一种含磁黄铁矿的高砷硫精矿砷硫分离选矿工艺制造技术

技术编号:17690031 阅读:144 留言:0更新日期:2018-04-14 05:43
本发明专利技术公开了一种复杂硫精矿砷硫分离选矿工艺,本发明专利技术针对复杂高砷硫精矿,首先进行再磨,将再磨后的矿料预先脱药,将矿物表面残留的药剂脱除,然后采用砷抑制剂进行浮选,得到以黄铁矿为主的硫精矿1,尾矿经弱磁选选出磁性较强的磁黄铁矿,最后采用强磁选选出磁性较弱的磁黄铁矿,将其合并为以磁黄铁矿为主的硫精矿2,并同时得到砷精矿产品。本发明专利技术具有硫精矿含砷低、砷精矿品位高、适应性强等优点,适合复杂硫精矿的回收。

Separation of arsenic and sulfur from high arsenic sulphur concentrate containing pyrite

The invention discloses a complex sulfur concentrate arsenic sulfur separation beneficiation process, the invention for complex high arsenic sulfur concentrate regrinding, first, the aggregate after regrinding the advance off drugs, drug removal mineral residue on the surface, then the arsenic flotation inhibitor, obtained in Huang Tie mine mainly concentrate 1 selected by the weak magnetic separation tailings, strong magnetic pyrrhotite, pyrite using weak magnetic strong magnetic select, combine them into magnetic pyrite sulfur concentrate to 2, and at the same time get arsenic concentrate. The invention has the advantages of low arsenic in sulphur concentrate, high grade of arsenical concentrate and strong adaptability, which is suitable for recovery of complex sulphur concentrate.

