为100～500克，调整矿浆pH值为9，乙硫氮用量为100～200克，丁铵黑药用量为50～100克。
7.根据权利要求1或6所述的一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，所述步骤S5中，乙硫氮与丁铵黑药的质量比例为2:1。
8.根据权利要求1所述的一种枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，所述步骤S2中，铜钼银混合浮选包括一次粗选、两次扫选和一次精选；所述步骤S4中，钼浮选包括一次粗选、两次扫选和四次精选；所述步骤S5中，铋银浮选包括一次粗选、两次扫选和一次精选。
9.如权利要求1-8任一项所述枱浮硫化矿混合精矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，应用于枱浮硫化矿混合精矿的选矿：所述枱浮硫化矿混合精矿中，铜的质量百分含量为3％～5％，钼的质量百分含量为0.4％～0.8％，铋的质量百分含量为0.5％～2％，硫的质量百分含量为15％～25％，银的质量含量为150～400g/t。
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