CN100361750C - 硫精矿除杂提纯浮选工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种硫精矿除杂提纯浮选工艺，属于冶金化工类；其核心是改硫酸烧渣选铁为硫酸原料浮选提纯硫化铁，用产出的高品位硫化铁精矿制酸，使烧渣铁品位直接达到炼铁要求，成为铁精粉，烧渣将被100%利用，该工艺有两项内容，一是硫酸原料之一金精矿氰化尾渣除杂，二是硫精矿提纯；该工艺是通过金精矿氰化尾渣除杂浮选工艺流程及硫精矿提纯浮选工艺流程来实现的。该工艺不仅简单、易行，技术指标高，经济效益好；还将改变硫酸厂只生产硫酸的历史，它将使硫酸厂既生产硫酸，又生产铁精矿粉和黄金，还将使部分硫精矿中所含的有色金属得到回收利用。

Description

硫精矿除杂提纯浮选工艺

技术领域

本发明涉及一种硫精矿除杂提纯浮选工艺，该工艺主要涉及硫精矿中的硫、铁、金的利用及部分原料中所含铜铅锌的综合回收的技术问题。

背景技术

目前国内外硫酸烧渣利用现状，相差较大，在国内硫酸烧渣中铁的利用率不高，只有一少部分选成铁精矿粉用于炼铁，大部分未尽其用，烧渣中的有色金属等有价值组分均未利用；现在，一般制硫酸的原料为硫精矿，即硫化铁精矿，硫精矿产自硫铁矿矿山，黄金矿山及有色金属矿山，黄金矿山的硫精矿为浮选金精矿氰化尾渣；而硫精矿含硫品位一般为30％～40％，40％品位的硫精矿为一级品，硫精矿主要含硫矿物为黄铁矿和少量磁黄铁矿，制硫酸时硫化铁经氧化焙烧，硫生成SO₂用于制硫酸，铁氧化成Fe₂O₃和Fe₃O₄，因此硫酸烧渣富含铁，其品位一般在30％～50％不等，烧渣中还含少量的Cu、Pb、Zn氧化物及少量金，非金属矿物主要为石英等硅酸盐矿物；如我国鞍山式赤铁矿矿石铁品位为26～30％，而硫酸烧渣铁品位为30％～50％，我国年产硫酸烧渣量约为铁矿石产量的十分之一，因此硫酸烧渣是我国重要的铁矿石资源之一；在实际生产中，利用硫酸烧渣炼铁必须先经选矿富集，然而硫酸烧渣选铁十分困难，其原因是硫化铁氧化焙烧时生成的铁氧化物颗粒微细，比表面积大、高度细分散、严重污染了非金属矿物表面，或因石英熔化而生成固熔体，因此长期以来硫酸烧渣选铁技术指标较低，且难有进展，是冶金、化工业的一个难题之一，需要进一步改进创新；目前我国硫酸烧渣主要流向：一是用于炼铁，如某一硫酸厂用分级抛尾重选法处理硫酸烧渣，烧渣铁品位50.03％，分级抛尾后重选精矿铁品位为66.86％，尾矿铁品位43.4％，铁回收率为37.77％；又如南京钢铁厂曾从国外引进一套高温氯化焙烧工艺处理硫酸烧渣，用氯化挥发回收烧渣中的Cu、Pb、Zn、Au和Ag，氯化挥发后的烧渣用于炼铁，由于氯化挥发严重腐蚀设备，而且烧渣铁品位不高，炼铁经济效益差，该工艺已于1991年停产；另如马鞍山钢铁公司第一烧结厂自1964年至1973年间炼铁时把硫酸烧渣作为掺料炼铁，十年间掺硫酸烧渣量5500吨，约增产铁2500吨；由于烧渣含铁品位低，炼铁时高炉利用系数低，焦比高，经济效果差，因此未经选矿富集的烧渣直接作掺料炼铁利用空间有限；二是烧水泥时作填料使用，主要用作助熔剂，或烧砖时作填料使用；三是堆存，无用的烧渣只能堆存，不能排放，堆存的烧渣污染环境，急切需要有效利用；

