一种贵金属的梯级选矿工艺

1.本发明属于选矿技术领域，特别涉及一种贵金属的梯级选矿工艺。


背景技术：

2.浮选工艺流程是指浮选时矿浆流经各作业，经过设计的各个工序进行逐步浮选，实现不同矿物组分分离与富集的工艺过程，是由不同浮选作业(磨碎作业、粗选作业、精选作业、扫选作业等)所构成的浮选生产工序。根据流程结构和药剂制度的不同，浮选工艺可分为正浮选、反浮选、混合浮选、优先浮选、开路浮选、闭路浮选、等可浮浮选等不同的结构形式，这些统称为常规浮选流程。在面对实际矿石时，需根据被选矿物的自然性质，以及相应的药剂制度，选择合适的浮选工艺流程。例如，在面对目的矿物嵌布粒度粗、有价矿物含量高、矿物可浮性较好的矿石时，通常采用优先浮选工艺来将目的矿物依次分选而出。在面对目的矿物呈集合体浸染状的多金属矿物时，通常选择混合浮选工艺将密切共生的有用矿物一同浮出。
3.然而，尽管常规浮选流程能满足大部分矿石的选别要求，但在面对嵌布粒度不均匀的贵金属矿石时，常规浮选所暴露出的流程长、选别工艺复杂、操作难度大、适应性弱等缺点已无法满足贵金属的选矿要求。而且，随着我国贵金属矿产资源的不断开采，贵金属矿的矿石性质日趋贫、细、杂、散，同一矿石不同矿床甚至是同一矿床不同矿体中的同种矿物也表现出不同的可浮性差异，常规的浮选流程已较难适应当下矿山企业对贵金属矿石的选矿要求。因此，当下选矿科技工作者需根据不同矿物以及同种矿物之间嵌布粒度、可浮性，以及浮游速度的差异，开发出适应贵金属选矿的新技术和新工艺，促进复杂矿石中有用矿物的分选效果，提高矿山的经济效益和社会效益。
4.作为贵金属的浮选工艺之一—闪速浮选在目前很多地方已经有了应用，从目前公开的技术来看，要么就是单独采用闪速浮选(如专利cn202110354018.1)，要么就是先磨矿，然后进行分级，分级中的粗颗粒进行闪速浮选，细颗粒进行常规浮选(如专利cn202111434603.9和专利201810970721.3)，但其所用捕收剂还是传统的黄药和/或黑药；而且上述操作一般不存在多次磨矿的优化。这就导致现有工艺环保压力大，贵金属回收率较低，资源浪费现象严重。因此，如何突破现有浮选工艺的技术瓶颈，同时进一步提高贵金属回收率，是当前亟待解决的重要难题之一。


技术实现要素：

5.本发明的目的在于克服现有工艺针对贵金属的回收难以实现高效定向富集的缺陷，提供一种操作稳定、使用简单、适应能力强、环保压力小的贵金属梯度选矿工艺，在解决现有技术不足的同时提高贵金属的品位和回收率，并实现多级产品的分支处理。
6.本发明是采用以下技术方案达到上述目的：
7.本发明一种贵金属的梯级选矿工艺，所述梯级选矿工艺包括闪速浮选和优先浮选两个部分，闪速浮选所得尾矿作为原料进入优先浮选进行浮选；所述梯级选矿工艺包含至
少两次闪速浮选。
8.作为优选；所述梯级选矿工艺中，闪速浮选的次数为3次。
9.作为优选；本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，具体包括以下步骤：
10.s1.一级闪浮：将原矿破碎并磨至-0.074mm占60～70％，调节矿浆浓度在10～45％之间，然后加入贵金属捕收剂进行浮选，浮选时间为30～60s，所得精矿即为一级闪浮精矿，所得尾矿为一级闪浮尾矿；
11.s2.二级闪浮：将s1中所得一级闪浮尾矿进行浓缩再磨，磨至-0.074mm占80～90％，然后加水调节矿浆浓度在10～45％之间，并加入贵金属捕收剂，充分搅拌后进行二级闪速浮选，浮选时间为30～60s，所得精矿即为二级闪浮精矿，所得尾矿为二级闪浮尾矿；
12.s3.三级闪浮：将s2中所得二级闪浮尾矿进行浓缩再磨，磨至-0.038mm占90～100％，然后加水调节矿浆浓度在10～45％之间，并加入贵金属捕收剂，充分搅拌后进行三级闪速浮选，浮选时间为30～60s，所得精矿即为三级闪浮精矿，所得尾矿为三级闪浮尾矿；
13.s4.优先浮选：往s3中所得三级闪浮尾矿中分别加入ph调整剂、分散剂、抑制剂、贵金属捕收剂，充分搅拌后进行浮选，浮选时间在2～15min，所得精矿进入精选作业，所得尾矿进入扫选作业，精选作业所得中矿依次返回至上一精选作业，扫选作业所得精矿依次返回至上一扫选作业；精选作业所得精矿即为综合精矿，扫选作业所得尾矿即为最终尾矿。
