浮选金银矿的浮选剂及浮选方法转让专利

申请号 : CN201310409600.9

文献号 : CN103433144B

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法律信息:

相似专利:

发明人 : 何任义纪进科

申请人 : 福建省政和县源鑫矿业有限公司

摘要 :

本发明涉矿产开采领域,具体而言,涉及一种浮选金银矿的浮选剂及浮选方法。该浮选金银矿的浮选剂,包括硫酸铜、异戊基黄药、丁铵黑药和六偏磷酸钠,以重量计,用于浮选每吨原矿的浮选剂包括硫酸铜50-170克、异戊基黄药250-290克、丁铵黑药50-90克和六偏磷酸钠1-3克。该浮选剂浮选金银矿的浮选方法,在得到分级溢流的过程中,具体包括:将原矿破碎后,进行一段磨矿,在磨矿分级的回路中加入硫酸铜,得到预定细度以及预定浓度的分级溢流;其中,以重量计,在每吨所述原矿中加入的硫酸铜的重量为40g-160g。本发明提供的浮选剂以及浮选方法使得浮选过程中产生的尾矿水净化,能够实现重复利用的效果。

权利要求 :

1.一种浮选金银矿的浮选方法,包括以下步骤:

1)、将原矿破碎后,进行一段磨矿,在磨矿分级的回路中加入硫酸铜,得到预定细度以及预定浓度的分级溢流;其中,该步骤中,以重量计,在每吨所述原矿中加入的硫酸铜的重量为40g-160g;

2)、将分级溢流加入搅拌桶,在搅拌桶中加入异戊基黄药和丁铵黑药,并搅拌均匀,得到调浆后的矿浆;

3)、对调浆后的矿浆进行粗选过程,得到粗选泡沫和粗选后矿浆;

4)、在粗选泡沫中加入六偏磷酸钠,进行第一次精选,得到精一泡沫和精一后矿浆;其中,该步骤中,以重量计,对应每吨所述原矿所加入的六偏磷酸钠的重量为1g-3g;

5)、将精一泡沫进行第二次精选,得到金银精矿和精二后矿浆;

6)、在粗选后矿浆中加入异戊基黄药和硫酸铜,进行第一次扫选,得到扫一后矿浆;其中,该步骤中,以重量计,对应每吨原矿所加入异戊基黄药80克、硫酸铜5克;

7)、将扫一后矿浆加入异戊基黄药和硫酸铜进行第二次扫选,得到尾矿和扫二泡沫;其中,该步骤中,以重量计,对应每吨原矿所加入异戊基黄药120克、硫酸铜5克。

2.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,所述在粗选泡沫中加入六偏磷酸钠,进行第一次精选,得到精一泡沫和精一后矿浆的步骤之后,还包括:将精一后矿浆进行中矿再磨,得到再磨分级溢流;

将所述再磨分级溢流返回粗选过程,进行粗选操作。

3.根据权利要求2所述的浮选方法,其特征在于,还包括:将金银精矿和所述尾矿分别压滤之后得到尾矿水,将所述尾矿水循环到浮选的过程中。

4.根据权利要求1-3任一项所述的浮选方法,其特征在于,所述预定细度为:-200目72%-74%;

所述预定浓度为:32%-34%。

说明书 :

