一种通过梯级浮选工艺来分离铁闪锌矿与磁黄铁矿的方法与流程

1.本发明涉及矿物加工领域，具体涉及一种通过梯级浮选工艺来分离铁闪锌矿与磁黄铁矿的方法，特别适合处理磁黄铁矿矿物含量占待处理物料中总矿物含量的35％～65％的铁闪锌矿与磁黄铁矿混合物料的分选。


背景技术：

2.铁闪锌矿由于其闪锌矿晶格中的部分zn原子被fe
3+
类质同象态取代，降低了闪锌矿晶格空穴密度，致使铁闪锌矿相比于闪锌矿其可浮性降低，磁性随铁原子的增多而增大，而铁闪锌矿与磁黄铁矿共生的矿床必然存在着两种矿物可浮性接近，磁性差异性小，而自然界中的磁黄铁矿fe分子式为fe
1-x
s，0《x《0.233，当x趋向于0时，磁黄铁矿磁性最高，可浮性最好，当x趋向于0.233时，磁黄铁矿磁性最弱，可浮性明显降低，但对矿浆中的cu
2+
吸附能力最强，吸附反应后其可浮性优于较闪锌矿，所以导致在处理磁黄铁矿与铁闪锌矿混合物料时，且磁黄铁矿含量占总矿物量35％～65％的情况下，锌浮选加入硫酸铜后，其活化顺序为优先活化磁黄铁矿，再活化铁闪锌矿，致使硫酸铜实际用量极高(》1000g/t)，且被活化的磁黄铁矿极难被石灰、腐殖酸钠等抑制剂抑制，导致铁闪锌矿与磁黄铁矿分离难度极大，锌精矿品位低，往往产出的锌精矿含zn《20％，选别指标不理想。为了提高此类矿石中铁闪锌矿与磁黄铁矿的分离效率，现阶段多采用深度解离-强抑制剂的方法实现对磁黄铁矿的强烈抑制，专利cn201710631148.9提供了一种铁闪锌矿与磁黄铁矿混合精矿再磨-深度抑制的方法，该方法一定程度上解决了分离难度大、分离精度低的问题，但该方法需对混合精矿进行再磨处理，再磨能耗高，新抑制剂为非常规选矿用药剂，难以实现广泛的推广。专利cn202010348276.4提供了一种磁-浮联合工艺处理铁闪锌矿-磁黄铁矿的混合物料的方法，该方法通过加入磁选对锌粗尾矿进行处理，脱除部分磁性较高的磁黄铁矿，该方法一定程度上避免了少量的磁性好、可浮性好的磁黄铁矿(x趋向于0)对锌精矿品质的干扰，但该方法仅适用于磁黄铁矿分子式x值波动性较小，且物料中仅存在着单一的磁性好、可浮性好的磁黄铁矿，当处理x值波动大，存在部分磁性弱、但易被硫酸铜活化的磁黄铁矿时，该方法不一定完全适用。
3.此外，由于含磁黄铁矿及铁闪锌矿的物料主要为硫化铅锌矿石经过优先浮选铅后的尾矿，在铅优先浮选过程中，为了实现合格的铅精矿的产出，需加入磁黄铁矿、铁闪锌矿的抑制剂，常规选矿工艺对铅尾矿进行磁选脱除部分磁性较好的磁黄铁矿后在加入磁黄铁矿抑制剂、铁闪锌矿活化剂(硫酸铜)，由于大部分含磁黄铁矿及铁闪锌矿的物料中磁黄铁矿矿物量远多于铁闪锌矿，而磁黄铁矿对硫酸铜也有明显的活化作用，其会于硫酸铜发生一定程度的竞争吸附，所以导致为了实现铁闪锌矿的充分活化，硫酸铜的实际用量极高，甚至达到了1000g/t～2000g/t，被硫酸铜活化的磁黄铁矿可浮性极好，致使用于抑制被硫酸铜活化的磁黄铁矿的药剂成本极高。
4.所以为了进一步提高含磁黄铁矿、铁闪锌矿的矿山的资源利用率，降低磁黄铁矿与铁闪锌矿的分离难度，提高铁闪锌矿与磁黄铁矿的分离效率，减低磁黄铁矿与铁闪锌矿
分离过程中的药剂成本，通过基于磁黄铁矿fe
1-x
