从含硫矿泥尾矿中回收微细粒硫铁矿的方法

1012 编辑：中冶有色技术网来源：江西铜业集团有限公司

2023-12-04 10:39:59

权利要求书： 1.一种从含硫矿泥尾矿中回收微细粒硫铁矿的方法；其特征在于，该方法具体包括以下步骤：S1）将待处理的含硫矿泥尾矿矿浆先进行浓缩处理，再进行脱水处理，同时脱除矿浆中残留的浮选药剂，得到浓度不低于50%的矿浆；

含硫矿泥尾矿的浓度为8～15wt%，尾矿中含硫为3～10wt%，细度为?0.019mm粒级矿物占不低于80wt%；

S1.1）将待处理的含硫矿泥尾矿矿浆先通过浓密机处理，得到固体质量浓度不低于

18wt%的含硫矿泥尾矿；

S1.2）将S1.1）处理后的尾矿导入卧式螺旋离心机，在转速2770～2920r/min条件下处理后，得到固体质量浓度为50～60wt%的矿浆和固体含量低于2wt%的清液；

S2）向浓缩脱水后的矿浆中加清水稀释，再调节稀释后的矿浆的pH值；

浓缩脱水处理后的矿浆中加水调浆至矿浆浓度为25～35wt%，同时加入工业级浓硫酸使矿浆pH值为6.5～7；

S3）将调节后的矿浆引入粗选浮选机组，按先后顺序依次加入抑制剂YN和浮选药剂进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；再向所述粗选尾矿中加入抑制剂YN和浮选药剂进行扫选，获得扫选中矿和最终尾矿；

所述抑制剂YN的各个组分的质量分数为水玻璃10～30wt%、六偏磷酸钠0.5～5wt%、羧甲基纤维素钠0.5～5wt%和水60～80wt%；

起泡剂为二号油或甲基异丁基甲醇；

S3.1)粗选：将调节后的矿浆引入粗选浮选机组，按先后顺序依次加入抑制剂YN、捕收剂丁基黄药和起泡剂，进行搅拌粗选，次数为2～3次，得到粗选精矿和粗选尾矿，粗选精矿经过二次精选得到硫精矿；

S3.2)扫选：向S3.1)所得到的粗选尾矿中再次加入矿泥抑制剂YN、捕收剂丁基黄药和起泡剂进行1～2次扫选，获得的泡沫产品为扫选中矿、槽内产品为最终尾矿；

所述含硫矿泥尾矿中硫回收率达94wt%以上，硫精矿品位达45wt%以上；所述最终尾矿的硫含量低于0.5%，能够用作建材原料。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述方法还包括S4）将扫选中矿集中返回粗选作业进行再选。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述S3.1）中具体工艺为：每次粗选作业中：抑制剂YN相对含硫矿泥尾矿的加入量为200～600g/t，捕收剂丁基黄药相对含硫矿泥尾矿的加入量为60～120g/t，起泡剂相对含硫矿泥尾矿的加入量为5～30g/t。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述S3.2）中具体工艺为：每次扫选作业中，抑制剂YN相对含硫矿泥尾矿的加入量为100～300g/t，捕收剂丁基黄药相对含硫矿泥尾矿的加入量为20～40g/t，起泡剂相对含硫矿泥尾矿的加入量为5～15g/t。