浮选金银矿的浮选剂及浮选方法

技术领域

[0001] 本发明涉矿产开采领域,具体而言,涉及一种浮选金银矿的浮选剂及浮选方法。

背景技术

[0002] 目前,在浮选金银矿的浮选方法中,常见的工艺方法采用一次粗选两次扫选两次精选的闭路循环操作过程,在相关技术中,在浮选过程中,采用以捕收剂、起泡剂和抑制剂组成的浮选剂,具体的,以异戊基黄药作为捕收剂,以丁铵黑药作为起泡剂,以水玻璃作为脉石矿物的抑制剂;具体的浮选包括以下步骤,请参考图1:
[0003] 1:将原矿破碎后,进行一段磨矿,得到预定细度以及预定浓度的分级溢流;2:在分级溢流中加入异戊基黄药和丁铵黑药,并搅拌均匀,得到调浆后的矿浆;3:对调浆后的矿浆进行粗选过程,得到粗选泡沫和粗选后矿浆;4:在粗选泡沫中加入水玻璃,进行第一次精选,得到精一泡沫和精一后矿浆;5:将精一泡沫进行第二次精选,得到金银精矿和精二后矿浆;6:将得到的精二后矿浆进行第一次精选操作;7:在粗选后矿浆中加入异戊基黄药,进行第一次扫选,得到扫一后矿浆和扫一泡沫;8:将扫一后矿浆加入异戊基黄药进行第二次扫选,得到尾矿和扫二泡沫;9:将扫二泡沫进行第一次扫选的操作;进而完成整个闭路浮选流程。
[0004] 但是,在相关技术中,由于水玻璃是强碱弱酸盐,其水溶液呈碱性,将其作为抑制剂加入矿浆后,会使矿浆沉降困难,而为了使得矿浆沉降顺利,须加石灰,而石灰则会导致使尾矿水难以长期回用,进而使得浮选过程中产生的尾矿水不能实现重复利用。

发明内容

[0005] 本发明的目的在于提供一种浮选金银矿的浮选剂及浮选方法,以解决上述的问题。
[0006] 本发明的实施例中提供了的浮选金银矿的浮选剂,包括硫酸铜、异戊基黄药、丁铵黑药和六偏磷酸钠;以重量计,用于浮选每吨金银矿的所述浮选剂包括硫酸铜50-170克、异戊基黄药250-290克、丁铵黑药50-90克和六偏磷酸钠1-3克。
[0007] 本发明的实施例还提供了一种浮选金银矿的浮选方法,在得到分级溢流过程中,具体包括:将原矿破碎后,进行一段磨矿,在磨矿分级回路中加入硫酸铜,得到预定细度以及预定浓度的分级溢流;其中,以重量计,在每吨所述原矿中加入的硫酸铜的重量为40g-160g。
[0008] 本发明上述实施例的浮选金银矿的浮选剂以及浮选方法,其中,浮选剂由硫酸铜、异戊基黄药、丁铵黑药和六偏磷酸钠组成,在一段磨矿的过程中,所加入硫酸铜可以活化金银的载体矿物,如黄铁矿、磁黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、毒砂等,使其在浮选的过程中,金银颗粒的上浮得到强化;异戊基黄药、丁铵黑药分别作为浮选过程中的捕收剂和起泡剂。本实施例的在一段磨矿过程中加入的硫酸铜在浮选的过程中可以和剩余的异戊基黄药、丁铵黑药发生化学反应并生成沉淀,进而起到将浮选过程中得到的尾矿水净化的作用,使得净化后的尾矿水可以重复利用;并且,在一段磨矿过程中加入的硫酸铜还会使得在浮选过程中产生的泡沫结实、泡沫层变薄,并且增加了泡沫层的稳定性,进而更加易于实现金银颗粒随着泡沫上浮。
[0009] 此外,六偏磷酸钠作为脉矿石的抑制剂,由于六偏磷酸钠的水溶液呈中性,其对金银颗粒的抑制性很小,对脉矿石具有很强的抑制作用,因此,在浮选的过程中,易于使得大量的金银颗粒随着泡沫上浮,有利于提高金银矿中金银的品位及回收率。
[0010] 综上,本发明实施例的这种浮选剂以及浮选方法,通过硫酸铜、六偏磷酸钠等浮选剂的作用,能够提高金银矿中金银的品位及回收率,同时还使得浮选过程中产生的尾矿水净化,能够实现重复利用的效果。

附图说明

[0011] 图1示出了相关技术中金银矿浮选方法的流程图;
[0012] 图2示出了本发明实施例一提供的金银矿的浮选方法的流程图;
[0013] 图3示出了本发明实施例二提供的金银矿的浮选方法的流程图。