14.本发明采用三级浮选配合再磨和优先浮选工艺的理由如下：
①
通过分级磨矿—分级浮选的方式对不同嵌布粒度下的贵金属矿物进行精确分类，对不同嵌布粒度下的贵金属矿物进行分级磨矿、分级回收，有效的避免了已单体解离的贵金属矿物颗粒因过磨而造成的损失，同时减少了后续精选作业的工作量，降低精选操作的次数，并可根据物料性质灵活确定分出量的多少，增加了流程的灵活性，降低了整个浮选流程的工作压力。
②
在进行常规浮选前进行多级闪速浮选，通过微量药剂的捕收作用，可在避免大剂量药剂弱化可浮性差异的同时，尽可能的将可浮性好、单体解离早的目的矿物优先回收并保证其质量，这样不仅可以提高目的矿物的浮选效率，还能保证目标矿物的产品质量，并减少贵金属矿物在尾矿中的损失。
③
通过闪速浮选和常规浮选之间的协同作用，可显著的降低嵌布粒度不均匀这一因素对贵金属浮选过程的干扰，还能延长药剂作用时间，增加药剂作用效率，提高部分可浮性较差的贵金属载体矿物的浮选效率，还能大幅度提高贵金属矿物的回收率，提高了贵金属选矿工艺的适应性和稳定性。
15.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，所述贵金属是指含铜、金、银、铜、钌、铑、钯、锇、铱、铂中的至少一种贵金属的矿石和/或固体废弃物和/或冶炼废渣，进一步优选为含贵金属的矿石。
16.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，所述捕收剂通过下述工艺制备：
17.按重量份数份计，配取醇类有机物10～30份，三氯化磷1～10份，有机溶剂10～100份，单质硫1～20份，三乙胺1～20份，3-10份强酸或强碱，配取醇类有机物、三氯化磷、有机溶剂、单质硫、三乙胺、强酸或强碱；先将配取的醇类有机物、三氯化磷、有机溶剂混合均匀，得到混合溶液a；
18.将配取的单质硫、三乙胺加入到混合溶液a中，然后充分搅拌混匀；
19.接着加入配取的3-10份强酸或强碱。优选为加入9-10份强碱。
20.作为进一步的优选；按重量份数份计，配取醇类有机物15～30份，三氯化磷5～10份，有机溶剂50～100份，单质硫6～15份，三乙胺6～15份，强酸或强碱3-10份；配取醇类有机物、三氯化磷、有机溶剂、单质硫、三乙胺、强酸或强碱。作为进一步的优选，单质硫与三乙胺的质量比为1:1。
21.作为进一步的优选；所述有机溶剂为嘧啶、二氯甲烷、乙醚中的至少一种，优选为二氯甲烷。
22.作为进一步的优选；所述强酸为盐酸；强碱为氨水、氢氧化钠、氢氧化钾中的至少一种，优选为氢氧化钠。
23.作为进一步的优选；所述醇类有机物为乙醇、正丙醇、异丙醇、正丁醇、异丁醇中的至少一种，优选为异丁醇。
24.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，每一级闪速浮选的浮选时间在30～40s。
25.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，所述闪速浮选仅添加贵金属捕收剂，不添加任何其他浮选药剂。
26.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，所述闪速浮选的矿浆浓度在10～45％之间，进一步优选为25～35％。
27.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s1中，磨矿细度为-0.074mm占60～70％，进一步优选为65％。
28.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s1中，贵金属捕收剂的用量为10-50g/t，优选为25-35g/t。
29.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s2中，磨矿细度为-0.074mm占80～90％，进一步优选为85％。
30.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s2中，贵金属捕收剂的用量为10-50g/t，优选为25-35g/t。
