一种铋砷选矿分离方法技术

本发明专利技术公开了一种铋砷选矿分离方法。本发明专利技术针对铋砷粗精矿，首先进行精矿再磨，然后将磨矿后矿料进行脱药，脱药后按顺序依次加入砷抑制剂、铋活化剂、铋捕收剂、起泡剂调浆，并对砷抑制剂进行了优选设计，经浮选得到低砷铋精矿。本发明专利技术提供了一种技术可行，经济合理的铋砷分离方法，与现有的铋砷分离技术相比，本发明专利技术具有铋砷分离效果显著，经济、环保、易实施的特点，尤其适用于含砷高的铋粗精矿。

A method for separation of bismuth and arsenic from ore

The invention discloses a bismuth arsenic separation and separation method. The invention is aimed at bismuth arsenic coarse concentrate, first regrinding the concentrate, then removing the ore from the ore, and adding the arsenic inhibitor, bismuth activator, bismuth collector and foaming agent in order after taking off the drug. The arsenic inhibitor is optimized and the low arsenic and bismuth concentrate is obtained by flotation. The invention provides a feasible and economically reasonable bismuth arsenic separation method. Compared with the existing bismuth arsenic separation technology, the invention has the characteristics of remarkable bismuth arsenic separation effect, economic, environmental protection and easy implementation, and is especially suitable for the bismuth concentrate containing high arsenic.