s中x值波动致使不同分子式的磁黄铁矿浮游活性的阶梯变化，开发新的铁闪锌矿与磁黄铁矿的分离工艺十分必要。


技术实现要素：

5.针对现有技术的不足，本发明目的在于提供通过梯级浮选工艺来分离铁闪锌矿与磁黄铁矿的方法，基于不同x值的磁黄铁矿fe
1-x
s浮游活性的差异，通过梯级活化-梯级浮选，实现部分被优先活化的磁黄铁矿优浮快浮，同时为后续提高分离效率、锌浮选降低硫酸铜用量奠定良好的条件，实现了铁闪锌矿与磁黄铁矿分离难度的大幅降低，为实现这一目标，本发明的技术方案如下：
6.一种通过梯级浮选工艺来分离铁闪锌矿与磁黄铁矿的方法，包括了以下步骤：
7.s1、将含铁闪锌矿和磁黄铁矿的物料输送至调浆搅拌桶中进行搅拌调浆，调浆过程中通过浓缩或加入清水稀释的方式调整至矿浆质量百分浓度为40％～45％，如待处理原料物料浓度高于45％，通过加入一定质量的清水稀释物料至质量浓度为45％，如待处理原料物料浓度低于40％，可通过沉降浓密的方式去除一定质量的澄清液，浓缩至矿浆质量百分浓度为40％～45％后，用于下一步作业处理；
8.s2、对步骤s1中产出的待处理的物料加入醇类起泡剂，并输送至浮选机中充气浮选，浮选次数为一次粗选，产出第一级浮选泡沫精矿和第一级浮选尾矿；
9.s3、对步骤s2产出的第一级浮选尾矿加入活化剂1和醇类起泡剂后充气浮选，浮选次数为一次粗选作业，得到第二级浮选泡沫精矿和第二级浮选尾矿；
10.s4、对步骤s3产出的第二级浮选尾矿加入活化剂2、捕收剂1、醇类起泡剂后充气浮选，浮选次数为一次粗选作业，得到第三级浮选泡沫精矿和第三级浮选尾矿；
11.s5、在步骤s4所得的第三浮选尾矿中依次加入磁黄铁矿抑制剂、活化剂3、捕收剂2、醇类起泡剂后充气浮选，浮选次数为一次粗选作业，粗选作业得到泡沫精矿1和槽底尾矿，泡沫精矿1再加入磁黄铁矿抑制剂进行精选作业，精选1～2次后的最终泡沫精矿为锌精矿，精选尾矿与步骤s2所得的第二级泡沫精矿合并返回至步骤s5中的粗选作业，槽底尾矿加入捕收剂2进行2次扫选作业，第一次扫选得到的扫选精矿1与精选尾矿合并返回至步骤s5中的粗选作业，第二次扫选所得的扫选精矿2与步骤s4所得的第三级浮选泡沫精矿合并返回至第一次扫选作业中，形成完整的闭路循环作业，第二次扫选的槽底尾矿为最终尾矿；
12.优选的，所述的步骤s1中所述的含铁闪锌矿和磁黄铁矿物料为含铁闪锌矿、磁黄铁矿原矿矿石经破碎、磨矿至74μm占85％～90％。
13.优选的，所述的步骤s1中所述的第一级浮选泡沫精矿含zn《0.1％，含s》37％，可直接作为硫精矿产品。
14.优选的，步骤s1中所述的含铁闪锌矿和磁黄铁矿物料中锌的质量百分数含量为1.6％～3.45％，所述的含铁闪锌矿和磁黄铁矿物料中的主要硫化矿物组成种类为磁黄铁矿，其次为铁闪锌矿，磁黄铁矿矿物含量占待处理物料中总矿物含量的50％～59.28％，铁闪锌矿含量占待处理物料中总矿物含量的2.43％～5.30％，常规选矿工艺处理此类含铁闪锌矿和磁黄铁矿物料分离难度大，分离效率低。
15.优选的，在步骤s2中，醇类起泡剂为乙醇醚或甲基异丁基甲醇其中的一种，用量为5g/t～10g/t，通过直接充气浮选实现部分可浮性极好的磁黄铁矿快速上浮(x值无限趋向