【技术实现步骤摘要】
一种含磁黄铁矿的高砷硫精矿砷硫分离选矿工艺
本专利技术涉及矿物加工
,更具体地,涉及一种含磁黄铁矿的高砷硫精矿砷硫分离选矿工艺。
技术介绍
硫矿是生产硫酸、杀虫剂、火药、润滑剂等化学材料的重要来源,硫铁矿和伴生硫铁矿是我国最主要的硫资源,在我国资源总储量的80%的共伴生矿产中,硫铁矿是与主矿元素最常见的共生矿物之一,其矿物含量是其他有价矿物的数倍或数十倍以上。常见的硫铁矿物有黄铁矿、磁黄铁矿和砷黄铁矿,其常与黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等矿物共生。在共伴生矿床中常常伴生有以毒砂为主要存在形式的砷等有害元素,由于毒砂的可浮性与黄铁矿、磁黄铁矿的可浮性相近,导致其与有用矿物间浮选分离困难,极易导致硫精矿中砷杂质超标,严重影响冶金或制酸生产,且对环境十分有害。由于黄铁矿的可浮性在其受氧化后无明显变化,而毒砂和磁黄铁矿受氧化后其疏水性均明显变弱,因此选厂常利用不同矿物受氧化程度的不同,采用抑制剂降低砷的可浮性来分离毒砂和硫铁矿物。然而,研究表明,虽然毒砂和磁黄铁矿受氧化后其疏水性均变弱,但两者可浮性仍较近,因此,如何分离磁黄铁矿和毒砂是保证硫回收率及获得高品位砷精矿的关键。磁黄铁矿具有磁性,而毒砂不具磁性,因此,磁选是分离磁黄铁矿与毒砂的良好分选手段。一般认为,磁黄铁矿磁性较强,因此常采用弱磁选将磁黄铁矿和毒砂分离。然而,由磁黄铁矿的磁性研究表明,不同矿区的磁黄铁矿,因其晶体结构、类质同象及晶型不同,磁性及可浮性均差异很大,某些磁黄铁矿则表现为弱磁性性质,因此,对于此类矿石,采用单一弱磁选,难以较好的回收其中的磁黄铁矿,也难以得到合格的砷精矿产品。叶雪均等在《某高硫砷铁矿降砷工艺研究》(江西理工大学学报,2009,30(3):1-3,13)中采用“浮选-弱磁”联合工艺流程对某矿石进行了综合回收利用,采用石灰作为砷的碱性抑制剂,以浮选法优先浮出黄铁矿等可浮性较好的矿物,然后采用两段湿式圆筒弱磁选机对其中的磁黄铁矿进行回收,最终得到了两种精矿产品,硫的回收率达到90.29%。然而,此方法所得磁黄铁矿中硫含量高达46.51%,属高硫型磁黄铁矿,可浮性较好,难以代表所有类型的磁黄铁矿矿石,此方法在适应性上较差,当磁黄铁矿中铁含量较高及磁性较差时,难以获得较好的精矿产品及实现资源综合利用。解志锋在《某含砷硫化矿硫砷分离试验研究》(2015,赣州:江西理工大学)中采用抑砷浮硫对安徽某含砷硫精矿进行了砷硫分离,采用Y-3#为砷抑制剂,经闭路流程试验,获得了硫品位46.12%、回收率78.90%的硫精矿及砷品位8.66%、回收率98.82%的砷精矿,实现了含砷硫化矿的高效浮选分离。然而,此矿石中硫在磁黄铁矿中比例仅为3.77%,回收价值不大,因此此流程在面对高砷、高磁黄铁矿的硫精矿时,则会因磁黄铁矿难以回收而导致硫大量损失,此外,此浮选方法最终砷精矿中砷品位仅为8.66%,难以作为合格砷精矿处理。CN102240600A公开了一种从含硫、砷物料中分离回收硫、砷的方法,其采用抑制剂对毒砂和磁黄铁矿进行抑制,通过浮选获得以黄铁矿为主的硫矿a,再对浮选尾矿采用磁选分离磁黄铁矿和毒砂,获得以磁黄铁矿为主的硫矿b及砷矿,此技术具有流程简单,砷硫可有效分离等优点。然而,当矿石中磁黄铁矿磁性较弱时,采用单一弱磁选,难以较好的回收其中的磁黄铁矿,也难以得到合格的砷精矿产品。
技术实现思路
本专利技术目的是针对现有的高砷硫精矿砷硫分离选矿方法中弱磁性磁黄铁矿难以回收、砷精矿利用率不高、选矿方法适应性不强等问题,提供一种含磁黄铁矿的高砷硫精矿砷硫分离的选矿方法。本专利技术的具体步骤如下:提供一种含磁黄铁矿的高砷硫精矿砷硫分离选矿工艺,包括以下步骤:S1.磨矿:将高砷硫精矿再磨至-0.074mm占75~95%;S2.往磨好的矿料中加入脱药剂进行脱药处理,所述脱药采用的脱药剂为硫化钠或活性炭,按每吨给矿计,所述脱药剂药剂用量分别为3000~4000克硫化钠或2000~8000克活性炭;S3.将经过脱药处理的矿料进行粗选分别得到粗选精矿和粗选尾矿,将粗选精矿经过多次精选得到硫精矿1;将粗选尾矿经过多次扫选和磁选分别得到硫精矿2和砷精矿;其中,步骤S3所述的粗选是将步骤S2处理的矿样加水调浆至浓度为25~35%,按每吨给矿计,依次加入砷抑制剂800~10000克、捕收剂20~180克、起泡剂20~60克后搅拌粗选;步骤S3所述的多次精选的方法为:将上一作业所得精矿加水调浆至浓度为10~20%,加入砷抑制剂后搅拌进行精选作业,获得本精选作业步骤所得精选精矿和精选尾矿;将所得精选精矿重复第二次的精选作业,将所得精选尾矿返回上一作业形成闭路循环;所述砷抑制剂的加入量是:按每吨给矿计,首次精选作业加入砷抑制剂300~2000克,后续精选作业为前次所加入砷抑制剂量的1/4~1/2;步骤S3所述多次扫选的方法为:将上一作业所得尾矿加入砷抑制剂、捕收剂、起泡剂后搅拌进行扫选作业,获得本扫选作业所得扫选精矿和扫选尾矿;将所得扫选尾矿重复第二次的扫选作业,将所得扫选精矿返回上一作业形成闭路循环;所述砷抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量是:按每吨给矿计,首次用量分别为砷抑制剂400~5000克、捕收剂10~100克、起泡剂10~30克,后续扫选作业中,所述砷抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量分别为前次所加入砷抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量的1/3~1/2;步骤S3所述磁选的方法为:将末次扫选尾矿浓缩进行弱磁选,调节磁场强度为0.2~0.4T,得到磁性较强的磁黄铁矿精矿1和弱磁选尾矿;将弱磁选尾矿浓缩后进行强磁粗选,调节磁场强度为0.5~0.8T,得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿2和强磁粗选尾矿;将磁性较弱的磁黄铁矿精矿2浓缩后进行强磁精选,调节磁场强度为0.4~0.6T,得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿3和强磁精选尾矿;合并所述磁性较强的磁黄铁矿精矿1与所述磁性较弱的磁黄铁矿精矿3得到硫精矿2,合并所述强磁粗选尾矿和所述强磁精选尾矿得到砷精矿。优选地,按每吨给矿计,步骤S2所述硫化钠的用量是3000~4000克;或者步骤S2所述活性炭的用量是2000克。进一步优选地,按每吨给矿计,步骤S2所述硫化钠的用量是3000克。进一步优选地,所述脱药剂为活性炭时,将活性炭加入磨机中预处理。优选地,步骤S3所述砷抑制剂为单宁、淀粉、腐植酸钠、亚硫酸钠、氯化铵、石灰等一种或多种药剂的组合。优选地,步骤S3所述砷抑制剂是采用硫酸铵、氯化铵、亚硫酸铵按照2:5:2的质量比例混合,加热至沸后搅拌溶解,然后加入强碱搅拌得到的混合物。优选地,所述强碱的加入量按照氯化铵:强碱的质量比例为5:3确定。进一步优选地,所述强碱为氢氧化钠。优选地,步骤S3所述捕收剂为丁铵黑药、乙基黄药、乙硫氮、乙硫氨酯或戊基黄药。优选地,步骤S3所述起泡剂为松醇油、煤油或柴油。优选地,步骤S3所述起泡剂为煤油。优选地,步骤S3所述砷抑制剂的搅拌时间为3~8min,捕收剂的搅拌时间为2~4min,起泡剂的搅拌时间为1~2min。优选地,步骤S3所述所述粗选作业浮选时间为3~10min,精选作业浮选时间为1~6min,扫选作业浮选时间为1~8min。本专利技术的优点为:首先本专利技术设计了一种优化的选矿工艺,将矿料经过合理磨矿获得适宜的磨矿粒度后结合采用本文档来自技高网
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一种含磁黄铁矿的高砷硫精矿砷硫分离选矿工艺

