一种高硫辉锑矿的浮选分离工艺、组合抑制剂及应用的制作方法-k8凯发

本发明涉及锑硫矿物浮选，具体是一种高硫辉锑矿的浮选分离工艺、组合抑制剂及应用，特别是针对黄铁矿含量高且表面略带氧化的辉锑矿的选矿方法。

背景技术：

1、通常处理矿石性质较为简单的含硫辉锑矿时采用优先浮选和混合浮选再分离浮选工艺流程，均能获得较好选矿指标。但随着易选矿石的日益开采，复杂难选矿石已经成为目前选矿研究的重点，因此常规的优先浮选流程和混合浮选再分离工艺流程存在诸多弊端。首先常规的优先浮选流程，对于黄铁矿含量高的矿石，需要对黄铁矿进行强烈抑制，对后续尾矿中黄铁矿的回收造成困难。当原矿中含有多种有用矿物(包括金属矿物、非金属矿物、氧化矿物)时，对黄铁矿的强烈抑制，可能会导致后续非金属矿物产品或氧化矿产品含s超标。

2、另外混合浮选再分离工艺流程，对于黄铁矿含量高辉锑矿含量低的原矿及其不利，混合浮选导致s/sb比差异更大，锑硫分离困难，很难获得合格的辉锑矿产品。公开号为cn106955792b的专利公开了一种锑硫混合精矿浮选分离工艺及组合抑制剂，所述组合抑制剂包括质量比为1:1～1:2的二巯基丁二酸和硫氢化钠。该专利中先使锑硫等可浮得到锑硫混合精矿，再采用强黄铁矿抑制剂使得到锑精矿，可使得锑硫有效地分离，抑制剂的效果太强，调节的稳定性差，主要表现为相同实验条件下不同批次的实验数据波动较大。

3、公开号为cn106955792b的专利中公开了的实施例三中采用cmc替换实施例一至二中的组合抑制剂。该专利的实施例3中先进行梯硫等可浮得到锌硫混合精矿，然后粗选中再加入cmc。当锑硫都浮于水面之后，再加入cmc进行粗选，cmc的抑制作用不强，无法使锑和黄铁矿分离。

技术实现思路

1、本发明所要解决的技术问题是，针对现有技术不足，提供一种高硫辉锑矿的浮选分离工艺、组合抑制剂及应用，浮选过程具有较好的稳定性，使锑和黄铁矿实现良好的分离，同时有利于后续黄铁矿和其它有用矿物的回收。

2、为解决上述技术问题，本发明所采用的技术方案是：本发明公开了一种用于高硫辉锑矿浮选分离的组合抑制剂，由质量比为(0.1-0.3)：1的巯基乙酸钠和羧甲基纤维素组成。

3、辉锑矿在中性和酸性条件下可浮性较好，在碱性条件下极易被抑制，甚至完全不浮。而大多数的黄铁矿抑制剂，要求在高碱条件下才能获得较好的效果。因此寻找一种在中性甚至弱酸性条件下有效抑制黄铁矿同时对辉锑矿浮选不产生影响的抑制剂，是实现辉锑矿有效回收利用的关键所在。本发明的组合抑制剂，抑制作用较强，属于弱碱性，适合应用于分步抑制的第二步。抑制作用若太强，会影响稳定性和回收率。抑制作用若太弱，则不能充分分离辉锑矿和黄铁矿。

4、本发明还公开了一种高硫辉锑矿的浮选分离工艺，包括以下步骤：

5、s1、磨矿：将原矿破碎、磨矿；

6、s2、对s1制得的原矿进行调浆得到粗选矿浆，在粗选矿浆中加入抑制剂、活化剂、捕收剂、起泡剂，使锑和部分黄铁矿上浮，获得锑硫混合精矿和一级粗尾矿；

7、s3、在锑硫混合精矿中加入权利要求1中的组合抑制剂，再加入捕收剂、起泡剂，搅拌均匀后，浮选获得粗精矿和二级粗尾矿；

8、s4、在粗精矿中添加权利要求1中的组合抑制剂对粗精矿进行精选2～3次，获得精选精矿，精选精矿作为锑精矿。

9、其中，原矿中辉锑矿中sb含量不低于1.2％，硫含量不低于8％。

10、分步抑制优先浮选通过在粗选时添加抑制性能弱的黄铁矿抑制剂，抑制部分黄铁矿，让辉锑矿和一部分的黄铁矿上浮，获得一个锑硫混合精矿。部分被抑制过的黄铁矿，在后续黄铁矿浮选中只要添加少量活化剂就可以很好地上浮，锑硫混合精矿中的黄铁矿由于粗选时，已经受到过抑制，在精选分离时，这部分黄铁矿更容易被抑制，利于锑-硫分离。因此分步抑制优先浮选可以有效解决传统的优先浮选和混合浮选再分离工艺中存在的问题，使锑和黄铁矿实现良好的分离，同时有利于后续黄铁矿的回收。

