本发明专利技术公开了一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法，属于高砷金精矿中毒砂与黄铁矿浮选分离技术领域。选矿分离工艺包括硫化钠/活性炭辅助脱药、金精矿超细磨、碳酸钠/片碱调浆、曝气氧化等工艺手段，经过“四次粗选、两次精选”的工艺流程结构得到低砷金精矿，浮选中矿和尾矿合并得到高砷尾矿。与传统工艺相对比，本发明专利技术具有分选效率高、易操控、绿色环保等特点，分选过程中泡沫现象稳定、分选终点明显易判断，可分选出含砷小于1％、含金较高的低砷金精矿和含砷高、含金较低的高砷尾矿，提升了金的综合计价系数和效益。金的综合计价系数和效益。金的综合计价系数和效益。
【技术实现步骤摘要】
一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法
[0001]本专利技术涉及选矿
，具体涉及一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法，特别适合于低品位难处理含砷金精矿中毒砂的分离。
技术介绍
[0002]高砷金精矿中黄铁矿(FeS2)和毒砂(FeAsS)都是载金矿物，黄铁矿与毒砂矿物结晶构造基本相同，天然可浮性接近，且黄铁矿及毒砂表面载金矿物易改变其可浮性。另外，金精矿表面吸附的捕收剂也不利于后续分选，因此高砷金精矿中黄铁矿和毒砂分离难度很大。目前大部分高砷金精矿通过配矿进行火法冶炼，或者采用细菌氧化、热压预氧化等工艺进行预处理后再提金，但这些预处理工艺的投资大、技术要求高、同时对于金硫比低的含砷金精矿的综合处理成本较高，国内外相关企业较少。
[0003]目前金精矿降砷主要的选矿方法是氧化浮选法，其他方法有矿浆加温法、组合调整剂和有机抑制剂法、外控电场法、低温氧等离子体预处理法等。氧化浮选法是通过向矿浆中加入调整剂(硫酸锌、碳酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠等)，并向矿浆中充氧(或空气)或添加氧化剂(如双氧水、氧化锰、高锰酸钾、重铬酸钾、过硫酸铵、过硫酸钾、漂白粉、高氯酸盐等)促使毒砂表面氧化形成氢氧化铁和砷酸盐矿物，阻碍其矿物表面吸附浮选药剂，降低毒砂可浮性从而实现分离。采用这类氧化浮选法虽然工艺简单方便，但是操作严苛，管理难度大，且对设备及环保要求高，毒砂的分选效率也不够理想。
[0004]若能有一种分选效率高、操作性强、工艺条件较温和、经济环保的毒砂与黄铁矿分选工艺，将直接销售计价系数低的高砷金精矿分选为计价系数高的低砷金精矿和销售可接受的高砷尾矿(可用于热压预氧化配矿)两个产品，提升高砷金精矿金的综合计价系数，有助于提高企业经济效益，提升国内外竞争力。
技术实现思路
[0005]针对现有技术的不足，本专利技术旨在提供一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法。
[0006]为了实现上述目的，本专利技术采用如下技术方案：
[0007]一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法，具体步骤如下：
[0008]S1、浓缩搅拌脱药：将高砷金精矿加入搅拌槽中，加入硫化钠、活性炭以辅助脱药，搅拌后矿浆进行浓密沉降并移除上清液中残留药剂；
[0009]S2、超细磨：往步骤S1所得的浓密底流矿浆中加入焦亚硫酸钠后送入超细磨机进行循环磨矿作业；
[0010]S3、曝气氧化：将步骤S2所得的磨矿产品送入曝气槽，加入碳酸钠、片碱进行调浆，然后进行曝气作业对毒砂进行氧化；
[0011]S4、搅拌作业：将经过步骤S3处理的矿浆送入搅拌槽，加入丁基黄药、2#油进行矿化；
[0012]S5、粗选作业：将步骤S4经过矿化后的矿浆送入浮选系统，进行粗选Ⅰ作业；往粗选Ⅰ作业所得尾矿中加入焦亚硫酸钠、丁基黄药、2#油进行矿化，并进行粗选Ⅱ作业；粗选Ⅱ作业所得尾矿中加入丁基黄药、2#油进行矿化，并进入到粗选Ⅲ作业；粗选Ⅲ作业所得尾矿中加入丁基黄药、2#油进行矿化，并进入到粗选Ⅳ作业；
[0013]S6、精选作业：将步骤S5中粗选Ⅰ至粗选Ⅳ作业所得精矿合并后加入碳酸钠、焦亚硫酸钠、丁基黄药、2#油进行矿化并进入精选Ⅰ作业；精选Ⅰ作业所得精矿直接进入精选Ⅱ作业，精选Ⅱ作业所得精矿即为最终低砷金精矿，精选Ⅰ作业和精选Ⅱ作业所得尾矿与步骤S5所得粗选Ⅳ作业的尾矿合并得到最终高砷尾矿。
[0014]进一步地，步骤S1中，按原矿干重计，加入1000g/t硫化钠、1000g/t活性炭。
[0015]进一步地，步骤S2中，按原矿干重计，加入1500g/t焦亚硫酸钠。
[0016]进一步地，步骤S2中，磨矿的细度为P80@26μm。
[0017]进一步地，步骤S3中，按原矿干重计，加入2000g/t碳酸钠、1500g/t片碱。