说明书：一种从含硫矿泥尾矿中回收微细粒硫铁矿的方法技术领域[0001] 本发明属于矿物加工工程技术领域，具体涉及一种从含硫矿泥尾矿中回收微细粒硫铁矿的方法。背景技术[0002] 对于脉石含量高尤其矿泥含量高的铜硫矿石的选别，往往采用优先浮选工艺，即在碱性条件下优先选铜，选铜尾矿经水力旋流器分级脱泥，旋流器沉砂进行选硫作业，旋流器溢流往往被作为矿泥尾矿直接排入尾矿库。实际上，这类矿泥尾矿中常常含有数量不等的微细粒硫铁矿，若不加以回收，一方面造成了资源的浪费，另一方面硫化铁矿物氧化往往产生酸水，易对环境造成严重污染。因此，有必要从含硫矿泥尾矿中回收微细粒硫铁矿，这既可提高矿山的经济效益，也可减少尾矿排放量，减轻环境污染，经济效益、环境效益显著。[0003] 这类含硫矿泥尾矿具有含泥量大，脉石矿物含量高，硫铁矿颗粒微细(?0.038mm粒级矿物占80～90wt％)等特点。由于微细粒矿物具有单颗粒质量小、比表面积大及表面能高，使其难以粘附于气泡表面等特点，导致其浮选效率低。浮选工艺的主要问题是尾矿中的微细粒矿物(被称为“矿泥”)会增加药剂消耗、易形成泥罩和降低回收率。一般在浮选之前通过脱泥工序来消除矿泥的影响。然而增加脱泥工序势必造成一部分微细粒硫铁矿的损失，降低金属回收率，且产生对环境有害的二次矿泥尾矿。因此，有必要开发流程简单、操作方便、指标较高、成本较低且对环境污染少的回收尾矿中有价金属的新工艺和新技术。发明内容[0004] 本发明的目的是针对现有技术中存在的上述问题，提供一种从含硫矿泥尾矿中高效回收微细粒硫铁矿的方法，无需脱泥便可有效回收含硫矿泥尾矿中的微细粒硫铁矿，获得高质量的硫精矿产品，并提高硫资源回收率。[0005] 本发明的目的通过以下技术方案实现：一种从含硫矿泥尾矿中回收微细粒硫铁矿的方法；该方法具体包括以下步骤：[0006] S1)将待处理的含硫矿泥尾矿矿浆先进行浓缩处理，再进行脱水处理，以提高矿浆浓度及脱除矿浆中残留的浮选药剂；[0007] S2)向浓缩脱水后的矿浆中加清水稀释，再调节稀释后的矿浆的pH值；[0008] S3)将调节后的矿浆引入粗选浮选机组，按先后顺序依次加入抑制剂YN和浮选药剂进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；再向所述粗选尾矿中加入抑制剂YN和浮选药剂进行扫选，获得扫选中矿和最终尾矿。[0009] 进一步，所述方法还包括S4)将扫选中矿集中返回粗选作业进行再选。[0010] 进一步，所述S1)中的含硫矿泥尾矿的浓度为8～15wt％，尾矿中含硫为3～10wt％，细度为?0.019mm粒级矿物占不低于80wt％。

[0011] 进一步，所述S1)的具体步骤为：将待处理的含硫矿泥尾矿矿浆先通过浓密机浓缩至矿浆浓度为18～25wt％，再通过卧式螺旋离心机在转速2770～2920r/min条件下进行浓缩，使矿浆的质量浓度达到50～60wt％。[0012] 进一步，所述S2)的具体步骤为：[0013] 向S1)浓缩处理后的矿浆中加清水调浆至矿浆浓度为25～35wt％，同时加入工业级浓硫酸使矿浆pH值为6.5～7。[0014] 进一步，所述S3)的具体步骤为：[0015] S3.1)粗选：将调节后的矿浆引入粗选浮选机组，按先后顺序依次加入矿泥抑制剂YN、捕收剂丁基黄药和起泡剂，进行搅拌粗选，次数为2～3次，获得的泡沫产品为粗选精矿、槽内产品为粗选尾矿，粗选精矿经过二次精选得到硫精矿；[0016] S3.2)扫选：向S3.1)所得到的粗选尾矿中再次加入矿泥抑制剂YN、捕收剂丁基黄药和起泡剂进行1～2次扫选，获得的泡沫产品为扫选中矿、槽内产品为最终尾矿。[0017] 进一步，所述S3.1)中具体工艺为：每次粗选作业中：抑制剂YN相对含硫矿泥尾矿的加入量为200～600g/t，捕收剂丁基黄药相对含硫矿泥尾矿的加入量为60～120g/t，起泡剂相对含硫矿泥尾矿的加入量为5～30g/t。[0018] 进一步，所述S3.2)中具体工艺为：每次扫选作业中，抑制剂YN相对含硫矿泥尾矿的加入量为100～300g/t，捕收剂丁基黄药相对含硫矿泥尾矿的加入量为20～40g/t，起泡剂相对含硫矿泥尾矿的加入量为5～15g/t。[0019] 进一步，所述抑制剂YN的各个组分的质量分数为水玻璃10～30wt％、六偏磷酸钠0.5～5wt％、羧甲基纤维素钠0.5～5wt％、水60～80wt％；

[0020] 所述起泡剂为二号油或甲基异丁基甲醇。[0021] 进一步，所述含硫矿泥尾矿中硫回收率达94wt％以上，硫精矿品位达45wt％以上；所述最终尾矿的硫含量低于0.5％，能够用作建材原料。