具体实施方式

[0014] 下面通过具体的实施例子并结合附图对本发明做进一步的详细描述。
[0015] 本发明的实施例中提供了的用于浮选金银矿的浮选剂,包括硫酸铜、异戊基黄药、丁铵黑药和六偏磷酸钠;以重量计,用于浮选每吨金银矿的浮选剂包括硫酸铜50-170克,异戊基黄药250-290克,丁铵黑药50-90克和六偏磷酸钠1-3克。
[0016] 本实施例还提供的金银矿的浮选方法,请参考图2,包括以下步骤:
[0017] 步骤101:将原矿破碎后,进行一段磨矿,在磨矿分级回路中加入硫酸铜,得到预定细度以及预定浓度的分级溢流;
[0018] 在步骤101中,首选需要将原矿进行破碎,并进行一段磨矿,具体的,一段磨矿的分级回路中需要加入硫酸铜,在操作的过程中,优选在旋流器砂泵池中添加硫酸铜,得到预定细度以及预定浓度的分级溢流;需要指出的是,分级溢流是指在一段磨矿的过程中得到的流体状的矿浆;磨矿分级回路是指:球磨机与螺旋分级机、水力旋流器组成的闭路磨矿分级流程。
[0019] 其中,以重量计,在每吨原矿中加入的硫酸铜的重量为40g-160g。
[0020] 步骤102:将分级溢流加入搅拌桶,在搅拌桶中加入异戊基黄药和丁铵黑药,并搅拌均匀,得到调浆后的矿浆;
[0021] 在步骤102中,在得到的矿浆中加入异戊基黄药和丁铵黑药,异戊基黄药作为捕收剂,而丁铵黑药则作为起泡剂。将异戊基黄药和丁铵黑药加入至矿浆之后需要进行强力搅拌,具体的,可以通过φ2500×2500的强力搅拌桶实现强力搅拌以及调浆的目的。
[0022] 步骤103:对调浆后的矿浆进行粗选过程,得到粗选泡沫和粗选后矿浆;在粗选泡沫中加入六偏磷酸钠,进行精选过程;在粗选后矿浆中加入异戊基黄药和硫酸铜,进行扫选过程;对粗选过程、精选过程和扫选过程进行闭路循环浮选,得到金银精矿和尾矿;
[0023] 在步骤103中,通过粗选、精选以及扫选进而达到将调浆后的矿浆浮选的效果,在粗选的过程中,得到粗选泡沫和粗选后矿浆,粗选泡沫中通过加入六偏磷酸钠实现精选的过程,而在扫选的过程中,选择加入异戊基黄药和硫酸铜作为浮选剂实现扫选的过程;在本实施例中,具体的操作采用闭路循环的流程。
[0024] 通过粗选、扫选以及精选之后即可得到金银精矿和尾矿。
[0025] 本发明上述实施例的浮选金银矿的浮选剂以及浮选方法,其中,浮选剂由硫酸铜、异戊基黄药、丁铵黑药和六偏磷酸钠组成,在一段磨矿的过程中,所加入硫酸铜可以活化金银的载体矿物,如黄铁矿、磁黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、毒砂等,使其在浮选的过程中,金银颗粒的上浮得到强化;异戊基黄药、丁铵黑药分别作为浮选过程中的捕收剂和起泡剂。本实施例的在一段磨矿过程中加入的硫酸铜在浮选的过程中可以和剩余的异戊基黄药、丁铵黑药发生化学反应并生成沉淀,进而起到将浮选过程中得到的尾矿水净化的作用,使得净化后的尾矿水可以重复利用;并且,在一段磨矿过程中加入的硫酸铜还会使得在浮选过程中产生的泡沫结实、泡沫层变薄,并且增加了泡沫层的稳定性,进而更加易于实现金银颗粒随着泡沫上浮。
[0026] 此外,六偏磷酸钠作为脉矿石的抑制剂,由于六偏磷酸钠的水溶液呈中性,其对金银颗粒的抑制性很小,对脉矿石具有很强的抑制作用,因此,在浮选的过程中,易于使得大量的金银颗粒随着泡沫上浮,有利于提高金银矿中金银的品位及回收率。
