一种含钙镁脉石矿物的选矿工艺的制作方法
【专利摘要】本发明公开一种含钙镁脉石矿物的选矿工艺，属于矿物加工【技术领域】。本发明将所要处理矿物经破碎、磨矿后通入C02混合气体，将矿浆中游离的Ca2+、Mg2+等金属阳离子转化为难溶性的盐，从而降低了矿浆中游离的Ca2+、Mg2+的浓度，然后进行常规浮选后得最终精矿产品。本发明所述选矿工艺节约了选矿中的药剂用量，消除了0『和Ca2+、Mg2+对硫化铁矿物产生的抑制作用，节约了选矿中的药剂用量，降低了Ca2+、Mg2+对石英等脉石矿物的活化，此外，0)2在矿浆中生成的C032_、HC032_还对硫化铁矿物的浮选有活化作用，提高了选矿广品指标。
【专利说明】一种含钙镁脉石矿物的选矿工艺
【技术领域】
[0001]本发明涉及一种含钙镁脉石矿物的选矿工艺，属于矿物加工【技术领域】。
【背景技术】
[0002]在我国各种硫化矿中，矿石中常常含有方解石(CaC03)、白云石(CaMg (CO3)2)等含Ca、Mg的脉石矿物，由于脉石矿物的溶解、离子的优先解离以及矿浆中各种离子的水解，使得矿浆中溶解有较多的矿物晶格离子，如Ca2+、Mg2+等。且选矿废水经过浓密机浓缩后，Ca2+、Mg2+的浓度会更加高，而选矿水经多次循环后，作业用水中Ca2+、Mg2+则达到更高的浓度。这些金属阳离子会消耗大量的阴离子捕收剂，从而增加药耗，且Ca2+、Mg2+对石英有一定的活化作用，因此对浮选过程产生较大的影响。
[0003]目前国内外对含钙镁脉石矿物的矿石常采用浮选过程中加药进行抑制。对钙镁脉石矿物的抑制剂有水玻璃、羧甲基纤维素(CMC)、六偏磷酸钠等。水玻璃对石英、硅酸盐及铝硅酸盐矿物有良好的抑制作用，生产中常用水玻璃抑制方解石，此外水玻璃对矿泥有一定分散作用。但水玻璃用量较大时对硫化矿物也有抑制作用，且会使精矿过滤较为困难，生产过程中需要对水玻璃用量严格控制。羧甲基纤维素是含钙镁碳酸盐脉石矿物的有效抑制剂及矿泥的絮凝剂，但羧甲基纤维素对方铅矿有较强的抑制作用，且它对铜矿物的可浮性有较大的影响，在硫化矿浮选过程中需要慎重使用。六偏磷酸钠是方解石、白云石的有效抑制齐U，对硬水有软化作用，且对矿泥有分散作用。但六偏磷酸钠有吸湿性，在空气中容易潮解，逐渐变成焦磷酸钠，直至最后变为正磷酸钠，使得其抑制力逐渐下降，因此在选矿厂使用六偏磷酸钠时，必须现配现用，而需要长时间搅拌的浮选作业，需慎重使用。
[0004]鉴于以上原因，本发明提供一种新的选矿工艺:利用一定浓度的CO2混合气体，通入矿浆使得Ca2+、Mg2+变为沉淀，从而达到减少Ca2+、Mg2+及游离CaO和MgO的影响，提高选矿指标。
【发明内容】
[0005]为解决硫化矿分选过程中脉石矿物尤其是钙镁矿物的影响，消除矿浆中游离的Ca2+、Mg2+，降低药剂用量等问题，本发明提供一种简单有效的选矿方法。
[0006]本发明的目的在于提供一种含钙镁脉石矿物的选矿工艺，具体包括以下步骤:
(1)取矿样经破碎磨矿至单体解离；
(2)调节浮选矿浆浓度，依次加入捕收剂、调整剂、起泡剂，然后将含CO2的混合气体通入浮选机内，进行常规浮选，经多次精选和扫选后得到最终精矿产品。
[0007]所述步骤(I)中磨矿时间为5?15min。
[0008]所述步骤(2)中混合气体中CO2的体积百分比浓度大于等于10%。
[0009]所述步骤(2)中调节浮选矿浆浓度，粗选作业矿浆浓度质量百分数为25?30%，精选作业矿浆浓度质量百分数为1(Γ30%，所述捕收剂、调整剂、起泡剂为常规浮选药剂。
[0010]所述步骤(2)中矿浆充气时间为I?8min。
[0011]在我国各种硫化矿中，矿石中常常含有方解石(CaCO3)、白云石(CaMg (CO3) 2)等含Ca、Mg的脉石矿物，由于脉石矿物的溶解、离子的优先解离以及矿浆中各种离子的水解，使得矿浆中溶解有较多的矿物晶格离子，如Ca2+、Mg2+等，这些金属阳离子会消耗大量的阴离子捕收剂，从而增加药耗，且Ca2+、Mg2+对石英有一定的活化作用，因此对浮选过程产生较大的影响。