[0022] 本发明的有益效果：[0023] 1、针对含泥量大、微细粒矿物含量高且难以沉降浓缩的含硫矿泥尾矿，本发明采用“浓密机与卧螺离心机联合高效浓缩+全尾矿选硫”的工艺处理该尾矿，无需脱泥工序，即可获得优质的硫精矿产品，具有流程简单、操作方便、指标较高、易于工业化实施等优点。[0024] 2、本发明采用组合抑制剂YN可有效控制矿泥对浮选的有害影响。水玻璃是石英、硅酸盐、铝硅酸盐类等含硅矿物的抑制剂，且对矿泥有分散作用。六偏磷酸钠也能分散矿2+ 2+

泥，并与Ca 、Mg 及其他多金属离子生成络合物，从而使含这些离子的矿物得到抑制。羧甲基纤维素钠在选矿生产应用中一般作为含钙、镁硅酸盐矿物、粘土类泥质脉石等的有效絮凝剂，然而人们很少关注甚至有时忽视羧甲基纤维素钠的分散作用。本发明通过控制羧甲基纤维素钠的用量，充分发挥其分散作用，即主要利用它吸附在矿粒上产生的空间位阻效应、静电排斥作用及水化膜排斥作用，使矿泥呈现良好的分散状态。本发明所用的矿泥抑制剂YN由羧甲基纤维素钠与水玻璃、六偏磷酸钠按一定质量比例组合而成，其协同作用能力强、对矿泥的分散抑制作用优异、选择性作用理想，可大幅度提高各个浮选工序中目的矿物与非目的矿物的浮游性差异，从而有效控制矿泥对浮选的有害影响。

[0025] 3、本发明可实现含硫矿泥尾矿中微细粒硫铁矿的高效回收，硫回收率达94wt％以上，硫精矿品位达45wt％以上；同时选别硫铁矿之后的二次尾矿中硫含量低于0.5％，尾矿可用作建材原料，实现尾矿资源化利用。因此，本发明方法的经济效益、环境效益显著。附图说明[0026] 图1为本发明实一种从含硫矿泥尾矿中回收微细粒硫铁矿的方法的流程框图。[0027] 图2为本发明的实施例1的从含硫矿泥尾矿中回收微细粒硫铁矿的方法流程示意图。具体实施方式[0028] 下面结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。[0029] 如图1所示为本发明一种从含硫矿泥尾矿中回收微细粒硫铁矿的方法；该方法具体包括以下步骤：[0030] S1)将待处理的含硫矿泥尾矿矿浆先进行浓缩处理，再进行脱水处理，以提高矿浆浓度及脱除矿浆中残留的浮选药剂；[0031] S2)向浓缩脱水后的矿浆中加清水稀释，再调节稀释后的矿浆的pH值；[0032] S3)将调节后的矿浆引入粗选浮选机组，按先后顺序依次加入抑制剂YN和浮选药剂进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；再向所述粗选尾矿中加入抑制剂YN和浮选药剂进行扫选，获得扫选中矿和最终尾矿。[0033] 所述方法还包括S4)将扫选中矿集中返回粗选作业进行再选。[0034] 所述S1)中的含硫矿泥尾矿的浓度为8～15wt％，尾矿中含硫为3～10wt％，细度为?0.019mm粒级矿物占不低于80wt％。且含硫矿泥尾矿中主要金属矿物为黄铁矿，另有少量黄铜矿，脉石矿物主要为石英、长石、云母、高岭石和蒙脱石。[0035] 所述S1)的具体步骤为：将待处理的含硫矿泥尾矿矿浆先通过浓密机浓缩至矿浆浓度为18～25wt％，再通过卧式螺旋离心机在转速2770～2920r/min条件下进行浓缩，使矿浆的质量浓度达到50～60wt％。[0036] 所述S2)的具体步骤为：[0037] 向S1)浓缩处理后的矿浆中加清水调浆至矿浆浓度为25～35wt％，同时加入工业级浓硫酸使矿浆pH值为6.5～7。[0038] 所述S3)的具体步骤为：[0039] S3.1)粗选：将调节后的矿浆引入粗选浮选机组，按先后顺序依次加入抑制剂YN、捕收剂丁基黄药和起泡剂，进行搅拌粗选，次数为2～3次，获得的泡沫产品为粗选精矿、槽内产品为粗选尾矿，粗选精矿经过二次精选得到硫精矿；[0040] S3.2)扫选：向S3.1)所得到的粗选尾矿中再次加入矿泥抑制剂YN、捕收剂丁基黄药和起泡剂进行1～2次扫选，获得的泡沫产品为扫选中矿、槽内产品为最终尾矿。[0041] 所述S3.1)中具体工艺为：每次粗选作业中：抑制剂YN相对含硫矿泥尾矿的加入量为200～600g/t，捕收剂丁基黄药相对含硫矿泥尾矿的加入量为60～120g/t，起泡剂相对含硫矿泥尾矿的加入量为5～30g/t。[0042] 所述S3.2)中具体工艺为：每次扫选作业中，抑制剂YN相对含硫矿泥尾矿的加入量为100～300g/t，捕收剂丁基黄药相对含硫矿泥尾矿的加入量为20～40g/t，起泡剂相对含硫矿泥尾矿的加入量为5～15g/t。[0043] 所述抑制剂YN的各个组分的质量分数为水玻璃10～30wt％、六偏磷酸钠0.5～5wt％、羧甲基纤维素钠0.5～5wt％、水60～80wt％；