有报导国外硫铁矿中硫铁及贵金属利用率较高，经济效果也较好，如日本硫铁矿中硫、铁及伴生金的产值比为硫∶铁∶金＝45∶34∶21，西班牙里约·廷图埃巴奴拉联合企业铁∶硫∶伴生金＝(50～52)∶(35～40)∶(8～13)；日本1948年烧渣利用率仅为13％，到1955年烧渣利用率达100％，占当年炼铁料的13.5％；我国烧渣中铁的利用率不高的原因主要是烧渣选铁技术指标不高，提高技术指标难度比较大，烧渣选铁急待改进。

发明内容

本发明的目的在于提供一种硫精矿除杂提纯浮选工艺，解决现行硫酸厂烧渣铁的利用率低、技术指标低、经济效益差等问题；本发明充分利用硫酸原料中的硫、铁、金及有色金属，向企业提供一种工艺流程简单易行，技术指标高、经济效益好，产出高纯度硫化铁精矿制酸，使硫酸烧渣铁的品位直接达到炼铁要求，成为铁精矿粉的新工艺，该工艺还将改变硫酸厂只生产硫酸的历史，它同时还将生产铁精矿粉和黄金，还能使部分硫精矿中所含的有色金属得到回收利用，将使硫酸烧渣100％被利用，该工艺有极大的实用性和经济效益；

本发明主要内容有二项，一是硫酸原料——硫精矿除杂，二是硫精矿提纯；所谓的除杂是指除掉硫精矿中常含少量Cu、Pb、Zn及易浮的脉石矿物和碳矿物等杂质；除杂对象主要是金精矿氰化尾渣，虽然金精矿氰化尾渣也是制酸原料，也是硫精矿，但它常含一定数量的Cu、Pb、Zn及易浮的脉石矿物，这是因为黄金矿山为最大限度地提高金回收率，不得不把与金关系密切的Cu、Pb、Zn同硫化铁一起选入金精矿。如果对金精矿氰化尾渣直接进行硫化铁提纯，则它们会一起被选进提纯硫化铁的产物中，这不仅会影响提纯硫化铁产品的纯度，还会影响硫酸烧渣直接成为铁精矿粉的质量，因此金精矿氰化尾渣硫化铁提纯前必须先除杂，除杂浮选的精矿为Cu、Pb、Zn、Au、Ag混合精矿，待进一步分离回收；除杂浮选尾矿即为待提纯硫精矿；

待除杂金精矿氰化尾渣矿浆预处理：预处理的目的是活化Cu、Zn硫化物，活化作用的原理如下：

金精矿氰化浸出金是靠氰化物(氰化钠)在强碱性介质中溶解金，而氰化物恰好是Cu、Zn硫化物及黄铁矿的有效抑制剂，氰化物是强碱弱酸盐，它在矿浆中水解，生成HCN和CN^-：

KCN＝K⁺+CN^-

CN^-+H₂O＝HCN+OH

K_水解＝[HCN][OH]/[CN^-]

K_18℃＝2.54×10^-5

K_25℃＝1.54×10^-5

由上式可以看出，碱性矿浆中CN^-浓度高，有利于抑制矿浆中Cu、Zn硫化物，酸性矿浆中CN^-浓度低，有利于Cu、Zn硫化物活化。加浓硫酸后，PH值逐渐降低，CN^-浓度也随着降低，抑制作用也就随着降低，当矿浆PH值降至某一数值时，CN^-浓度降至某种硫化矿物活化等当点时，某种硫化物就开始活化，不同的硫化物活化值不同，加硫酸后矿浆PH值降至不同点，某种硫化物就被活化；