于0)，由于没有加入任何铁闪锌矿的起泡剂或捕收剂，步骤s2中，上浮产出的第一级泡沫精矿含zn《0.1％，含fe》59％，满足了铁精矿销售要求；
16.优选的，在步骤s3中加入的醇类起泡剂为乙醇醚或甲基异丁基甲醇其中的一种，用量为20g/t～30g/t，加入的活化剂1为草酸或柠檬酸中的一种，用量为100g/t～150g/t；
17.优选的，在步骤s3中通过使用活化剂1可实现部分可浮性较好的磁黄铁矿(x值介于0～0.08之间)的表面充分活化，活化后的磁黄铁矿可浮性接近步骤s1中上浮的第一级泡沫精矿，通过加入起泡剂即可实现该部分磁黄铁矿上浮；
18.优选的，在步骤s3中产出的第二级浮选泡沫精矿含fe》55％，其zn含量视处理物料含zn有一定范围的波动，当原物料含zn》3％时，产出的第二级浮选泡沫精矿含zn》0.5％，当原矿物料含zn《3％时，产出的第二级浮选泡沫精矿含zn《0.5％，可直接与步骤s2中的第一级浮选泡沫精矿合并；当步骤s3中产出的第二级浮选泡沫精矿含zn》0.5％时，第二级浮选泡沫精矿与精选尾矿合并，同时步骤s4产出的第三级浮选泡沫精矿与步骤s5产出的扫选精矿合并，如此形成完成的浮选闭路流程，实现铁闪锌矿与磁黄铁矿的完全分离；
19.优选的，在步骤s4中加入的醇类起泡剂为乙醇醚或甲基异丁基甲醇其中的一种，用量为40g/t～50g/t，在步骤s4中加入的捕收剂1为乙基钠黄药，用量为10g/t～20g/t，在步骤s4中加入的活化剂2为feso4，用量为100g/t～200g/t；
20.优选的，在步骤s4中通过活化剂2可实现可浮性较弱的磁黄铁矿(x值介于0.08～0.200之间)的表面充分活化，活化后的磁黄铁矿可浮性接近步骤s2中上浮的第二级泡沫精矿，通过补充少量的选择性好的乙基钠黄药和起泡剂即可实现该部分磁黄铁矿的上浮。
21.优选的，在步骤s5中加入的醇类起泡剂为乙醇醚或甲基异丁基甲醇其中的一种，用量为10g/t～15g/t，在步骤s5中所述的活化剂3为硫酸铜，用量为80g/t～120g/t，在步骤s5中所述的磁黄铁矿抑制剂为石灰，粗选用量为250g/t～300g/t，精选用量为150g/t，在步骤s5中所述的捕收剂2为丁基钠黄药或戊基钾黄药中的一种，粗选用量为60g/t～80g/t，扫选用量为10g/t～20g/t；
22.优选的，在步骤s5中加入活化剂3为硫酸铜，由于通过步骤s2、s3、s4实现了大部分可浮性好的磁黄铁矿梯级上浮去除，在第三级浮选尾矿中残余的磁黄铁矿可浮性差，含量低，所以与铁闪锌矿发生竞争吸附所需要的硫酸铜的用量大幅度降低，在硫酸铜用量为80g/t～120g/t条件下，可实现第三级浮选尾矿中的铁闪锌矿的完全活化，活化后的铁闪锌矿使用常规的丁基钠黄药或戊基钠黄药即可实现充分上浮；在步骤s5中，由于磁余的磁黄铁矿含量低，通过加入部分磁黄铁矿抑制剂，即可实现对该部分磁黄铁矿充分抑制剂，经过精选后得到的锌精矿含zn》49％。
23.与现有技术相比，本发明的有益效果如下：
24.(1)相比于常规使用重压重拉的方式分离铁闪锌矿与磁黄铁矿的方法，本发明充分利用了磁黄铁矿fe
1-x