[0044] 所述起泡剂为二号油或甲基异丁基甲醇。[0045] 所述含硫矿泥尾矿中硫回收率达94wt％以上，硫精矿品位达45wt％以上；所述最终尾矿的硫含量低于0.5％，能够用作建材原料。[0046] 实施例1：[0047] 如图2所示，本实施例的含硫矿泥尾矿含硫7.42wt％，细度为?0.019mm粒级矿物占80wt％。其中，主要金属矿物为黄铁矿，另有少量黄铜矿，脉石矿物主要为石英、长石、云母、高岭石和蒙脱石。

[0048] (1)浓缩脱水：将含硫7.42wt％、浓度为10wt％、细度为?0.019mm粒级矿物占80wt％的含硫矿泥尾矿矿浆先通过浓密机浓缩至矿浆浓度为22wt％，再通过卧式螺旋离心机在转速2770r/min条件下进行浓缩，使矿浆的质量浓度达到50wt％，脱除水分以及矿浆中残留的浮选药剂；

[0049] (2)调浆搅拌：向浓缩处理后的矿浆中加水调浆至矿浆浓度为30wt％，并在搅拌桶中加浓硫酸300g/t给矿，搅拌3min，使矿浆pH值为7；[0050] (3)粗选作业：将步骤(2)处理后的矿浆引入粗选浮选机组，先依次加入矿泥抑制剂YN600g/t给矿、捕收剂丁基黄药110g/t给矿、起泡剂2号油20g/t给矿进行第一次粗选，然后再加入矿泥抑制剂YN300g/t给矿、捕收剂丁基黄药60g/t给矿、起泡剂2号油5g/t给矿进行第二次粗选，两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿、槽内产品为粗选尾矿；[0051] (4)扫选作业：向步骤(3)所得到的粗选尾矿中，加入矿泥抑制剂YN100g/t给矿、丁基黄药40g/t给矿、2号油5g/t给矿进行第一次扫选，然后再加入丁基黄药20g/t给矿进行第二次扫选，两次扫选获得的泡沫产品合并为扫选中矿，扫选中矿返回上一级粗选作业再选，槽内产品为含硫0.45％的最终尾矿，该尾矿可用作建材原料；[0052] (5)精选作业：将步骤(3)所得到的粗选精矿进行2次精选作业。每次作业的槽内产品分别返回上一级作业再选，泡沫产品进入下一步选别，经第二次精选后获得的泡沫产品为硫精矿。硫精矿中硫品位为45.1wt％，硫回收率为94.9wt％。[0053] 所述抑制剂YN按质量分数包括有水玻璃20wt％、六偏磷酸钠1wt％、羧甲基纤维素钠1wt％、水78wt％。将上述组分按比例混合后在40℃下搅拌30分钟后，冷却至25℃即得到抑制剂YN。[0054] 实施例2：[0055] 本实施例的含硫矿泥尾矿含硫5.89wt％，细度为?0.019mm粒级矿物占82wt％。其中，主要金属矿物为黄铁矿，另有少量黄铜矿，脉石矿物主要为石英、长石、云母、高岭石和蒙脱石。[0056] (1)浓缩脱水：将含硫5.89wt％、浓度为8wt％、细度为?0.019mm粒级矿物占90wt％的含硫矿泥尾矿矿浆先通过浓密机浓缩至矿浆浓度为18wt％，再通过卧式螺旋离心机在转速2920r/min条件下进行浓缩，矿浆的质量浓度达到55wt％，脱除水分以及矿浆中残留的浮选药剂；[0057] (2)调浆搅拌：向浓缩处理后的矿浆中加水调浆至矿浆浓度为25wt％，并在搅拌桶中加浓硫酸300g/t给矿，搅拌3min，使矿浆pH值为6.5；[0058] (3)粗选作业：将步骤(2)处理后的矿浆引入粗选浮选机组，先依次加入矿泥抑制剂YN600g/t给矿、捕收剂丁基黄药90g/t给矿、起泡剂2号油15g/t给矿进行第一次粗选，然后再加入矿泥抑制剂YN400g/t给矿、捕收剂丁基黄药60g/t给矿、起泡剂2号油5g/t给矿进行第二次粗选，两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿、槽内产品为粗选尾矿；[0059] (4)扫选作业：向步骤(3)所得到的粗选尾矿中，加入矿泥抑制剂YN300g/t给矿、丁基黄药30g/t给矿、2号油5g/t给矿进行第一次扫选，然后再加入丁基黄药20g/t给矿进行第二次扫选，两次扫选获得的泡沫产品合并为扫选中矿，扫选中矿返回上一级粗选作业再选，槽内产品为含硫0.33％的最终尾矿，该尾矿可用作建材原料；[0060] (5)精选作业：将步骤(3)所得到的粗选精矿进行2次精选作业。每次作业的槽内产品分别返回上一级作业再选，泡沫产品进入下一步选别，经第二次精选后获得的泡沫产品为硫精矿。硫精矿中硫品位为45wt％，硫回收率为95.1wt％。[0061] 所述抑制剂YN按质量分数包括有水玻璃30wt％、六偏磷酸钠0.5wt％、羧甲基纤维素钠1wt％、水68.5wt％。将上述组分按比例混合后在40℃下搅拌30分钟后，冷却至25℃即得到抑制剂YN。[0062] 实施例3：[0063] 本实施例的含硫矿泥尾矿含硫8.51wt％，细度为?0.019mm粒级矿物占83wt％。其中，主要金属矿物为黄铁矿，另有少量黄铜矿，脉石矿物主要为石英、长石、云母、高岭石和蒙脱石。[0064] (1)浓缩脱水：将含硫8.51wt％、浓度为12wt％、细度为?0.019mm粒级矿物占83wt％的含硫矿泥尾矿矿浆先通过浓密机浓缩至矿浆浓度25wt％，再通过卧式螺旋离心机在转速2870r/min条件下进行浓缩，矿浆的质量浓度达到52wt％，脱除水分以及矿浆中残留的浮选药剂；