[0018]进一步地，步骤S3中，矿浆充气量0.4m3/h，曝气作业30min。
[0019]进一步地，步骤S4中，按原矿干重计，加入15g/t丁基黄药、24g/t 2#油。
[0020]进一步地，步骤S5中，按原矿干重计，粗选I作业所得尾矿中加入750g/t焦亚硫酸钠搅拌、15g/t丁基黄药、24g/t 2#油；粗选Ⅱ作业所得尾矿中加入10g/t丁基黄药、12g/t 2#油；粗选Ⅲ作业所得尾矿加入10g/t丁基黄药、12g/t 2#油。
[0021]进一步地，步骤S6中，按原矿干重计，精选I作业中加入500g/t碳酸钠、500g/t焦亚硫酸钠、10g/t丁基黄药、12g/t 2#油。
[0022]本专利技术的有益效果在于：
[0023](1)本专利技术开发了一种高砷金精矿超细磨
‑
焦亚硫酸钠曝气氧化的毒砂分选工艺，通过长时间曝气氧化扩大黄铁矿与毒砂的可浮性差异，以常规丁基黄药为捕收剂回收解离金与黄铁矿。与传统强氧剂氧化法相比，本专利技术工艺改善了浮选矿化泡沫稳定性，浮选泡沫清脆，浮选终点现象明显，分选效率大幅提升且可操作性强。
[0024](2)本专利技术中提出在磨矿过程中添加焦亚硫酸钠以强化药剂与目的矿物的作用，曝气过程中精准控制药剂添加量及作用时间，使矿浆pH及Eh值保持相对稳定，使毒砂矿物充分氧化，同时避免黄铁矿被过度氧化。
[0025](3)本专利技术提出将高砷金精矿进行分选处理，获取高价值的低砷金精矿及高砷尾矿两种产品，分别作为火法与湿法冶炼原材料，避免纯火法冶炼过程产生含砷烟气污染，不仅提升产品的综合回收价值，更符合“绿色矿业”发展理念。
附图说明
[0026]图1为本专利技术实施例1、2的方法流程示意图；
[0027]图2为本专利技术对比例1、2的方法流程示意图。
具体实施方式
[0028]以下将结合附图对本专利技术作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本专利技术的保护范围并不限于本实施例。
[0029]实施例1
[0030]本实例选取试验样品来自甘肃某选厂生产的金精矿，细度为P80@49μm(
‑
0.074mm占91％)，精矿含水率8％，含大量残余药剂，金矿含金23.88g/t，含砷2.21％，含硫36.24％，属于低品位难处理高砷金精矿。矿石中主要金属矿物为黄铁矿、毒砂，少量金矿物以单体存在，黄铁矿与金紧密连生，脉石矿物主要为石英。
[0031]本实施例采用一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法对上述试验样品进行处理，将含砷金精矿预先脱药后，经超细磨后充分解离，再通过曝气氧化，最后通过“四次粗选、两次精选”作业得到高砷金精矿和低砷金精矿。如图1所示，具体包括如下步骤：
[0032]S1、脱药作业：将高砷金精矿加入搅拌槽中，按原矿干重计，加入1000g/t硫化钠、1000g/t活性炭辅助脱药，搅拌5min后矿浆进行浓密沉降，并移除上清液中残留药剂；
[0033]S2、超细磨作业：按原矿干重计，往步骤S1中所得浓密底流矿浆加入1500g/t焦亚硫酸钠，并送入超细磨机进行循环磨本文档来自技高网...
【技术保护点】
【技术特征摘要】
1.一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法，其特征在于，具体步骤如下：S1、浓缩搅拌脱药：将高砷金精矿加入搅拌槽中，加入硫化钠、活性炭以辅助脱药，搅拌后矿浆进行浓密沉降并移除上清液中残留药剂；S2、超细磨：往步骤S1所得的浓密底流矿浆中加入焦亚硫酸钠后送入超细磨机进行循环磨矿作业；S3、曝气氧化：将步骤S2所得的磨矿产品送入曝气槽，加入碳酸钠、片碱进行调浆，然后进行曝气作业对毒砂进行氧化；S4、搅拌作业：将经过步骤S3处理的矿浆送入搅拌槽，加入丁基黄药、2#油进行矿化；S5、粗选作业：将步骤S4经过矿化后的矿浆送入浮选系统，进行粗选Ⅰ作业；往粗选Ⅰ作业所得尾矿中加入焦亚硫酸钠、丁基黄药、2#油进行矿化，并进行粗选Ⅱ作业；粗选Ⅱ作业所得尾矿中加入丁基黄药、2#油进行矿化，并进入到粗选Ⅲ作业；粗选Ⅲ作业所得尾矿中加入丁基黄药、2#油进行矿化，并进入到粗选Ⅳ作业；S6、精选作业：将步骤S5中粗选Ⅰ至粗选Ⅳ作业所得精矿合并后加入碳酸钠、焦亚硫酸钠、丁基黄药、2#油进行矿化并进入精选Ⅰ作业；精选Ⅰ作业所得精矿直接进入精选Ⅱ作业，精选Ⅱ作业所得精矿即为最终低砷金精矿，精选Ⅰ作业和精选Ⅱ作业所得尾矿与步骤S5所得粗选Ⅳ作业的尾矿合并得到最终高砷尾矿。2.根据权利要求1所...
【专利技术属性】
技术研发人员：缪彦，杨松涛，王乾坤，樊怀军，李广，黄裕卿，梁治安，孙忠梅，赵汝全，刘永松，马维鑫，
申请(专利权)人：厦门紫金矿冶技术有限公司，
类型：发明
国别省市：
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