s中x值波动导致磁黄铁矿可浮性大幅波动的特性，在步骤s2、s3、s4过程中通过不加入活化剂自然上浮部分可浮性极好的磁黄铁矿、加入草酸、柠檬酸活化部分可浮性较好的磁黄铁矿、加入硫酸亚铁活化可浮性较差的磁黄铁矿梯级活化后再梯级浮选的方式，实现了磁黄铁矿的预先脱除，大幅降低了铁闪锌矿与磁黄铁矿的分离难度；
25.(2)通过步骤s2、s3、s4梯级浮选预先脱除不同浮游活性的磁黄铁矿，可大幅降低在硫酸铜与铁闪锌矿发生活化作用时矿浆中的磁黄铁矿矿物量，锌粗选使用的硫酸铜用量
较常规分离工艺中硫酸铜用量硫酸铜用量降低了95％，不仅节约了药剂成本，也降低了选矿废水残余重金属离子的污染风险；
26.(3)由于易被硫酸铜反复活化的磁黄铁矿矿物量大幅减少，在锌浮选过程中，夹杂上浮的磁黄铁矿矿物量也会明显降低，所以通过浮选法得到含zn》49％的锌精矿的难度大幅降低，有利于浮选操作；
27.(4)在步骤s2、s3可直接产出达销售标准的以磁铁矿为主的铁精矿产品，而常规工艺均采用优先浮选产出的铁闪锌矿为主的锌精矿，在该过程通过加入大量的抑制剂控制磁黄铁矿的可浮性，将磁黄铁矿压至锌尾矿之中，而如想再将锌尾矿中的磁黄铁矿资源加以回收，则需加入硫酸作为被抑制的磁黄铁矿的活化剂，其回收工艺流程长，药剂成本高，而本发明提供的回收磁黄铁矿方式不需要做此类处理，具有广泛的应用前景。
28.(5)步骤s1中所述的第一级浮选泡沫精矿含zn《0.1％，含s》37％，可直接作为硫精矿产品。
29.(6)步骤s2中所得到的第一级浮选泡沫精矿含zn《0.1％，含fe》59％，达到铁精矿销售要求。
附图说明
30.图1是本发明的实施例的工艺流程图；
31.图2是铁闪锌矿与磁黄铁矿分离的常规浮选分离工艺流程图；
32.图3现场生产铁闪锌矿与磁黄铁矿分离的浮选工艺流程；
具体实施方式
33.以下将结合实施例来详细说明本发明。需要说明的是，在不冲突的情况下，本发明中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。
34.实施例1
35.青海某高磁黄铁矿铅锌矿山产出的含铅锌硫铁矿石中主要的金属矿物为磁黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿等硫化矿物，其原矿含pb 1.22％、zn 3.45％，fe 41.22％、s 25.17％，矿山采用铅优先浮选-铅浮选尾矿活化锌浮选方式处理该矿石，其中铅浮选尾矿中各矿物组成及相对含量如表1所示。
36.表1铅尾矿中各矿物的组成及相对含量
[0037][0038]
由表1可看出，用于铁闪锌矿与磁黄铁矿分离的物料(铅尾矿)中的主要矿物为磁黄铁矿，占总矿物量的59.28％，目的矿物为铁闪锌矿，占总矿物量的5.3％，现场生产采用大量石灰+腐殖酸强抑制磁黄铁矿的方式浮选铁闪锌矿，由于铅尾矿中磁黄铁矿含量高，硫
酸铜的消耗量达到了1600g/t，其生产工艺流程如图3所示，现场铁闪锌矿与磁黄铁矿浮选分离的选矿指标如表2所示。
[0039]
表2现场生产铁闪锌矿与磁黄铁矿分离指标(％)
[0040][0041]
根据附图1所示的工艺流程处理该铅尾矿，处理步骤包括：
[0042]
(1)将原矿矿石经破碎、磨矿至74μm占90％；采用浓泥斗浓密至质量百分浓度为40％，浓密后的矿浆物料输送至矿浆搅拌桶中搅拌；