31.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s3中，磨矿细度为-0.038mm占90～100％，进一步优选为95％。
32.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s3中，贵金属捕收剂的用量为10-50g/t，优选为25-35g/t。
33.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s4中，精选次数至少一次，进一步优选为2次；扫选次数至少一次，进一步优选为2次。
34.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s4中，所述抑制剂包括石灰、水玻璃、盐化水玻璃、酸化水玻璃、亚硫酸钠、亚硫酸氢钠、连二亚硫酸钠、焦亚硫酸钠、硫酸锌、福美纳中的至少一种。抑制剂的用量为50-500g/t。
35.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s4中，所述ph调整剂包括碳酸钠、碳酸氢钠、盐酸、硫酸、氢氧化钠中的至少一种。优先浮选时，体系的ph值为6-8。
36.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s4中，所述分散剂包括六偏磷酸钠、氟硅酸钠中的至少一种。分散剂的用量为0-300g/t。
37.作为优选的，本发明一种贵金属的梯级选矿工艺及其使用方法，在s4中，粗选时，
捕收剂的用量为50-300g/t、抑制剂的用量为50-500g/t、分散剂的用量为0-300g/t；ph控制为6-8。
38.相对目前的贵金属选矿工艺，本发明技术方案带来的有益效果：
39.①
本发明对不同嵌布粒度下的贵金属矿物进行精确分类，通过分级磨矿—分级浮选的方式对不同嵌布粒度下的贵金属矿物进行分级磨矿、分级回收，有效的避免了已单体解离的贵金属矿物颗粒因过磨而造成的损失，同时减少了后续精选作业的工作量，降低精选操作的次数，并可根据物料性质灵活确定分出量的多少，增加了流程的灵活性，降低了整个浮选流程的工作压力。
40.②
本发明采用“应收尽收，能收早收，环保增收”的技术理念，在进行常规浮选前进行了多级闪速浮选，通过微量药剂的捕收作用，在避免大量药剂弱化可浮性差异的同时，尽可能的将可浮性好以及单体解离早的目的矿物优先回收并保证其质量，不但提高了目的矿物的浮选效率，减少了贵金属矿物在尾矿中的损失，还提高了资源综合利用率。
41.③
本发明通过闪速浮选和常规浮选之间的协同作用，显著的降低了嵌布粒度不均匀对贵金属浮选过程的干扰，并能适应部分目的矿物浮游性能慢这一特点，不但提高了部分可浮性较差的贵金属载体矿物的浮选效率，实现复杂贵金属矿石的梯级回收，还大幅度提高了贵金属矿物的回收率，提高了贵金属选矿工艺的适应性和稳定性。
42.④
本发明通过三级闪速浮选和常规浮选之间的协同作用、配合优化后的捕收剂和捕收参数，可以在提升贵金属矿物的回收率的同时，尽可能的减少捕收剂的用量并减少对环境的污染。而且本发明优化后，所有捕收剂为非黄药和/或黑药类捕收剂；其对环境产生的污染相对较小。
附图说明
43.图1为实施例1选矿流程图；
44.图2为对比例1的选矿流程图。
具体实施方式
45.以下结合实施例子旨在再进一步说明本发明内容，而非限制本发明权利要求的保护范围。
46.(1)捕收剂的制备：
47.在装有搅拌器的容器中加入30份异丁醇，10份三氯化磷和100份二氯甲烷，充分搅拌至完全反应后(反应时间为2小时)，一次性加入单质硫11份，采用滴加的方式加入三乙胺11份，继续充分搅拌8小时至完全反应后，加入10份氢氧化钠，搅拌至溶液呈棕色液体即得所述捕收剂，记为实施试剂1。
48.在装有搅拌器的容器中加入15份异丁醇，5份三氯化磷和50份二氯甲烷，充分搅拌至完全反应后(反应时间为1小时)，一次性加入单质硫6份，采用滴加的方式加入三乙胺6份，继续充分搅拌6小时至完全反应后，加入6份氢氧化钠，搅拌至溶液呈黄棕色液体即得所述捕收剂，记为实施试剂2。
49.(2)矿石原料
50.矿物原料取自湖南衡阳某金矿山，原矿含金2.5g/t。物相分析结果表明，矿物中主