[0012]本发明的原理为:将矿浆中游离的Ca2+、Mg2+等金属阳离子转化为难溶性的盐，从而降低了矿浆中游离的Ca2+、Mg2+的浓度；根据浮选溶液化学，混合气体通入矿浆后，酸性气体CO2使矿浆开始酸化，pH值持续降低，矿浆中CO/—的含量不断升高，达到沉淀临界浓度时，结合Ca2+和Mg2+从溶液中以碳酸盐沉淀的形式析出，矿浆中由于存在多种盐，从而使得Ca2+、Mg2+和CO广、HCO3^的活度增大，Ca2+、Mg2+以碳酸盐沉淀形式得以消除，消除了 Ca2+、Mg2+对硫化矿物产生的抑制作用，节约了选矿中的药剂用量，并降低了 Ca2+、Mg2+对石英等脉石矿物的活化，同时，CO2在矿浆中生成的CO广、HC03_还对硫化铁矿物的浮选有活化作用，从而提闻了选矿广品指标。
[0013]本发明的有益效果为:
(O消除了矿浆中游离的Ca2+、Mg2+和其氧化物对硫化矿物的抑制作用；
(2)降低了选矿过程中的药剂消耗，优化了浮选过程中的选矿条件；
(3)降低了Ca2+、Mg2+对石英等脉石矿物的活化；
(4)CO2在矿浆中生成的CO广、HC03_还对硫化铁矿物的浮选有活化作用。
【具体实施方式】
[0014]下面结合【具体实施方式】对本发明做进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。
[0015]实施例1
对江西某硫化铜铜矿矿样(原矿Cu品位为0.78%，Fe品位为14.60%，脉石矿物CaO含量为16.21%, MgO含量为5.78%)进行选矿，具体包括以下步骤:
(1)取500g矿样,经破碎后进行一段磨矿,磨矿时间为1min;
(2)选别作业采用阶段磨矿，阶段选别，中矿单独处理的原则流程，浮选采用铜硫混合浮选，然后抑硫浮铜的浮选工艺流程，原矿经一段磨矿后进入浮选机，调节浮选矿浆浓度为30%，进行铜硫混合浮选，混合浮选粗选阶段药剂制度为捕收剂丁基黄药40g/t、丁胺黑药20g/t，起泡剂松醇油20g/t，以50L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为10%)通入矿浆中，进行充气浮选，充气时间为Imin ;铜硫混合浮选采用一粗二精二扫流程，精选矿浆浓度为10%，精选尾矿和扫选精矿合并为中矿单独处理，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半，精选作业不加药剂；
(3)铜硫混合精矿采用抑硫浮铜流程，铜硫分离浮选粗选阶段药剂制度为调整剂石灰1000g/t，捕收剂丁基黄药30g/t、丁胺黑药20g/t，起泡剂松醇油20g/t，以50L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为10%)通入矿浆中，进行充气浮选；铜硫分离浮选采用一粗一精一扫流程，扫选所用药剂与粗选相同，用量减半；
(4)混合浮选中矿再磨,磨矿时间为3min,中矿浮选采用抑硫浮铜,所用药剂制度为调整剂石灰600g/t，捕收剂丁基黄药20g/t，起泡剂松醇油15g/t，以50L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为10%)通入矿浆中，进行充气浮选，充气时间为Imin;中矿浮选采用一粗二精二扫，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半，中矿浮选精矿与铜硫分离浮选铜精矿合并作为最终铜精矿。
[0016]最终本次试验得到Cu精矿品位为21.38%、回收率为88.72% ;硫精矿Fe品位47.34%，回收率78.12%。相对于不用CO2进行充气浮选流程(其余步骤与实施例1相同)，Cu品位提闻了 0.87%,回收率增加了 3.22% ；Fe品位提闻了 4.58%,回收率提闻了 11.46%,试验取得了良好效果，且本实验中省去了分散剂水玻璃，节约了选矿成本，提高了最终精矿指标。
[0017]实施例2
对贵州某铅锌矿矿样(原矿Pb品位为5.27%，Zn品位为11.34%，Fe品位13.38%，脉石矿物中CaO含量为10.21%, MgO含量为6.78%)进行选矿，具体包括以下步骤:
(1)取500g矿样，经破碎后进行磨矿，磨矿8min至单体解离；
(2)选别流程采用铅锌硫混合浮选，然后抑锌浮铅，尾矿抑硫浮锌，原矿经磨矿后进入浮选机，调节浮选矿浆浓度为30%，铅锌硫混合浮选药剂制度为活化剂CuS04100g/t，捕收剂异戊基黄药150g/t、丁胺黑药50g/t，起泡剂松醇油30g/t，以60L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为15%)通入矿浆中，进行浮选；混合浮选采用一粗三扫浮选流程，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半，混合浮选精矿加200g/t Na2S和100g/t活性炭，并进行搅拌浓缩后脱药，脱药后混合精矿进行分离浮选；