[0027] 综上,本发明实施例的这种浮选剂以及浮选方法,通过硫酸铜、六偏磷酸钠等浮选剂的作用,能够提高金银矿中金银的品位及回收率,同时还使得浮选过程中产生的尾矿水净化,能够实现重复利用的效果。
[0028] 为了使得本发明实施例一的浮选方法得到更好的应用,更加有效应用到选矿工艺中,本发明还在上述实施例一的基础之上提供了实施例二,实施例二是对实施例一的基础上做出的进一步的限定和增加,现做详细的阐述和解释,请参考图3:
[0029] 实施例二
[0030] 本实施例将实施例一的步骤进行具体的细化和详细的描述,如在实施例一的步骤103中,具体的操作均采用闭路循环的流程,具体包括以下步骤:
[0031] 步骤201:对调浆后的矿浆进行粗选过程,得到粗选泡沫和粗选后矿浆;
[0032] 具体的,粗选的过程可以通过4槽SF4立方米的浮选机得以实现,粗选的过程中,大量的金银颗粒随着粗选泡沫上浮,并可进行后续的精选过程,而槽下的粗选后矿浆可进入后续的扫选过程。
[0033] 步骤202:在粗选泡沫中加入六偏磷酸钠,进行第一次精选,得到精一泡沫和精一后矿浆;
[0034] 具体的,第一次精选的过程可以通过A型2.8立方浮选机得以实现。
[0035] 步骤203:将精一泡沫进行第二次精选,得到金银精矿和精二后矿浆;
[0036] 在步骤203中,第二次精选之后,即可得到金银精矿,精二后矿浆返回第一次精选。
[0037] 具体的,第二次精选的过程可以通过A型2.8立方浮选机操作。
[0038] 步骤204:在粗选后矿浆中加入异戊基黄药和硫酸铜,进行第一次扫选,得到扫一后矿浆;其中,以重量计,在每吨原矿中加入异戊基黄药80克、硫酸铜5克。
[0039] 对粗选过程中得到的粗选后矿浆通过SF4立方浮选机进行第一次扫选,可得到扫一后矿浆。
[0040] 步骤205:将扫一后矿浆加入异戊基黄药和硫酸铜进行第二次扫选,得到尾矿和扫二泡沫;其中,以重量计,在每吨原矿中加入异戊基黄药120克、硫酸铜5克。
[0041] 将扫一后矿浆通过SF4立方浮选机进行再次扫选,可得到尾矿和扫二泡沫;将扫二泡沫返回第一次扫选,进行循环浮选。
[0042] 在上述步骤完成后,将金银精矿和所述尾矿分别压滤之后得到尾矿水,将尾矿水循环到浮选的过程中,以实现尾矿水的回用。
[0043] 此外,需在指出的是,在本实施例中的步骤202中,还可以得到精一后矿浆,在步骤204中,还可以得到扫一泡沫;将得到的精一后矿浆进行中矿再磨,得到再磨分级溢流;将再磨分级溢流直接返回粗选过程,进行粗选操作,具体再磨的过程可以通过Φ300旋流器分级之后,沉砂通过Φ900×2400球磨再磨之后,精一后矿浆,再磨球磨的排矿经过Φ300旋流器分级之后的溢流直接返回粗选。
[0044] 具体的,由于金矿物粒度以细粒金和微粒金为主,分别占39.86%和45.48%,中粒金和粗粒金较少,分别占13.64%和1.02%。金银的主要载体矿物黄铁矿结晶细小,嵌布颗粒小,中矿循环量大,金银的载体矿物及金、银与石英、脉石连生体多。含量很少的金银载体矿物、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿毒砂嵌布颗粒更小。另外,部分细粒金银矿物与石英、脉石共生。球磨分级溢流细度为-200目73%,较粗;理想的磨矿细度为-200目80%,但由于进一步的提高球磨细度,球磨处理量大幅度减少,选矿成本也升高较多,生产任务难以完成;为此可以采用再磨工艺,并将原磨矿细度-200目75%降低为73%,相应每天提高球磨处理量30吨。