【技术保护点】
一种含磁黄铁矿的高砷硫精矿砷硫分离选矿工艺,其特征在于,包括以下步骤:S1.磨矿:将高砷硫精矿再磨至‑0.074mm占75~95%;S2.往磨好的矿料中加入脱药剂进行脱药处理,所述脱药采用的脱药剂为硫化钠或活性炭,按每吨给矿计,所述脱药剂药剂用量分别为3000~4000克硫化钠或2000~8000克活性炭;S3.将经过脱药处理的矿料进行粗选分别得到粗选精矿和粗选尾矿,将粗选精矿经过多次精选得到硫精矿1;将粗选尾矿经过多次扫选和磁选分别得到硫精矿2和砷精矿;其中,步骤S3所述的粗选是将步骤S2处理的矿样加水调浆至浓度为25~35%,按每吨给矿计,依次加入砷抑制剂800~10000克、捕收剂20~180克、起泡剂20~60克后搅拌粗选;步骤S3所述的多次精选的方法为:将上一作业所得精矿加水调浆至浓度为10~20%,加入砷抑制剂后搅拌进行精选作业,获得本精选作业所得精选精矿和精选尾矿;将所得精选精矿重复第二次的精选作业,将所得精选尾矿返回上一作业形成闭路循环;所述砷抑制剂的加入量是:按每吨给矿计,首次精选作业加入砷抑制剂300~2000克,后续精选作业为前次所加入砷抑制剂量的1/4~1/2;步骤S3所述多次扫选的方法为:将上一作业所得尾矿加入砷抑制剂、捕收剂、起泡剂后搅拌进行扫选作业,获得本扫选作业所得扫选精矿和扫选尾矿;将所得扫选尾矿重复第二次的扫选作业,将所得扫选精矿返回上一作业形成闭路循环;所述砷抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量是:按每吨给矿计,首次用量分别为砷抑制剂400~5000克、捕收剂10~100克、起泡剂10~30克,后续扫选作业中,所述砷抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量分别为前次所加入砷抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量的1/3~1/2;步骤S3所述磁选的方法为:将末次扫选尾矿浓缩进行弱磁选,调节磁场强度为0.2~0.4T,得到磁性较强的磁黄铁矿精矿1和弱磁选尾矿;将弱磁选尾矿浓缩后进行强磁粗选,调节磁场强度为0.5~0.8T,得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿2和强磁粗选尾矿;将磁性较弱的磁黄铁矿精矿2浓缩后进行强磁精选,调节磁场强度为0.4~0.6T,得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿3和强磁精选尾矿;合并所述磁性较强的磁黄铁矿精矿1与所述磁性较弱的磁黄铁矿精矿3得到硫精矿2,合并所述强磁粗选尾矿和所述强磁精选尾矿得到砷精矿。...