一、除杂浮选工艺流程：

1、矿浆预处理：

a)取一定量的待除杂的金精矿氰化尾渣滤饼放入搅拌槽中加水调浆，把矿浆度调至C＝60％；

b)往搅拌槽矿浆中加入浓硫酸，边加硫酸边搅拌矿浆，使矿浆的PH＝4～7，搅拌10分钟，活化Cu、Zn硫化物结束；

c)把活化好的矿浆移至另一搅拌槽内，往搅拌槽内加水稀释矿浆至浮选浓度C＝28～33％；

d)往调好矿浆浓度的搅拌槽中加捕收剂，即丁基黄药和丁基铵黑药适量，起泡剂2^#油适量，搅拌2～5分钟，矿浆进入浮选槽进行浮选除杂；上述(a)与(b)是金精矿氰化尾渣预处理阶段的Cu、Zn硫化矿的活化步骤；(c)与(d)为浮选矿浆准备步骤；

2、除杂浮选：

a)粗选：

当矿浆经过预处理活化后，进入粗选浮选槽，矿浆在粗选槽中搅拌均匀后充气浮选，粗选刮泡4分钟，泡沫产品富含Cu、Pb、Zn、Au及Ag，为粗精矿，槽内产品为粗选尾矿；

b)扫选：

留在粗选槽内的粗选尾矿，继续加丁基黄药与丁基铵黑药适量及起泡剂2^#油适量，搅拌2分钟，然后充气浮选，刮泡3分钟，扫选结束，泡沫为扫选精矿，留在槽内的产品为除杂尾矿，即为待进一步提纯的硫化铁精矿，扫选精矿返回粗选，与第二批次氰化尾渣预处理过矿浆一起进行第二批次闭路循环粗选；

c)精选：

一次精选：

首先把粗选泡沫产品放入一次精选槽内加适量水搅拌1～2分钟，以求矿浆浓度均匀，然后充气浮选，刮泡3分钟，其泡沫产品为一次精选精矿，进入二次精选，槽内矿浆为一次精选尾矿，返回粗选，与第二批次金矿氰化尾渣预处理完毕后的矿浆及与扫选精矿一起进行二批次粗选；

二次精选：

把一次精选的精矿矿浆放入二次精选的浮选槽中，加适量水，搅拌1～2分钟，然后充气刮泡2分钟，其泡沫产品为除杂的混合精矿，富含Cu、Pb、Zn、Au、Ag，二次精选的槽内产品为二次精选尾矿，返回一次精选槽内与第二批次的粗选精矿一起进行第一次精选；这样多次闭路循环产品稳定后，其精矿和尾矿为除杂浮选最终产品。

硫精矿提纯：

所谓提纯是指最大限度地甩掉硫精矿中的石英等硅酸盐矿物，使硫化铁选到至纯的地步。目前硫酸厂所用的最高品级的硫精矿含硫品位40～43％，该品级的硫精矿含脉石矿物量为25～20％；其制酸烧渣含铁品位为46～56％；而本发明的除杂提纯工艺能把精矿硫品位提高到50～52％，其杂质含量降至6～2％，烧渣铁品位达到64～67％，可直接用于炼铁，成为铁精矿粉；硫精矿提纯前须对矿浆进行预处理，预处理的目的是活化黄铁矿、抑制石英等脉石矿物；活化作用的原理是黄铁矿的表面状态与矿浆的PH值有关，PH值高时，即在强碱性介质中，黄铁矿表面会生成FeO(OH)，FeO(OH)为铁氧化物，具有亲水性，可浮选性变差，因此在强碱性介质中黄铁矿受抑制，在强碱性介质中如果添加了氰化物，[OH]浓度高，因此CN^-也高，所以金精矿氰化过程中黄铁矿受到强烈抑制，在酸性介质中(OH)浓度和CN^-浓度都会降低，PH值越低，它们的浓度越低，抑制作用消失，而且强酸能使黄铁矿表面分解出元素S°，FeS₂→FeS+S°，元素硫能提高黄铁矿表面的疏水性，从而提高了黄铁矿的可浮性，使黄铁矿强烈活化，这正是我们所需要的。至于浓硫酸能抑制石英及其它硅酸盐矿物，是硫酸能提高其表面的亲水性造成的；