[0045] 选用φ900×2400溢流型球磨机,根据生产现场浮选的中矿循环量都很大,精一的槽下,两个系统扫一的泡沫,扫二的泡沫循环量都很大,精一后矿浆合并几乎与一个系统的尾矿量接近,每小时达60立方米左右,为此选用一台φ300的旋流器,2英寸砂泵,砂泵电机4级,功率为11千瓦,再磨工艺为中矿再磨后旋流器分级溢流进入粗选,在再磨过程中不添加任何补加水。
[0046] 表1精一后矿浆再磨系统技术参数
[0047]名称 浓度 细度-200目含量 金品位
精一后矿浆 19.33% 71.38% 1.70克/吨
旋流器沉砂 54.88% 50.01% 3.28克/吨
旋流器溢流 20.35% 98.5% 1.77克/吨
[0048] 从表1看出,再磨后的球磨磨矿(旋流器的沉砂)浓度达54.88%,给矿细度-200目为50.01%。再磨将精一后矿浆原-200目只占71.38%磨细到-200目达98.5%,以上说明再磨球磨与分级旋流器工作状况良好,再磨系统工作正常。
[0049] 另外,第一次扫选过程中得到的扫一泡沫返回粗选。
[0050] 需要指出的是,在浮选的过程中,具体的,粗选泡沫中加入六偏磷酸钠,进行第一次精选,得到精一泡沫的步骤中,六偏磷酸钠的重量可为1.5-2.5克;在粗选后矿浆中加入异戊基黄药和硫酸铜,进行第一次扫选,得到扫一后矿浆的步骤中,异戊基黄药的重量可以为70-90克,硫酸铜的重量可以为4-6克;将扫一后矿浆加入异戊基黄药和硫酸铜进行第二次扫选,得到尾矿和扫二泡沫的步骤中;异戊基黄药的重量可以为110-130克,硫酸铜的重量4-6克。
[0051] 并且,优选的,在本实施例中,预定细度为-200目72%-74%;预定浓度为32%-34%;优选的,预定细度为-200目73%,预定浓度为33%,需要指出的是,细度是指得到的分级溢流中矿物颗粒的粒度大小,在本实施例中,以小于200目的百分含量表示,-200目73%即指代小于200目的颗粒的含量为73%。
[0052] 综上,六偏磷酸钠对脉石的抑制作用强,因此添加量很少,抑制效果强于水玻璃,金精矿质量大量提高;六偏磷酸钠水溶液呈中性,用量极少,对金银矿物的抑制性很小,有利于金银回收率的提高,同时使尾矿水pH呈中性;此外,六偏磷酸钠有很强的清水作用,使尾矿水清澈,改变了以前在流程中加水玻璃,再添加大量石灰尾矿水仍然浑浊现象,同时使金银精矿压滤后水分由原来的20%以上降低为14%以下,尾矿压滤后水分由原来的20%以上降低为15%以下,并使尾矿压滤效率提高了20%以上。
[0053] 本实施例的浮选过程中添加硫酸铜可以活化金银载体矿物黄铁矿、磁黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、毒砂等,使它们的的上浮得到强化,从而提高金银回收率。
[0054] 以下数据为采用本发明实施例的浮选方法与传统浮选方法浮选效果的对比,请参考表2至表4:
[0055] 表2生产技术指标对比
[0056]
[0057]
[0058] 从上表2可以看出:通过实施例一的浮选方法:金银精矿产率从6.06%降低为5.89%;金银精矿含金品位从45g/t提高到55.41g/t,含银品位从730g/t提高到874.87g/t;尾矿含金从0.5克/吨,降低为0.34克/吨;金回收率从86.58%提高到90.9%,尾矿含银品位从16.8克/吨降低到9克/吨,银回收率从73.73%提高到85.18%。
[0059] 表3精一后矿浆再磨生产指标与不再磨生产指标对比