[0043]
(2)将铅尾矿输送至浮选机中，同时加入用量为5g/t的甲基异丁基甲醇或乙醇醚，进行充气浮选，经过一次粗选作业得到硫精矿1和浮选尾矿1，浮选尾矿1自流至下一级浮选机中，产出的硫精矿1含fe 59.22％、s 37.21％、zn 0.054％，硫精矿1直接作为铁精矿产品；
[0044]
(3)步骤(2)产出的浮选尾矿1依次加入用量为100g/t的草酸或柠檬酸和用量为30g/t的甲基异丁基甲醇或乙醇醚，进行充气浮选，经过一次粗选作业后得到硫精矿2和浮选尾矿2，浮选尾矿2自流至下一级浮选机中，产出的硫精矿2含fe 55.21％、s 33.23％、zn 0.53％；
[0045]
(4)步骤(3)产出的浮选尾矿2依次加入用量为100g/t的硫酸亚铁、用量为10g/t的乙基钠黄药、用量为40g/t甲基异丁基甲醇或乙醇醚，进行充气浮选，经过一次粗选作业后得到硫精矿3和浮选尾矿3，浮选尾矿3自流至下一级浮选机中；
[0046]
(5)步骤(4)产出的浮选尾矿3依次加入用量为80g/t的硫酸铜、用量为250g/t的石灰、用量为60g/t的丁基钠黄药或戊基钾黄药，用量为15g/t的甲基异丁基甲醇或乙醇醚，进行充气浮选，经过一次粗选后得到泡沫精矿1和槽底尾矿，泡沫精矿1加入用量为150g/t的石灰进行精选作业，精选一次的精矿产品即为锌精矿，精选尾矿与步骤(3)产出的硫精矿2合并返回至粗选作业中，槽底尾矿加入用量为20g/t的丁基钠黄药或戊基钾黄药进行第一次扫选作业，得到第一次扫选精矿和第一次扫选尾矿，第一次扫选精矿与精选尾矿与步骤(3)产出的硫精矿2合并，第一次扫选尾矿加入用量为20g/t的丁基钠黄药或戊基钾黄药进行第二次扫选作业，得到第二次扫选精矿和第二次扫选尾矿，第二次扫选精矿与步骤(4)产出的硫精矿3合并返回至第一次扫选，第二次扫选尾矿即为最终浮选尾矿。
[0047]
采用附图1所示的工艺流程获得的指标如表3所示；
[0048]
表3梯级浮选工艺处理青海某铅尾矿选矿指标(％)
[0049][0050]
所得的硫精矿1含fe59.22％、s 37.21％、zn 0.054％，硫精矿1直接作为铁精矿产
品，所得的锌精矿含zn 49.11％，zn回收率为93.22％，
[0051]
表3与表2对比，可明显看出，采用本发明推荐的梯级浮选工艺处理青海某矿山铅尾矿，锌精矿含zn从30.22％提高至49.11％，锌精矿中zn回收率从82.35％提升至93.22％，同时通过梯级浮选，在步骤(2)中产出产率为21.80％的铁精矿产品，极大地增加了该矿山的产品价值和综合利用价值，更重要的是，对比现场生产工艺流程图3，使用本发明的工艺，在锌浮选所用硫酸铜用量从1600g/t下降至80g/t，下降幅度95％，在全流程使用的石灰用量从6000g/t下降至400g/t，下降幅度93.33％，表明采用如附图1所示的工艺流程处理含铁闪锌矿、磁黄铁矿的混合物料，可明显降低铁闪锌矿与磁黄铁矿的分离难度，具有明显的分选效果。
[0052]
实施例2
[0053]