二、硫精矿提纯浮选工艺流程：

1、矿浆预处理

a)待提纯硫精矿、在搅拌槽中调浆，浓度C＝60％；

b)往浓度C＝60％的矿浆中加浓硫酸，边加酸边搅拌矿浆，使矿浆PH＝1～4；

c)待矿浆PH值稳定在要求的PH值后搅拌10分钟，使黄铁矿表面充分活化，石英等硅酸盐矿物受到完全抑制；

d)将矿浆移至下一个搅拌槽中，加水稀释矿浆浓度至浮选浓度C＝28～33％；

e)往稀释的矿浆中加浮选药剂丁基铵黑药适量，2^#油适量，搅拌2～5分钟，进行硫精矿提纯浮选；

2、硫化铁提纯浮选：

a)粗选：

将预处理完矿浆移至粗选浮选槽内，搅拌均匀后充气刮泡6分钟，泡沫产品即为硫化铁提纯粗选精矿，槽内产品为粗选尾矿；

b)一次扫选：

往粗选后的槽内产品继续加丁基铵黑药和2^#油适量，然后充气，刮泡5分钟，一次扫选结束，泡沫产品为一次扫选精矿，槽内产品为一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回粗选，参加第二批次粗选；

c)二次扫选：

往一次扫选尾矿中继续加丁基铵黑药和2^#油适量，搅拌2分钟，充气刮泡5分钟，泡沫产品为二次扫选精矿，槽内产品为二次扫选尾矿，即为最终尾矿，二次扫选精矿返回一次扫选槽内，参加第二批次的一次扫选；

d)一次精选：

粗选精矿进入一次精选浮选槽，搅拌1～2分钟，调好矿浆面，然后充气空白精选，刮泡5.5分钟，一次精选结束，泡沫产品为一次精选精矿，进入二次精选，槽内产品为一次精选尾矿，返回粗选参加第二批次粗选；

e)二次精选：

一次精选精矿进入二次精选浮选槽，进行二次精选，先加适量水搅拌1～2分钟，然后充气浮选，刮泡4.5分钟，泡沫产品为二次精选精矿，槽内产品为二次精选尾矿，返回一次精选槽参加第二批次粗精矿一次精选；

f)三次精选：

二次精选泡沫产品即二次精选精矿进入三次精选浮选槽，进行三次空白精选，加适量水搅拌1～2分钟，调好矿浆面，然后充气浮选4.5分钟，泡沫产品为三次精选精矿，即为最终高纯硫精矿，槽内产品为三次精选尾矿，返回二次精选槽与第二批次一次精选泡沫一起进行二批次二次精选；

上述循序返回闭路试验，经过4～5批次闭路循环，产品产量稳定后，其产品为最终产品，其硫精矿是有代表性，有说服力的最终精矿产品。

本发明的优点在于：

1、本发明的除杂提纯工艺流程简单，操作方便；

2、技术指标高，成功地突破了硫精矿品位上限，把硫精矿含硫品位从40～43％提高到50～52％，使烧渣铁品位达到64～67％，直接成为铁精矿粉，而且硫铁回收率均在90％以上，这样硫酸烧渣就可100％被利用，具有良好的经济效益；