11、进一步地，s3中组合抑制剂的用量为50～100g/t，s4中组合抑制剂的用量为1～30g/t。更进一步地，s3中组合抑制剂的用量为70～100g/t，s4中组合抑制剂的用量为10～30g/t；更进一步地，s3中组合抑制剂的用量为80～90g/t，s4中组合抑制剂的用量为20～30g/t。该区间范围内的组合抑制剂的用量可实现锑和硫较高的品位和回收率，有利于后续萤石的回收。

12、进一步地，s2中抑制剂为羧甲基纤维素，用量为300～600g/t。该区间范围内的羧甲基纤维素的用量可实现使锑和部分黄铁矿上浮，即仅对部分黄铁矿产生抑制作用。

13、进一步地，对s3获得的二级粗尾矿添加捕收剂扫选1～2次，扫选尾矿为硫精矿。

14、进一步地，对s2获得的一级粗尾矿添加捕收剂、起泡剂进行扫选，扫选的槽底产品为尾矿，扫选2次。通过扫选进一步捕收一级粗尾矿中的精矿。

15、进一步地，对尾矿进行浮选，浮选后得到萤石。本发明中分布采用弱抑制剂 较强的抑制剂，有利于浮选萤石，提高萤石的品味和回收率。

16、进一步地，s2中采用碳酸钠进行调浆，用量为800～2400g/t原矿，粗选矿浆的ph值为5～7。

17、进一步地，活化剂为硝酸铅，用量为100～300g/t原矿。

18、进一步地，捕收剂为乙硫氮，用量为3～30g/t原矿；起泡剂为甲基异丁基甲醇，用量为5～30g/t原矿。

19、本发明还公开了一种权利要求1所述的组合抑制剂在高硫辉锑矿浮选分离中的应用，

20、部分硫辉锑矿表面覆盖了一层氧化膜。

21、轻微氧化的锑会很快被抑制下去，回收率低。本发明对有轻微氧化的原矿更是有利，分步抑制的话，能提高轻微氧化的锑的回收率。

22、本发明的具体步骤为：

23、1)优先浮选获得锑硫混合精矿

24、a、磨矿：将原矿破碎、磨矿至-200目占65％～75％的细度；

25、b、粗选：首先添加碳酸钠为800～2400g/t进行调浆，粗选矿浆ph值6～7。然后添加300～600g/t的作为黄铁矿的抑制剂；硝酸铅100～300g/t作为活化剂；乙硫氮10～30g/t作为捕收剂，甲基异丁基甲醇(mibc)10～30g/t作为起泡剂，搅拌均匀后，使锑和部分黄铁矿上浮，获得锑硫混合精矿和粗尾矿；

26、c、扫选：添加乙硫氮5～15g/t，甲基异丁基甲醇(mibc)5～15g/t，对粗尾矿进行扫选2次，扫选的槽底产品为尾矿，扫选精矿顺序返回前一级作业；

27、(2)锑硫混合精矿分离

28、针对优先浮选获得的锑硫混合精矿，进行锑硫分离浮选：

29、a、粗选：首先添加混合抑制剂50～100g/t作为黄铁矿的抑制剂；乙硫氮5～20g/t作为捕收剂，甲基异丁基甲醇(mibc)5～10g/t作为起泡剂，搅拌均匀后进行一次粗选，浮选获得粗精矿和粗尾矿；

30、b、扫选：每次添加乙硫氮3～8g/t对粗尾矿进行扫选1～2次，扫选尾矿作为硫精矿，扫选精矿顺序返回前一级作业；

31、c、精选：每次添加组合抑制剂0～30g/t对粗精矿进行精选2～3次，精选精矿作为锑精矿，精选中矿矿顺序返回前一级作业。

32、药剂的添加均以每吨原矿矿石计。

33、与现有技术相比，本发明所具有的有益效果为：

34、1、本发明使用分步抑制优先浮选，锑硫混合精矿再分离的思路，为锑精矿的品位和回收率提供了保证。

35、2、本发明使用分步抑制优先浮选，尾矿中被抑制的黄铁矿，在后续黄铁矿浮选中只要添加少量活化剂就可以很好地上浮，为黄铁矿的浮选提供了有利条件。

36、3、锑硫混合精矿中的黄铁矿由于粗选时，已经受到过抑制剂的作用，在精选分离时，在组合抑制剂的作用下，黄铁矿更容易被抑制，利于锑-硫分离。

37、4、锑硫混合精矿分离采用的组合抑制剂由质量比为(0.1～0.3):1的巯基乙酸钠和羧甲基纤维素(cmc)组成，结合了他们的优点，对黄铁矿的抑制作用较强，用量少。