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 ...
【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; ...
【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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