3、本发明的除杂提纯工艺能改变硫酸工业生产现状，它将使硫酸企业既能生产硫酸，又能生产铁精矿粉和黄金及有色金属精矿；

4、本发明应用范围广，对金精矿氰化尾渣采用除杂提纯工艺，对硫铁矿矿山及有色金属矿山产出的硫精矿可以直接进入硫精矿提纯程序，提纯硫化铁。

附图说明：

图1为本发明的金精矿氰化尾渣除杂工艺流程图；

图2为本发明的硫精矿提纯工艺流程图；

图3为本发明硫精矿除杂提纯工艺与其相关作业联系图。

具体实施方式：

如附图1所示，为本发明的除杂工艺流程图。

硫精矿除杂实施例1：

取某矿的金精矿氰化尾渣成份如下：

元素	Cu	Pb	Zn	Au g/t	Ag g/t	S	Fe
								含量	0.38	1.63	1.12	1.71	22.75	25.76	22.47

1、矿浆预处理：

a)取一定量的待除杂的金精矿氰化尾渣滤饼，放入搅拌槽中加水调浆，使矿浆浓度调至C＝60％；

b)往搅拌槽矿浆中加入浓硫酸，边加硫酸边搅拌矿浆，使矿浆的PH＝4～7，搅拌10分钟；

c)把活化好的矿浆移至下一个搅拌槽内，往搅拌槽内加水，稀释矿浆至浮选浓度C＝28～33％；

d)往调好矿浆浓度的搅拌槽中加捕收剂，即丁基黄药和丁基铵黑药适量，起泡剂2^#油适量，搅拌2～5分钟，矿浆进入浮选槽进行浮选除杂；

2、除杂浮选：

a)粗选：

矿浆经过预处理活化后，进入粗选浮选槽中进行搅拌，把矿浆浓度搅拌均匀，搅拌1～2分钟后，充气浮选，刮泡4分钟，泡沫产品为粗精矿，槽内产品为粗选尾矿；

b)扫选：

留在粗选槽内的粗选尾矿，继续加捕收剂丁基黄药与丁基铵黑药适量及起泡剂2^#油适量，搅拌2分钟，然后充气浮选，刮泡3分钟，扫选结束，泡沫为扫选精矿，留在槽内的产品为除杂尾矿，即为待提纯的硫精矿，扫选精矿返回粗选浮选槽内与第二批次氰化尾渣预处理过矿浆一起进行第二批次闭路循环粗选；

c)精选：

一次精选：粗精矿泡沫产品进入一次精选槽内，加适量水搅拌1～2分钟，使矿浆浓度均匀，然后充气浮选，刮泡3分钟，其泡沫产品为一次精选精矿，进入二次精选槽，槽内矿浆为一次精选尾矿，返回粗选，与第二批次金精矿氰化尾渣样品预处理完毕后的矿浆及与扫选精矿一起进行二批次粗选；

二次精选：把一次精选的精矿浆放入二次精选槽中，加适量水，搅拌1～2分钟，然后充气刮泡2分钟，其泡沫产品为除杂浮选的混合精矿，富含Cu、Pb、Zn、Au、Ag，二次精选的槽内产品为二次精选尾矿，返回一次精选槽内与第二批次的粗选精矿一起进行第一次精选；这样循序返回的闭路循环后，其最终产品为精矿和尾矿，其结果见表1

某金精矿氰化尾渣除杂试验结果    表1

除杂实施例2：

取某矿的金精矿氰化尾渣滤饼为除杂原料，其成份如下：

元素	Cu	Pb	Zn	Au   g/t	Ag   g/t	A<sub>s</sub>	S	Fe
									含量	0.34	0.61	0.54	1.2	27.6	0.062	28.5	24.0

1、待除杂矿浆预处理：

a)取一定量的待除杂的金精矿氰化尾渣滤饼，放入搅拌槽中加水调浆，使矿浆度调至C＝60％；

b)往搅拌槽矿浆中加入浓硫酸，边加硫酸边搅拌矿浆，使矿浆的PH＝4～7，搅拌10分钟；

c)把活化好的矿浆移至下一个搅拌槽内，往搅拌槽内加水，稀释矿浆至浮选浓度C＝28～33％；

d)往调好矿浆浓度的搅拌槽中加捕收剂，即丁基黄药和丁基铵黑药适量，起泡剂2^#油适量，搅拌2～5分钟，矿浆进入浮选槽进行浮选除杂；

2、除杂浮选：

a)粗选：

矿浆经过预处理活化后，进入粗选浮选槽中进行搅拌，把矿浆浓度搅拌均匀，搅拌1～2分钟后充气浮选，刮泡4分钟，泡沫产品为粗精矿，槽内产品为粗选尾矿；

b)扫选：

留在粗选槽内的粗选尾矿，继续加捕收剂丁基黄药与丁基铵黑药适量及起泡剂2^#油适量，搅拌2分钟，然后充气浮选，充气刮泡3分钟，扫选结束，泡沫为扫选精矿，留在槽内的产品为除杂尾矿，即为待提纯的硫精矿，扫选精矿返回粗选浮选槽内与第二批次氰化尾渣预处理过矿浆一起进行第二批次闭路循环粗选；