【技术实现步骤摘要】
一种铋砷选矿分离方法
本专利技术涉及矿物加工
，具体涉及一种铋砷选矿分离方法，更具体地，涉及一种铋以辉铋矿、自然铋为主，有害元素砷含量高的粗精矿的铋砷选矿分离。
技术介绍
铋具有独特的性质，它作为一种重要的冶金添加剂、熔合金及生产药品和化学品的原料，在工业领域及医药领域得到广泛的应用。在自然界中，铋多以游离金属、氧化物、硫化物及含硫盐类矿物等化合物形式存在。铋常与钨、钼、铜、铁、砷等元素伴生，单一铋矿床极少，因此，针对铋的选矿研究很少，生产上铋的分选也通常从属于主矿元素的回收，没有得到相应的重视。在含铋多金属共伴生硫化矿床中，常常伴生有含砷矿物-毒砂，砷是有毒有害元素，铋精矿对砷的含量有着十分严格的要求，含铋20％的铋精矿，要求砷含量不大于1％，品位更高的铋精矿，砷含量要求越是严格，含铋50％的铋精矿，要求砷含量不大于0.2％。为获得合格的铋精矿，必须实现铋矿物与毒砂的分离(下称铋砷分离)。目前生产上采用的铋砷分离方法有重选法和浮选法。重选法是生产上普遍采用的铋砷分离方法，然而，由于毒砂的密度达到6.3g/cm3，与辉铋矿密度6.6g/cm3十分接近，二者几乎不存在密度差异，因此，采用重选是无法将辉铋矿与毒砂分离的。自然铋密度达到9.7g/cm3，虽然相比毒砂高，但是二者也没有存在明显的密度差异，因此，重选也难以将毒砂与自然铋十分有效的分离。基于毒砂具有大密度的特性，重选难以实现铋砷有效分离。浮选法也是回收铋常用选矿方法，选矿厂中常以石灰作抑制剂，采用“抑硫浮铋”流程来获得铋精矿，毒砂也属于硫化矿，在石灰抑硫过程中毒砂也会受到一定程度抑制。然而，粗精矿中通常存在过剩的药剂，导致单一的石灰难以有效抑制毒砂，浮铋过程中又通常需添加一定量的铋活化剂，而铋活化剂对毒砂具有较强的活化作用，从而导致毒砂被再次活化，进入到铋精矿，最终，导致铋砷分离效果不理想。因此，如何有效消除浮选药剂的影响，如何有效抑制毒砂，选择性捕收铋矿物是良好铋砷分离指标的关键。正是由于毒砂在磁性、密度、可浮性等物理性质上与铋矿物十分接近，导致无论采用磁选、重选、还是浮选均难以实现铋砷分离。众多含铋的金属矿山，普遍存在铋砷分离效果差，铋精矿含砷超标的技术难题，为此，不得不将砷含量超标的铋精矿低价出售，严重影响矿山的经济效益。为解决铋砷分离技术难题，必须研发合理的工艺流程和药剂制度。对于铋的选矿，科技工作者也曾进行进过一些研究。张专利技术等，(江西某钼铋钨多金属矿选矿试验研究[J],《金属矿山》2009,01:85-88)，根据江西某钼铋钨多金属矿的矿石性质，试验研究了“钼铋混浮-精矿钼铋分离-尾矿重选回收钨”的选矿工艺流程。对含钼0.24％、铋0.10％、钨(WO3)0.052％的原矿,获得了含钼52.43％、钼回收率92.15％的钼精矿；含铋37.09％、回收率75.60％的铋精矿。该论文重点针对钼铋分离进行了详细研究，取得较好的分离指标，然而，由于原矿毒砂含量低或其他原因，未曾进行铋矿物与毒砂的分离(即铋砷分离)研究。孙伟等，(广西某钨铜钼铋多金属矿选矿试验研究《有色金属(选矿部分)》)，该论文针对广西某钨铜钼铋复杂多金属硫化矿进行了详细研究，采用混合浮选，得到铜钼铋硫混合精矿，混合精矿采用“优先浮钼-铜铋混浮-铜铋分离”工艺流程，铜铋分离过程中使用水玻璃为铋抑制剂，乙硫氮为铜捕收剂，并获得良好的分离指标。该文重点针对铜铋分离进行了详细研究，未曾涉及铋矿物与毒砂的分离(即铋砷分离)。公开号为CN103406209A的中国专利申请公开了一种从选钼尾矿中回收铋的选矿方法，其在弱酸性条件下(pH＝5～6)，采用较长搅拌时间(10～15min)，以硝酸铅为铋活化剂，实现了从选钼尾矿中回收辉铋矿，获得了铋回收率大于85％、铋品位大于20％的选矿指标。然而，该专利申请研究的对象是选钼尾矿，未曾提到其中是否有毒砂，也没有说明获得的铋精矿的砷含量，因此，该专利申请的实质不是铋砷分离，而是富集选钼尾矿中的铋矿物，获得较高品位的铋精矿产品。公开号为CN104162480A的中国专利申请公开了一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法，其采用“铜尾摇床收铋—摇床尾矿浮选分离铋硫”的选矿流程，通过摇床预先选出部分铋矿物，然后再添加活化剂硫酸和草酸及抑制剂ZY-02，进行铋硫分离。通过“重-浮”联合流程，解决了铋硫分选指标差的问题。然而，该专利申请研究的对象是铜钼铋硫多金属矿，专利中未曾提到给矿中是否有毒砂，也没有进行铋砷分离的说明，因此，该专利申请的实质是铋硫分离，没有涉及铋砷分离。公开号为CN101823024A的中国专利申请公开了一种自然铋的选矿方法，其在弱碱性环境下浮选自然铋，获得铋粗精矿，再对铋粗精矿进行活性炭脱药，脱药后添加水玻璃或硫酸锌等抑制剂抑制脉石矿物，浮选获得铋精矿。本工艺的实质是分段进行自然铋与脉石矿物的浮选分离。该专利研究的对象是自然铋的浮选回收，未曾提到其中是否有毒砂，也没有说明自然铋与毒砂分离，获得的铋精矿也没有说明砷含量，因此，该专利申请的实质不是铋砷分离，而是自然铋与脉石矿物的分离。鉴于铋砷分离研究十分罕见，没有相应的技术措施。