(3)分离浮选采用抑锌浮铅，铅粗选药剂制度为调整剂石灰3000g/t、硫酸锌500g/t，捕收剂为乙硫氮100g/t，起泡剂松醇油20g/t，以60L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为15%)通入矿浆中，进行充气浮选，铅锌分离浮选采用一粗三精二扫，精选矿浆浓度为15%，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半，精选作业不加药剂；
(4)分离浮选尾矿进行锌硫分离，采用抑硫浮锌，调节粗选矿浆浓度为30%，锌粗选药剂制度为调整剂石灰4000g/t、CuS04150g/t，捕收剂丁基黄药150g/t、异戊基黄药100g/t，起泡剂松醇油15g/t，以60L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为15%)通入矿浆中，进行充气浮选，其中充气时间为3min ;锌硫分离采用一粗三精三扫，精选矿浆浓度为15%，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半，精选作业不加药剂。
[0018]最终本次实验得到Pb精矿Pb品位64.67%、回收率82.13% ;Zn精矿品位50.22%、回收率90.45% ;硫精矿Fe品位46.53、回收率为78.44%。试验取得较好效果，相对于不用CO2进行充气浮选流程(其余步骤与实施例2相同)，Pb品位提高了 1.03%、回收率增加了 2.54% ；Zn精矿品位提高了 0.59%、回收率增加了 1.17% ;硫精矿Fe品位提高了 3.88%、回收率增加了 5.35%。
[0019]实施例3
对四川某铅锌矿矿样(原矿Pb品位为3.38%，Zn品位为5.44%, Fe品位为12.35%，脉石矿物CaO含量为13.41%，MgO含量为4.55%)进行选矿，具体包括以下步骤:
(1)取500g矿样,经破碎后进行一段磨矿,磨矿时间为5min；
(2)选别流程采用阶段磨矿，阶段选别，铅锌硫混合浮选，混合浮选精矿再磨后进行分离浮选，调节浮选矿浆浓度为30%，采用抑锌浮铅流程，铅锌硫混合浮选药剂制度为调整剂CuSO4 50g/t，分散剂水玻璃500g/t，捕收剂乙基黄药200g/t、丁基黄药150g/t，起泡剂松醇油30g/t，以80L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为20%)通入矿浆中，进行浮选，充气时间为6min ;混合浮选采用一粗两扫浮选流程，扫选除水玻璃不用外，其他所用药剂与粗选相同，用量依次减半。
[0020](3)混合浮选精矿进再磨机再磨，磨矿4min后进行浮选，调节浮选矿浆浓度为30%，分离浮选采用抑锌浮铅，所用药剂制度调整剂石灰5000g/t、硫酸锌800g/t、亚硫酸钠800g/t，捕收剂乙硫氮100g/t，起泡剂松醇油20g/t，以80L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为20%)通入矿浆中，进行充气浮选，铅锌分离浮选采用一粗四精两扫，精选矿浆浓度为18%，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半，精选不加药剂；
(4)铅锌分离浮选尾矿进行锌硫分离，采用抑硫浮锌。锌硫分离药剂制度为调整剂石灰3000g/t、CuSO4 100g/t，捕收剂乙基黄药 200g/t、丁基黄药 150g/t，起泡剂 15g/t，以 80L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为20%)通入矿浆中，进行充气浮选。锌硫分离采用一粗三精三扫，尾矿作为硫精矿；
