难选精矿硫铁的浮选方法技术

本发明专利技术公开了一种难选精矿硫铁的浮选方法，包括以下步骤：⑴粗选；⑵第一次精选；⑶N次精选。本发明专利技术在样品不磨矿的条件下，采用了新型高度活化的调整剂将难选金精矿充分活化，从中分离富集高硫精矿和尾矿技术指标均较高，能得到高硫金精矿（含硫42%）及回收率92%的技术指标。

【技术实现步骤摘要】
难选精矿硫铁的浮选方法
本专利技术涉及矿物加工工程
，尤其是一种金精矿中硫铁资源高效利用的方法，特别是一种难选低硫金精矿（含硫≥15%，铁≥20%）中硫铁的浮选方法。
技术介绍
随着经济的飞速发展，矿产资源的总体供求矛盾日益尖锐，特别是中国的一些重要矿产资源出现了入不敷出的情况，产量增量大大低于消费量的增长，进口量大幅攀升，对外依存度逐年提高，后备资源严重不足，严重阻碍了我国矿业的可持续发展。如中国黑色金属矿产的共伴生资源的综合利用率不到20%，有色金属资源的综合利用率为30%～35%。我国重有色金属冶炼企业的资源综合利用率仅有40%～60%。目前，我国已探明黄金储量中约有1/4来自于复杂多金属矿石，对于国内难处理金矿资源的开发利用，我们在过去的十年内开展了大量的研究工作，从“八五”期间的黄金行业科研计划到“九五”的国家科技攻关，加上企业和矿山的各方面投入，使难处理资源得到了一定程度的开发利用，但总体形势上并不乐观。在我国焙烧法以其工艺简单、投资小并可实现多元素的回收等诸多优点被多家黄金冶炼企业广泛应用，其冶炼过程中产生的多金属的回收和综合利用也被越来越多的企业所重视，并有一定程度的开发利用，焙烧法在我国难处理矿应用较为广泛。新疆矿大多是成分复杂的多金属矿，其金精矿硫品位为10%～25%，采用两段焙烧工艺处理金精矿时，由于硫品位相对偏低，沸腾焙烧系统热平衡不稳定，造成焙烧不充分，影响焙砂后续的氰化浸出，且烧渣氰化浸出后铁品位低，几乎无利用价值，大部分采用堆存方式处理，铁资源没有得到有效利用，同时对环境造成污染。其它地方的金精矿来源广泛复杂，且均经过多次浮选有色金属，导致选硫工艺矿浆成分极其复杂，多种药剂污染严重。
技术实现思路
本专利技术针对现有技术的不足，提出一种从低硫金精矿变为高品位含硫金精矿的难选精矿硫铁的浮选方法。为了实现上述专利技术目的，本专利技术提供以下技术方案：一种难选精矿硫铁的浮选方法，包括以下步骤：⑴、粗选：将含硫品位高于15%的低硫金精矿，用水配制成30%～35%的矿浆，加硫酸调pH为5，搅拌2～5分钟；按每吨低硫金精矿顺次加入硫酸铜300～500克，搅拌1～4分钟；巯基类硫化矿捕收剂320克，搅拌1～4分钟；起泡剂60克，搅拌0.5～2分钟；浮选6分钟；刮出的泡沫产品为粗选精矿，槽内产品为粗选尾矿；⑵、第一次精选：向步骤⑴粗选精矿中加水混匀成矿浆，加硫酸使矿浆pH值为5，浮选2分钟；其泡沫产品为第一次精选精矿，槽内矿浆为第一次精选尾矿，第一次精选尾矿送回步骤⑴；⑶、N次精选：把第N-1次精选精矿加水混匀成矿浆，加硫酸使矿浆pH值为5，浮选2分钟；其泡沫产品为第N次精选精矿，槽内矿浆为第N次精选尾矿，第一次精选尾矿送回步骤⑴；2≤N≤6，N为整数；还包括第一次扫选步骤：向步骤⑴部分粗选尾矿中加硫酸调pH为5；在每吨粗选尾矿中顺次加入巯基类硫化矿捕收剂150克，起泡剂30克，浮选9分钟；泡沫产品为扫选一精矿，槽内产品为扫选一尾矿，扫选一精矿送回步骤⑴；还包括第二次扫选步骤：向步骤⑴另一部分粗选尾矿中加硫酸使矿浆pH为5；在每吨粗选尾矿中顺次加入巯基类硫化矿捕收剂80克，起泡剂30克，浮选9分钟；泡沫产品为扫选二精矿，槽内产品为扫选二尾矿，扫选二精矿与步骤⑴部分粗选尾矿重新进行一次扫选步骤。进一步地，步骤⑶中N为3。进一步地，所述巯基类硫化矿捕收剂为丁黄药。进一步地，所述起泡剂为2#浮选油。与现有技术相比，本专利技术具有以下优点：在样品不磨矿的条件下，采用了新型高度活化的调整剂将难选金精矿充分活化，从中分离富集高硫精矿和尾矿技术指标均较高，能得到高硫金精矿（含硫42%）及回收率92%的技术指标，同时焙烧尾渣可作为铁精矿销售；采用先进的选矿工艺，坚持节能降耗，工艺过程稳定，简单可靠，工艺对原料性质适应性强；浮选所用捕收剂为常规丁黄药，具有选择性高、捕收能力强等特点，且采用的浮选药剂易分解，对环境影响降至最低；整个流程回水全部利用。