c)精选：

一次精选：粗精矿进入一次精选槽，再把一次精选槽内的粗精矿加适量水搅拌1～2分钟，使矿浆浓度均匀，然后充气浮选，刮泡3分钟，其泡沫产品为一次精选精矿，进入二次精选，槽内矿浆为一次精选尾矿，返回粗选，与第二批次金矿氰化尾渣预处理完毕后的矿浆及与扫选精矿一起进行二批次粗选；

二次精选：一次精选的精矿矿浆放入二次精选槽中，加适量水，搅拌1～2分钟，然后充气刮泡2分钟，其泡沫产品为除杂的混合精矿，富含Cu、Pb、Zn、Au、Ag，二次精选的槽内产品为二次精选尾矿，返回一次精选槽内与第二批次的粗选精矿一起进行第一次精选；这样循序返回的闭路循环后，其最终产品为除杂浮选的混合精矿和尾矿，其尾矿为待提纯硫精矿。结果见表2

某金精矿氰化尾渣除杂试验结果    表2

产物名称	产率％	品  位(％)						回收率  (％)
														Cu	Pb	Zn	Aug/t	S	Fe	Cu	Pb	Zn	Au	S	Fe
		Cu  PbZn混合精矿	7.25	5.29	6.61	8.17	1.0	24.30	23.24	91.18	82.45	914	5.70													5.99	6.53
尾矿(待提纯精矿)	92.75													0.04	0.11	0.06	1.22	29.80	26.0	8.82	17.55	8.60	94.30	94.01	93.49
		原矿	100	0.42	0.58	0.65	1.20	29.40	25.8	100	100	100	100													100	100

硫精矿提纯浮选实施例3

如附图2所示，为本发明的硫精矿提纯浮选工艺流程图，

取某矿待提纯硫精矿粉成份如下：

元素	S	Fe	Au	Cu	Pb	Zn
							含量	31.41	27.89	1.8g/t	0.10	-	-

1、矿浆预处理：

a)待提纯硫精矿在搅拌槽中调浆，使矿浆浓度调至C＝60％；

b)往搅拌槽矿浆中加入浓硫酸，边加硫酸边搅拌矿浆，使矿浆的PH＝1～4；

c)矿浆PH值稳定在某数值后搅拌10分钟，活化黄铁矿抑制石英；

d)将活化后的矿浆移至下一个搅拌槽中，加水稀释矿浆浓度至浮选浓度C＝28～33％；

e)往稀释的矿浆中加浮选药剂丁基铵黑药和2^#油适量，搅拌2～5分钟；

2、硫精矿提纯浮选：

a)粗选：将预处理过的矿浆移至粗选浮选槽内，搅拌均匀后充气刮泡6分钟，泡沫产品即为硫精矿提纯粗选精矿，槽内产品为粗选尾矿；

b)一次扫选：往粗选后的槽内产品继续加丁基铵黑药和2^#油适量，然后充气浮选刮泡5分钟，一次扫选结束，泡沫产品为一次扫选精矿，槽内产品为一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回粗选槽参加第二批次粗选；

c)二次扫选：往一次扫选尾矿中继续加丁基铵黑药和2^#油适量，搅拌充气，调好矿浆面刮泡5分钟，泡沫产品为二次扫选精矿，槽内产品为二次扫选尾矿，即为最终尾矿，二次扫选精矿返回一次扫选槽内，参加第二批次的一次扫选；