最终本实验得到Pb精矿Pb品位为65.28%、回收率80.47% ；Zn精矿品位为52.65%、回收率为88.21% ;硫精矿Fe品位为47.88%、回收率为70.15%。相对于不用CO2进行充气浮选流程(其余步骤与实施例3相同)，本实验Pb品位提高1.47%、回收率增加2.83% ；Zn品位提高0.86%、回收率增加1.33% ；Fe品位提高3.46%、回收率增加5.78%。试样由于含泥量大，对选别指标有很大影响，通过通入CO2，免去了试验脱泥过程，并使试验中水玻璃用量降低了 500g/t，简化了试验流程，提高了分选指标，节约了选矿成本。
[0021]实施例4
本实施例以云南香格里拉某硫化铜铅锌矿为矿样(原矿原矿Cu品位为0.56%，Pb品位为7.45%，Zn品位为13.42%，Fe品位为15.33%，脉石矿物CaO含量为8.35%，MgO含量为
2.56%)进行选矿，具体包括以下步骤:
(1)取500g矿样,经破碎后磨矿至单体解离,磨矿时间为15min；
(2)浮选采用铜铅混选、然后选锌和铜铅混合精矿分离的工艺流程，调节浮选矿浆浓度为30%，铜铅混合浮选的粗选阶段药剂制度为调整剂石灰3000g/t、Na2SO3 1000g/t、ZnSO41500g/t，捕收剂乙基黄药100g/t、丁胺黑药50g/t，起泡剂松醇油20g/t ;以100L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为25%)通入矿浆中，进行充气浮选，充气时间为8min。铜铅混合浮选采用一粗二精二扫，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；调节精选矿浆浓度为15%，精选作业不加药剂，铜铅混合浮选的尾矿加调整剂石灰3000g/t、CuSO4 200g/t，捕收剂乙基黄药50g/t，起泡剂松醇油10g/t ;以100L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为25%)通入矿浆中；锌浮选采用一粗两精两扫，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选不加药剂；
(3)铜铅混合精矿分离采用抑铅浮铜，混合精矿先加入100g/t的活性炭并搅拌5min脱药，然后加入混合调整剂石灰500g/t、ZnSO4 100g/t和NaCN 15g/t，捕收剂乙基黄药50g/t，起泡剂松醇油10g/t ;以100L/min的流量将CO2和空气的混合气体(CO2体积百分比浓度为25%)通入矿浆中，进行充气浮选，铜铅分离浮选采用一粗一精一扫，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选不加药剂，扫选尾矿为最终铅精矿。
[0022]本实施例得到Pb精矿中Pb品位为71.56%，回收率为88.14% ；Zn精矿中Zn品位为56.45%，回收率为78.52% ；Cu精矿中Cu的品位为22.31%，回收率为70.63%。相对于不用CO2进行充气浮选流程(其余步骤与实施例4相同)，Pb精矿中Pb品位提高了 1.35%，回收率增加了 3.21% ;Zn精矿中Zn品位提高了 2.44%，回收率增加了 4.33% ;Cu精矿中Cu品位提高了 1.02%，回收率增加了 2.35%，本实施例取得了较好的试验指标。
【权利要求】
1.一种含钙镁脉石矿物的选矿工艺，其特征在于，具体包括以下步骤: (1)取矿样经破碎磨矿至单体解离； (2)调节浮选矿浆浓度，依次加入捕收剂、调整剂、起泡剂，然后将含CO2的混合气体通入浮选机内，进行常规浮选，经多次精选和扫选后得到最终精矿产品。
2.根据权利要求1所述含钙镁脉石矿物的选矿工艺，其特征在于:步骤(I)中所述磨矿时间为5?15min。
3.根据权利要求1所述含钙镁脉石矿物的选矿工艺，其特征在于:步骤(2)中所述混合气体中CO2的体积百分比浓度大于等于10%。
4.根据权利要求1所述含钙镁脉石矿物的选矿工艺，其特征在于:步骤(2)中所述捕收齐U、调整剂、起泡剂为常规浮选药剂。
5.根据权利要求1所述含钙镁脉石矿物的选矿工艺，其特征在于:步骤(2)中所述矿浆充气时间为I?8min。
【文档编号】B03D1/02GK104209192SQ201410352401
【公开日】2014年12月17日 申请日期:2014年7月24日 优先权日:2014年7月24日
【发明者】冉金城, 刘全军, 张治国, 邓荣东 申请人:昆明理工大学