本方法流程简单、技术指标高、成本低、具有极大的实用性和经济效益。本专利技术技术为复杂金精矿的预选专项技术，该技术如果在新疆星塔矿业成功的研究与应用将是国内黄金冶炼企业首次工业化的创新性应用。可实现硫铁资源的高效利用，增加企业附加值的同时，消除了冶炼行业焙烧尾渣占用土地又污染环境的问题。附图说明图1为本专利技术的浮选工艺流程图。具体实施方式下面结合附图对本专利技术进行详细描述，本部分的描述仅是示范性和解释性，不应对本专利技术的保护范围有任何的限制作用。如图1所示的一种从低硫金精矿中富集硫铁元素的方法，步骤为：粗选：将含硫品位高于15%的金精矿用水配制成30%-35%的矿浆进入粗选槽中，加硫酸搅拌3分钟使矿浆PH保持在5；在每吨金精矿中顺次加入硫酸铜300～500克，搅拌2分钟；巯基类硫化矿捕收剂320克，搅拌2分钟；起泡剂60克，搅拌1分钟，浮选槽中泡沫保持适当厚度，浮选6分钟；刮出的泡沫产品为粗选精矿，槽内产品为粗选尾矿。一次扫选：向留在粗选槽内的部分粗选尾矿中加硫酸使矿浆PH保持在5；在每吨粗选尾矿中顺次加入巯基类硫化矿捕收剂150克，起泡剂30克，浮选选9分钟；泡沫产品为扫选1精矿，槽内产品为扫选1尾矿，扫选1精矿返回粗选槽内，与第二批次金精矿和一次精选尾矿一起进行二批次粗选。扫选可进一步回收尾矿中残存的铁，提高产率。二次扫选：向留在粗选槽内的剩余部分粗选尾矿中加硫酸使矿浆PH保持在5；在每吨粗选尾矿中顺次加入巯基类硫化矿捕收剂80克，起泡剂30克，浮选选9分钟；泡沫产品为扫选2精矿，槽内产品为扫选2尾矿，扫选2精矿返回一次扫选槽内，与第二批次粗选的部分粗选尾矿一起进行二批次一次扫选。精选：一次精选：把粗选泡沫产品放入一次精选槽内加水调节矿浆液面，加硫酸使矿浆PH值保持在5，浮选2分钟；其泡沫产品为一次精选精矿，进入二次精选，槽内矿浆为一次精选尾矿，返回粗选槽，与第二批次金精矿一起进行二批次粗选；N次精选：把N-1次精选的精矿矿浆置于N次精选浮选槽中，加水调节矿浆液面，加硫酸使矿浆PH值保持在5，浮选时间2分钟；其泡沫产品为N次精选精矿，进入二次精选，槽内矿浆为N次精选尾矿，返回N-1次粗选与第二批次N-2次精选精矿一起进行二批次N-I次精选；2≤N≤6，N为整数。图1中所示的N为3。经过一次粗选、二次扫选、三次精选的金精矿硫品位≥42%，不需配硫矿即可满足二段焙烧系统热平衡，焙烧尾渣铁品位≥62%，可以作为铁精矿销售。前述从低硫金精矿中富集硫铁元素的方法中，所述低硫金精矿为含硫10～25%（或者是高于15%）经多次浮选，受到多种药剂严重污染的金精矿。上述方法通过配矿使原料中硫、铁含量分别高于15%和20%的情况下，不需磨矿，采用预选硫工艺通过硫的富集铁同时也被富集，可得到含硫≥42%及回收率≥92%，焙烧尾渣铁品位≥62%的高硫金精矿（以上指标同时达到）。得到的高硫金精矿进入两段焙烧系统，低硫金精矿进入循环流态化焙烧系统进行预处理。焙烧尾渣中铁品位62%以上，可作为铁精矿直接销售。不需配入硫矿或硫磺即可满足其热平衡，从而加大了生产处理量、提高了实际生产能力又为铁资源的有效利用提供有利条件。前述从低硫金精矿中富集硫铁元素的方法中，所述巯基类硫化矿捕收剂为丁黄药，所述巯基类硫化矿本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种难选精矿硫铁的浮选方法，包括以下步骤：⑴、粗选：将含硫品位高于15%的低硫金精矿，用水配制成30%～35%的矿浆，加硫酸调pH为5，搅拌2～5分钟；按每吨低硫金精矿顺次加入硫酸铜300～500克，搅拌1～4分钟；巯基类硫化矿捕收剂320克，搅拌1～4分钟；起泡剂60克，搅拌0.5～2分钟；浮选6分钟；刮出的泡沫产品为粗选精矿，槽内产品为粗选尾矿；⑵、第一次精选：向步骤⑴粗选精矿中加水混匀成矿浆，加硫酸使矿浆pH值为5，浮选2分钟；其泡沫产品为第一次精选精矿，槽内矿浆为第一次精选尾矿，第一次精选尾矿送回步骤⑴；⑶、N次精选：把第N-1次精选精矿加水混匀成矿浆，加硫酸使矿浆pH值为5，浮选2分钟；其泡沫产品为第N次精选精矿，槽内矿浆为第N次精选尾矿，第一次精选尾矿送回步骤⑴；2≤N≤6...

【专利技术属性】
技术研发人员：王永成，刘洪晓，杨静，杨兴庆，
申请(专利权)人：新疆星塔矿业有限公司，
类型：发明
国别省市：