[0060]
[0061]
[0062] 从表3可以看出:通过精一后矿浆再磨,金银精矿产率从5.89%降低为5.39%;金银精矿含金品位从55.41g/t提高到60g/t;含银品位从874.87g/t提高到1030.15g/t;尾矿含金从0.34克/吨降低为0.28克/吨;回收率从90.9%提高到92.54%,尾矿含银从9克/吨降低为4.73克/吨,银回收率从85.18%提高到92.54%。
[0063] 在选矿的过程中,矿山位于水源地上游地带,精矿压滤后的水及尾矿压滤后的水严禁外排。
[0064] 浮选过程产生大量的剩余药剂,主要是异戊基黄药与丁铵黑药,尤其是异戊基黄药,因用量较大,生产现场用量达270克/吨;因此,选矿过程中产生的尾矿水外排会对水质会造成污染,而选矿厂尾矿多采用压滤后干堆的方式,尾矿水也得不到尾矿库内自净的作用。
[0065] 如果精矿压滤后的水及尾矿压滤后的水不采取本实例的措施,直接返回磨矿浮选回路中反复循环使用,将造成大量过剩的黄药黑药在水中累积,使浓缩机跑浑,浮选过程频繁跑槽,生产难以为继。
[0066] 而本实例的水处理方法:在磨矿分级回路中加入硫酸铜,并调整硫酸铜的用量,既处理选矿水,又兼顾活化金银的载体矿物。在30-150克/吨的范围内;当生产过程中尾矿水中剩余药剂较多时;硫酸铜的用量大,使硫酸铜与矿浆中的剩余异戊基黄药和丁铵黑药作用,进而达到处理剩余药物的作用,同时稍多的硫酸铜活化金银的载体矿物。
[0067] 具体的反应方程式如下:
[0068] Cu2++2(CH3)2CHCH2CH2OCSS—=[(CH3)2CHCH2CH2OCSS]2Cu↓;
[0069] Cu2++2(C4H9O)2PSS—=[(C4H9O)2PSS]2Cu↓;
[0070] 添加的硫酸铜会与异戊基黄药和丁铵黑药产生作用,并生成沉淀,进而实现去除剩余药物的效果,从而在选矿流程中使浓缩机跑浑及浮选过程频繁跑槽问题得到解决。
[0071] 通过本实施例的处理方法,水的回用率可达70%,尾矿水全回用;不需要其它的水处理药剂及利用大量的水处理设施,节省大量的场地,节省了大量投资,同时尾矿水水质良好,可长期循环使用,选矿指标不受影响。
[0072] 表4本实施例的尾矿水水质监测报告数据
[0073]
[0074] 通过以上数据可以看出:经过多次循环使用的尾矿水水质良好,有害杂质离子浓度低,均未超过排放标准。因此,本实施例的浮选过程中加入的硫酸一方面提高金银选矿回收率,另一方面又使尾矿水达到全回用的效果。
[0075] 表5通过本发明所述的浮选方法与传统浮选方法生产指标对比
[0076]
[0077] 从表5可以看出:通过本发明的浮选方法,金银精矿产率从6.06%降低为5.39%;金银精矿含金品位从45g/t提高到60g/t;含银品位从730g/t提高到1030.15g/t;尾矿含金从0.5克/吨降低为0.28克/吨,尾矿含银从16.78克/吨降低为4.73克/吨;金回收率从86.58%提高到92.4%,银回收率从73.73%提高到92.54%;同时处理量提高了30吨/天。
[0078] 综上,本发明实施例的这种浮选方法,不仅取得了好的生产指标,实现了好的效益,同时环保得到了保障。
[0079] 以上所述仅为本发明的优选实施例而已,并不用于限制本发明,对于本领域的技术人员来说,本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。