[0065] (2)调浆搅拌：向浓缩处理后的矿浆中加水调浆至矿浆浓度为35wt％，并在搅拌桶中加浓硫酸500g/t给矿，搅拌3min，使矿浆pH值为7；[0066] (3)粗选作业：将步骤(2)处理后的矿浆引入粗选浮选机组，先依次加入矿泥抑制剂YN500g/t给矿、捕收剂丁基黄药120g/t给矿、起泡剂2号油25g/t给矿进行第一次粗选，然后再加入矿泥抑制剂YN300g/t给矿、捕收剂丁基黄药60g/t给矿、起泡剂2号油10g/t给矿进行第二次粗选，两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿、槽内产品为粗选尾矿；[0067] (4)扫选作业：向步骤(3)所得到的粗选尾矿中，加入矿泥抑制剂YN200g/t给矿、丁基黄药40g/t给矿、2号油10g/t给矿进行第一次扫选，然后再加入丁基黄药20g/t给矿进行第二次扫选，两次扫选获得的泡沫产品合并为扫选中矿，扫选中矿返回上一级粗选作业再选，槽内产品为含硫0.43％的最终尾矿，该尾矿可用作建材原料；[0068] (5)精选作业：将步骤(3)所得到的粗选精矿进行2次精选作业。每次作业的槽内产品分别返回上一级作业再选，泡沫产品进入下一步选别，经第二次精选后获得的泡沫产品为硫精矿。硫精矿中硫品位为46.2wt％，硫回收率为95.8wt％。[0069] 所述抑制剂YN按质量分数包括有水玻璃20wt％、六偏磷酸钠1wt％、羧甲基纤维素钠1wt％、水78wt％。将上述组分按比例混合后在40℃下搅拌30分钟后，冷却至25℃即得到抑制剂YN。[0070] 上述实施例仅为本发明较好的实施方式，本发明不能一一列举出全部的实施方式，但本发明的保护范围并不局限于上面揭示和描述的具体实施方式。任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。