要含金矿物为自然金，其它含金矿物主要为黄铁矿，脉石矿物主要有石英、方解石、角闪石、绿泥石等。浮选捕收剂为实施试剂1或实施试剂2或如下述实施例以及对比例的具体描述，抑制剂和分散剂为水玻璃。
51.实施例1
52.取1000克原矿石加入球磨机磨至-0.074mm占65％，取出加水调至矿浆浓度为35％，然后加入30g/t实施试剂1，搅拌3min后进行一级闪浮作业，浮选时间40s，所得精矿记为精矿ⅰ；所得尾矿浓缩后加入球磨机磨至-0.074mm占85％，取出加水调至矿浆浓度为35％，然后加入30g/t实施试剂1，搅拌3min后进行二级闪浮作业，浮选时间40s，所得精矿记为精矿ⅱ；所得尾矿浓缩后加入球磨机磨至-0.038mm占95％，取出加水调至矿浆浓度为35％，然后加入30g/t实施试剂1，搅拌3min后进行三级闪浮作业，浮选时间40s，所得精矿记为精矿ⅲ；三次闪浮完成后分别加入150g/t的水玻璃和150g/t的实施试剂1，每种药剂搅拌3min后进行粗选作业，粗选时间8min，所得粗选精矿进行两次空白精选，得到精矿ⅳ；精选中矿顺序返回至上一作业，所得尾矿进行两次空白扫选作业，所得扫选精矿依次返回至上一浮选作业，实验流程见图1，实验结果见表1。
53.实施例2
54.其他条件均与实施例1一致，不同之处在于，所用捕收剂为实施试剂2，其所得实验结果见表1。
55.实施例3
56.其他条件均与实施例1一致，不同之处在于，闪速浮选作业仅有2次(即采用了第一级闪浮和第二级闪浮)，其所得实验结果见表1。
57.对比例1
58.取1000克原矿石(成分和实施例1一致)加入球磨机直接磨至-0.038mm占95％，取出加水调至矿浆浓度为35％，然后加入150g/t水玻璃搅拌3min，再加入240g/t实施试剂1，搅拌3min后进行粗选作业，粗选时间15min，所得粗选精矿进行两次空白精选，精选中矿顺序返回至上一作业，所得尾矿进行两次空白扫选作业，所得扫选精矿依次返回至上一浮选作业，实验流程见图2，实验结果见表1。
59.对比例2
60.其他条件均与实施例1一致，不同之处在于，闪速浮选作业仅有1次，其所得实验结果见表1。
61.对比例3
62.其他条件均与实施例1一致，不同之处在于，一级闪浮的磨矿细度在30～40％，二级闪浮的磨矿细度在40～50％，三级闪浮的磨矿细度在50～60％，其所得实验结果见表1。
63.对比例4
64.其他条件均与实施例1一致，不同之处在于，三次闪浮的磨矿细度均在95％以上，其所得实验结果见表1。
65.对比例5
66.其他条件均与实施例1一致，不同之处在于，三次闪浮的浮选时间均为90s，其所得实验结果见表1。
67.对比例6
68.其他条件均与实施例1一致，不同之处在于，三次闪浮的浮选时间均为15s，其所得实验结果见表1。
69.对比例7
70.其他流程和用量和本发明实施例1一致，不同之处在于采用乙黄药做捕收剂，其所得实验结果见表1。
71.对比例8
72.其他流程和用量和本发明实施例1一致，不同之处在于采用丁铵黑药做捕收剂，其所得实验结果见表1。
73.对比例9
74.其他流程和用量和本发明实施例1一致，不同之处在于采用巯基苯并噻唑做捕收剂，其所得实验结果见表1。
75.表1各实施例的对比实验结果
76.77.[0078][0079]
由实施例1和对比例1所得实验结果可知，按本发明所公开的技术方案所得精矿中金的总回收率为80.98％，按常规选矿流程所得金的总回收率为73.41％，对比两个结果可知，本发明所公开技术方案所得金回收率要明显高于常规浮选所得金回收率。此外，与常规选矿流程相比，本发明所公开的技术方案显著的降低了嵌布粒度不均匀对贵金属浮选过程的干扰，有效的避免了已单体解离的贵金属矿物颗粒因过磨而造成的损失，在尽可能的将可浮性好以及单体解离早的目的矿物优先回收并保证其质量的同时，减少了后续精选作业的工作量，并可根据物料性质灵活确定分出量的多少，增加了流程的灵活性，降低了整个浮选流程的工作压力，不仅提高了目的矿物的浮选效率，减少了贵金属矿物在尾矿中的损失，还提高了资源综合利用率。通过对比例2、3、4、5、6与本发明实施例1的对比例，可以看出，本发明的工序以及工艺参数的设计对金的回收率也有很大的影响。通过对比例7、8、9和本发明实施例1可以看出，在工艺以及工艺参数相同时，本发明所开发的捕收剂具有更为优越的捕收效果。