技术实现思路
本专利技术的目的是针对在含铋多金属共伴生硫化矿床中，毒砂常常与铋矿物同时存在，而砷是有毒有害元素，铋精矿对砷的含量有着十分严格的要求，为获得合格的铋精矿，必须实现铋砷分离但又缺少有效分离技术的不足，提供一种技术可行、经济合理的有效的铋砷选矿分离方法。本专利技术的目的通过以下技术方案予以实现：具体地，所述一种铋砷选矿分离方法，包括以下步骤：S1.将粗精矿磨矿至-0.074mm占75％～90％；S2.粗精矿脱药：将矿浆加水调浆至40％～65％，加温至70～85℃，保温1～2小时，获得脱药后的粗精矿；或粗精矿加入脱药剂，按每吨给矿计，加入脱药剂4000～10000g/t，脱药，获得脱药后的粗精矿；S3.脱药后的粗精矿进行铋砷浮选分离获得低砷含量的铋精矿，所述浮选分离包括以下步骤：S31.粗选：将脱药后的粗精矿加水调浆至矿浆浓度20～35％，按每吨给矿计，加入砷抑制剂1000～5000g/t，搅拌；然后加入铋活化剂100～500g/t，搅拌；然后加入铋捕收剂100～400g/t，搅拌；最后加入起泡剂20～50g/t，搅拌；S32.扫选：按每吨给矿计，加入铋捕收剂80～150g/t，起泡剂10～20g/t，进行一次扫选；然后加入铋捕收剂60～120g/t，起泡剂5～10g/t，进行二次扫选；扫选其他操作参数参照本领域常规。S33.精选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂100～800g/t，进行精选，重复2～3次精选，获得低砷含量的铋精矿。精选其他操作参数参照本领域常规。优选地，步骤S31加入砷抑制剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋活化剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋捕收剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入起泡剂后搅拌的时间为1～2分钟。优选地，所述砷抑制剂为石灰、腐植酸钠、糊精、淀粉、羧甲基纤维素、水玻璃中的一种或多种的混合物。优选地，所述砷抑制剂为采用硫酸铵、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。进一步优选地，所述强碱的加入量按照氯化铵：强碱的质量比例为5:3确定本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种铋砷选矿分离方法，其特征在于，包括以下步骤：S1.将粗精矿磨矿至‑0.074mm占75%~90%；S2.粗精矿脱药：将矿浆加水调浆至40%~65%，加温至70~90℃，保温1~2小时，获得脱药后的粗精矿；或粗精矿加入脱药剂，按每吨给矿计，加入脱药剂4000~10000g进行脱药，获得脱药后的粗精矿；S3.脱药后的粗精矿进行铋砷浮选分离获得低砷含量的铋精矿，所述浮选分离包括以下步骤：S31.粗选：将脱药后的粗精矿加水调浆至矿浆浓度20~35%，按每吨给矿计，加入砷抑制剂1000~5000g，搅拌；然后加入铋活化剂100~500g，搅拌；然后加入铋捕收剂100~400g，搅拌；最后加入起泡剂 20~50g，搅拌；S32.扫选：按每吨给矿计，加入铋捕收剂80~150g，起泡剂10~20g，进行一次扫选作业；然后加入铋捕收剂60~120g，起泡剂5~10g，进行二次扫选作业；S33.精选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂100~800g，进行精选，重复2~3次精选，获得低砷含量的铋精矿。

【技术特征摘要】
1.一种铋砷选矿分离方法，其特征在于，包括以下步骤：S1.将粗精矿磨矿至-0.074mm占75%~90%；S2.粗精矿脱药：将矿浆加水调浆至40%~65%，加温至70~90℃，保温1~2小时，获得脱药后的粗精矿；或粗精矿加入脱药剂，按每吨给矿计，加入脱药剂4000~10000g进行脱药，获得脱药后的粗精矿；S3.脱药后的粗精矿进行铋砷浮选分离获得低砷含量的铋精矿，所述浮选分离包括以下步骤：S31.粗选：将脱药后的粗精矿加水调浆至矿浆浓度20~35%，按每吨给矿计，加入砷抑制剂1000~5000g，搅拌；然后加入铋活化剂100~500g，搅拌；然后加入铋捕收剂100~400g，搅拌；最后加入起泡剂20~50g，搅拌；S32.扫选：按每吨给矿计，加入铋捕收剂80~150g，起泡剂10~20g，进行一次扫选作业；然后加入铋捕收剂60~120g，起泡剂5~10g，进行二次扫选作业；S33.精选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂100~800g，进行精选，重复2~3次精选，获得低砷含量的铋精矿。2.根据权利要求1所述铋砷选矿分离...

【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