一种硫化矿的选矿方法技术

一种硫化矿的选矿方法，涉及一种硫化矿的选矿方法改进，特别是采用磨柱机联合浮选的方法。其选矿过程的步骤包括将硫化矿物经过一段选别，得到一段粗颗粒精矿A1和一段尾矿产品A2；其特征在于将一段尾矿A2采用磨柱机进行联合选别过程。本发明专利技术的方法，能有效克服嵌布粒度细、物质组成复杂的硫化矿在浮选过程中采用常规浮选法不能有效的回收的问题，将一段尾矿采用磨柱机进行联合选别过程，矿种中超细粒级目的矿物应用磨柱机选矿后，达到了满意的金属回收效果。

【技术实现步骤摘要】
【专利摘要】，涉及改进，特别是采用磨柱机联合浮选的方法。其选矿过程的步骤包括将硫化矿物经过一段选别，得到一段粗颗粒精矿A1和一段尾矿产品A2；其特征在于将一段尾矿A2采用磨柱机进行联合选别过程。本专利技术的方法，能有效克服嵌布粒度细、物质组成复杂的硫化矿在浮选过程中采用常规浮选法不能有效的回收的问题，将一段尾矿采用磨柱机进行联合选别过程，矿种中超细粒级目的矿物应用磨柱机选矿后，达到了满意的金属回收效果。【专利说明】
，涉及改进，特别是采用磨柱机联合浮选的方法。
技术介绍
在选矿行业中，金属硫化矿岩应用最为广泛的选别方法是浮游选矿，简称浮选。浮选法应用于矿业生产已有150多年的历史，浮选工艺及理论也有了很大的发展，形成了各种独特
技术实现思路
和各种用途的浮选工艺。随着矿产资源的不断开采利用，矿物资源变得越来越贫乏，矿产资源趋向贫、细、杂、难方向发展，难选复合矿的开采量所占比例越来越大，且有用矿物的嵌布粒度细。浮选法处理硫化矿物的工艺流程一般设置为两段磨矿、两段粗选、多次精选以及粗扫选，这类流程的突出特点是能够得到较细的产品，能在不同磨矿段进行粗磨和细磨，而且当要求磨矿细度小于0.15mm (即80%_200目)，采用阶段磨矿较经济，且产品粒度组成均匀，硬度较大的脉石矿物过粉碎现象少。但是存在致命性的弱点，也是目前浮选法存在的共性问题，具体为: 1、再磨后细粒级中有价金属不能很好的得到回收。因一段粗、精选的尾矿的矿物之间微细嵌布特性决定了必须对矿石进行超细磨，使其单体解离，方能实现矿物的有效分选。2、有价金属嵌布粒度较细，常采用再磨选别的技术富集回收。有价金属硫化物一般呈细小粒状或不规则的粒状集合体嵌布于脉石矿物中，甚至部分伴有氧化矿并与其紧密连接，形成残余结构、网格结构和细粒浸染状结构，多金属硫化矿或相互形成一种特殊的“微晶体合体”。这部分矿物进入常规浮选，一方面，超细颗粒比表面积大、表面能高，在这种情况下选矿药剂对目的矿物的亲固疏水作用弱化，目的矿物与脉石矿物的浮游性质十分接近，很难有效的分离，精矿品位与回收率的矛盾关系这时候显得十分突出，使得超细粒金属硫化物矿的回收利用率较低。目前国内现有大量金矿、弱磁性铁矿、锰矿、磷矿、铝土矿等因为目的矿物及伴生矿物嵌布粒度太细而无法有效分选。3、浮选中中矿的处理一直是浮选工艺中较为复杂的问题，没有新的理论和工艺应用于工业实践而取得研究成果的实例。一般来说，应用浮选工艺时，按照中矿的矿物组成主要有两种处置方式，一种是直接返回前一流程，另一种是单独再磨再选，从而得到第二种合格精矿。这两种方式处理中矿一定程度上可以提高综合回收率，但同时大量的中矿在浮选流程中循环也会恶化各段作业的选别环境和整体质量流程，限制选矿回收率的提升空间，中矿金属率约为35-40%，作业回收率低是影响选别作业综合回收率的主要因素。
技术实现思路
本专利技术的目的就是针对上述已有技术存在的不足，提供一种能有效克服嵌布粒度细、物质组成复杂的硫化矿在浮选过程中采用常规浮选法不能有效的回收的问题的硫化矿的选矿方法。本专利技术的目的是通过以下技术方案实现的。，其选矿过程的步骤包括将硫化矿物经过一段选别，得到一段粗颗粒精矿Al和一段尾矿产品A2 ;其特征在于将一段尾矿A2采用磨柱机进行联合选别过程。