【技术特征摘要】
1.一种含磁黄铁矿的高砷硫精矿砷硫分离选矿工艺,其特征在于,包括以下步骤:S1.磨矿:将高砷硫精矿再磨至-0.074mm占75~95%;S2.往磨好的矿料中加入脱药剂进行脱药处理,所述脱药采用的脱药剂为硫化钠或活性炭,按每吨给矿计,所述脱药剂药剂用量分别为3000~4000克硫化钠或2000~8000克活性炭;S3.将经过脱药处理的矿料进行粗选分别得到粗选精矿和粗选尾矿,将粗选精矿经过多次精选得到硫精矿1;将粗选尾矿经过多次扫选和磁选分别得到硫精矿2和砷精矿;其中,步骤S3所述的粗选是将步骤S2处理的矿样加水调浆至浓度为25~35%,按每吨给矿计,依次加入砷抑制剂800~10000克、捕收剂20~180克、起泡剂20~60克后搅拌粗选;步骤S3所述的多次精选的方法为:将上一作业所得精矿加水调浆至浓度为10~20%,加入砷抑制剂后搅拌进行精选作业,获得本精选作业所得精选精矿和精选尾矿;将所得精选精矿重复第二次的精选作业,将所得精选尾矿返回上一作业形成闭路循环;所述砷抑制剂的加入量是:按每吨给矿计,首次精选作业加入砷抑制剂300~2000克,后续精选作业为前次所加入砷抑制剂量的1/4~1/2;步骤S3所述多次扫选的方法为:将上一作业所得尾矿加入砷抑制剂、捕收剂、起泡剂后搅拌进行扫选作业,获得本扫选作业所得扫选精矿和扫选尾矿;将所得扫选尾矿重复第二次的扫选作业,将所得扫选精矿返回上一作业形成闭路循环;所述砷抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量是:按每吨给矿计,首次用量分别为砷抑制剂400~5000克、捕收剂10~100克、起泡剂10~30克,后续扫选作业中,所述砷抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量分别为前次所加入砷抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量的1/3~1/2;步骤S3所述磁选的方法为:将末次扫选尾矿浓缩进行弱磁选,调节磁场强度为0.2~0.4T,得到磁性较强的磁黄铁矿精矿1和弱磁选尾矿;将弱磁选尾矿浓缩后进行强磁粗选,调节磁场强度为0.5~0.8T,得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿2和强磁粗选尾矿;将磁性较弱的磁黄铁矿精矿2...

【专利技术属性】
技术研发人员:邹坚坚冉金城袁经中叶小璐宋宝旭陈明波汪泰姚艳清王成行李沛伦陈洪兵邱显扬汤玉和胡真李汉文付华杨权志何凤文
申请(专利权)人:广东省资源综合利用研究所云南锡业股份有限公司
类型:发明
国别省市:广东,44

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