云南某高磁黄铁矿铜锌矿采用优先浮铜工艺处理原矿矿石，铜浮选尾矿含zn 1.6％、fe 38.22％、s 20.14％，通过对铜浮选尾矿进行mla分析可知，铜浮选尾矿中主要的矿物为磁黄铁矿，含量占总矿物量的50％左右，其次为铁闪锌矿，占总矿物量的2.43％，由于尾矿中大量的磁黄铁矿的存在，导致分选难度大，现场没有回收锌的选矿工艺流程，致使大量的锌金属直接排放至现场尾矿库中，按附图1所示的梯级浮选工艺处理该矿山产出的铜尾矿。处理步骤包括：
[0054]
(1)将原矿矿石经破碎、磨矿至74μm占85％；浓密至矿浆质量百分浓度为45％，并进行调浆搅拌；
[0055]
(2)将铜尾矿输送至浮选机中，并加入用量为10g/t的甲基异丁基甲醇或乙醇醚，进行充气浮选，通过一次粗选后得到硫精矿1和浮选尾矿1，浮选尾矿1自流至下一级浮选机中，其中硫精矿1含fe 59.22％、s 38.11％、zn 0.021％；
[0056]
(3)步骤(2)产出的浮选尾矿1加入150g/t的草酸或柠檬酸及20g/t的甲基异丁基甲醇或乙醇醚，进行充气浮选，经过一次粗选作业后得到硫精矿2和浮选尾矿2，浮选尾矿2自流至下一级浮选机中，硫精矿2含fe 56.21％、s 33.21％、zn 0.27％；
[0057]
(4)步骤(3)产出的浮选尾矿依次加入200g/t硫酸亚铁、20g/t的乙基钠黄药、50g/t甲基异丁基甲醇或乙醇醚，进行充气浮选，经过一次粗选作业后得到硫精矿3和浮选尾矿3，浮选尾矿3自流至下一级浮选机中；
[0058]
(5)步骤(4)产出的浮选尾矿3依次加入用量为120g/t的硫酸铜、用量为300g/t的石灰、用量为80g/t的丁基钠黄药或戊基钾黄药，用量为10g/t甲基异丁基甲醇或乙醇醚，进行充气浮选，经过一次粗选得到泡沫精矿1和槽底尾矿，泡沫精矿1加入用量为150g/t的石灰进行精选作业，精选一次的精矿产品为锌精矿，精选尾矿返回至粗选作业，槽底尾矿加入用量为10g/t的丁基钠黄药或戊基钾黄药进行第一次扫选作业，得到第一次扫选精矿和第一次扫选尾矿，第一次扫选精矿与精选尾矿合并，第一次扫选尾矿加入用量为10g/t的丁基钠黄药或戊基钾黄药进行第二次扫选作业，得到第二次扫选精矿和第二次扫选尾矿，第二次扫选精矿与步骤(4)产出的硫精矿3合并返回至第一次扫选作业，第二次扫徐尾矿即为最终浮选尾矿。
[0059]
采用附图1所示的工艺流程处理云南某高磁黄铁矿铜锌矿浮铜尾矿获得的指标如表4所示。
[0060]
表4梯级浮选工艺处理云南某铜尾矿选矿指标(％)
[0061][0062]
所得的硫精矿1+硫精矿2合并为总铁精矿，该精矿含fe》57％、s》35％，含zn《0.2％，可作为铁精矿直接销售，锌精矿含zn 49.31％，zn回收率为93.85％，实现了矿山中本不可回收的锌金属资源的综合回收。
[0063]
从实施例的结果来看，本发明实施后，可实现含铁闪锌矿与磁黄铁矿混合物料分离难度的大幅降低，既可以提高锌精矿品位、大幅降低硫酸铜和石灰的实际消耗量，也可以实现部分难处理难分选的矿山中锌资源的综合回收，经济效益显著，故可推广使用。
[0064]
上述实施例阐明的内容应当理解为这些实施例仅用于更清楚地说明本发明，而不用于限制本发明的范围，在阅读了本发明之后，本领域技术人员对本发明的各种等价形式的修改均落入本技术所附权利要求所限定的范围。