本专利技术的，其特征在于磨柱机联合选别过程的步骤包括： (1)将一段选别的尾矿A2进行擦洗控制分级，得到-400目含量达到95?98%的满足浮选柱选别要求的物料BI，控制分级沉砂进入立式搅拌磨细磨，得到Pm =38 μ m的磨矿产品B2，进入控制分级；B1作为浮选柱原料； (2)将步骤（I)的立式搅拌磨准备的合格产品BI给入搅拌槽，石灰溶液补加500?1000g/t ；加水将矿浆的浓度调整到25?30%，添加调整剂硫化钠30-100g/t、水玻璃100-200g/t、捕收剂丁基黄药10 g/t + 丁基铵黑药50 g/t、起泡剂2#油10 g/t，然后搅拌5分钟，得到浮选柱给矿B3; (3)将步骤（2)得到的二段矿浆BI，给入浮选柱进行精矿富集选别，往矿浆中冲入空气，充气量保持在26-28m3/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量1_1. 5m3/h，泡沫层厚度控制在150-200mm，选别时间10-12分钟，得到精选一铜精矿产品Cl和浮选柱尾矿产品C2 ； (4)将步骤（3)得到的精选一铜精矿产品D1，给入精扫二浮选柱进行精矿富集，往矿浆中冲入空气，充气量保持在32-35m3/min，实施泡沫喷淋，淋洗水量I. 5-1. 8m3/h，泡沫层厚度控制在350-400mm，选别时间8_10分钟，得到精选二尾矿产品C4和细粒的铜精矿产品C3，C4产品按顺序返回给入精选一浮选柱； (5)将步骤3得到的浮选柱尾矿产品C2，给入浮选机进行浮选柱精选尾矿的一次扫选，加水将矿浆浓度调整到15-18%，往矿浆内充入空气O. 45-0. 5mVm2 · min，浮选13分钟，得到浮选机扫选一精矿产品C5和扫选一尾矿产品C6,扫选一精矿产品C5返回立式搅拌磨再磨； (6)将步骤（5)得到的尾矿产品C6，给入扫选二浮选机进行选别，加水将矿浆浓度调整到13-15%，往矿浆内充入空气O. 35mVm2 ·π?η，浮选10-11分钟，得到扫选二精矿产品C7和扫选尾矿产品C8, C7产品按顺序返回给入扫选一浮选机。本专利技术的，其特征在于其产出的C8产品作为了系统最终尾矿。经过该工艺流程的选别，浮选柱精矿C3产品作为合格精矿与Al —起送冶炼，而C8为系统最终尾矿，经浓缩后送至尾矿库堆存。本专利技术的，其特征在于搅拌磨的粒度为给料粒度F80的20?30倍；在硫化矿磨矿时，固体重量浓度为55%?65% ;立式搅拌磨机在不溢流的情况下介质体积装载量为80%。本专利技术的，其特征在于浮选柱给矿浓度控制为25%_38%，充气量26-35 m3 / min，充气压力保持在O. 8-1. 2 MPa之间，泡沫层厚度为50_300臟。本专利技术的，其特征在于浮选机给矿浓度在18%_25%，泡沫厚度保持在60-120mm。本专利技术的，其有益效果是： I、充分发挥流程中关键设备立式搅拌磨、浮选柱及浮选机各自特色优势，相互形成配套化技术条件，能有效解决硫化矿物及伴生矿物嵌布粒度太细、易于过磨及采用常规浮选无法分选效率低的问题。2、在目的矿物细磨或超细磨作业中，当采用常规磨矿技术(如球磨机)实现有价金属的单体解离，磨矿能耗及生产成本是相当高的。即使磨矿细度能够使矿物得到单体解离，但产品过磨现象严重，使得许多有用矿物损失到矿泥中。而立式搅拌磨生产效率高，是球磨机的十倍以上，能源消耗是球磨机的1/4，实现超细磨的同时可将过磨率降低到2%以下，无震动的作业方式更能满足环保生产的要求。3、此工艺中浮选柱结构简单，空间利用率高，没有运动部件无噪音，作业环境好，可以说是安全低能耗作业；因其气泡-颗粒浮选界面充足，富集比大、回收率高、浮选速度快，浮选流程更加简化，有效降低了浮选作业次数。4、经该分选法选别后的尾矿中，一般硫化矿形态存在的有价金属含量不足3%，说明该流程几乎完全回收了超细粒级目的矿物；-10 μ m以下有价金属回收率由一般选别法的30%提高到50%以上，磨柱机联合选别流程本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种硫化矿的选矿方法，其选矿过程的步骤包括将硫化矿物经过一段选别，得到一段粗颗粒精矿A1和一段尾矿产品A2；其特征在于将一段尾矿A2采用磨柱机进行联合选别过程。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：赵寿红，谢杰，江敏，王玛斗，崔忠远，马忠鑫，秦磊，
申请(专利权)人：金川集团股份有限公司，
类型：发明
国别省市：