d)一次精选：把粗精矿移至一次精选槽内，搅拌1～2分钟，充气、调好矿浆面，然后刮泡5.5分钟，泡沫产品为一次精选精矿进入二次精选，槽内产品为一次精选尾矿，返回粗选参加第二批次粗选；

e)二次精选：把一次精选精矿浆移至二次精选浮选槽内，搅拌1～2分钟、调好矿浆面，充气浮选刮泡4.5分钟，泡沫产品为二次精选精矿，槽内产品为二次精选尾矿，返回一次精选槽参加第二批次粗精矿一次精选；

f)三次精选：将二次精选精矿移进三次精选槽内并搅拌1～2分钟，调好矿浆面，充气浮选刮泡4.5分钟，泡沫产品为三次精选精矿，即为最终高纯硫精矿，槽内产品为三次精选尾矿，返回二次精选槽，参加第二批次样品的二次精选，这样经过4～5批次样品闭路循环，所产出精矿和尾矿产品是循环平衡后的产品，为最终产品，见表3

某矿的硫精矿提纯浮选试验结果    表3

硫精矿提纯浮选实施例4

取某金矿待提纯硫精矿进行硫化铁提纯浮选，硫精矿成份如下：

元素	S	Fe	Au  g/t	Cu	Pb	Zn
							含量	26.0	24.3	1.0	0.02	0.13	0.03

1、矿浆预处理：

a)待提纯硫精矿在搅拌槽中调浆，使矿浆浓度调至C＝60％；

b)往搅拌槽矿浆中加入浓硫酸，边加硫酸边搅拌矿浆，使矿浆的PH＝1～4；

c)矿浆PH值稳定在某一数值后搅拌10分钟，活化黄铁矿，抑制石英等硅酸盐脉石矿物；

d)矿浆移进下一个搅拌槽中，加水稀释矿浆浓度至浮选浓度C＝28～33％；

e)往稀释的矿浆中加丁基铵黑药和2^#油适量，搅拌2～5分钟，准备浮选；

2、硫精矿提纯浮选：

a)粗选：将预处理过的矿浆移至粗选浮选槽内，搅拌、调矿浆面，充气刮泡6分钟，泡沫产品为粗精矿，槽内产品为粗选尾矿；

b)一次扫选：往粗选后的槽内产品继续加丁基铵黑药和2^#油适量，搅拌、调好矿浆面，充气刮泡5分钟，泡沫产品为一次扫选精矿，返回参加第二批次粗选，槽内产品为一次扫选尾矿；

c)二次扫选：往一次扫选尾矿中继续加丁基铵黑药和2^#油适量，搅拌充气，调好矿浆面，刮泡5分钟，泡沫产品为二次扫选精矿，参加第二批次样品一次扫选，槽内产品为最终尾矿产品；

d)一次精选：把粗精矿矿浆移至一次精选浮选槽内，搅拌1～2分钟、充气，调好矿浆面，然后刮泡5.5分钟，泡沫产品为一次精选精矿，槽内产品为一次精选尾矿，返回粗选参加第二批次粗选；

e)二次精选：把一次精选精矿矿浆移至二次精选浮选槽内，搅拌1～2分钟、调好矿浆面，充气刮泡4.5分钟，泡沫产品为二次精选精矿，槽内产品为二次精选尾矿，返回一次精选槽参加第二批次粗精矿一次精选；

f)三次精选：将二次精选精矿移进三次精选浮选槽内并搅拌1～2分钟，调好矿浆面，充气刮泡4.5分钟，泡沫产品为三次精选精矿，即为最终高纯硫精矿，槽内产品为三次精选尾矿，返回二次精选槽，参加第二批次样品的二次精选，经4～5次闭路循环后其结果见表4

某矿硫精矿提纯工艺浮选试验结果    表4

本发明的经济效果：

结合附图3及表5与表6，说明采用本发明的工艺给企业带来的经济效益，以实施例3为例，原料经过预处理——浮选提纯——高纯硫精矿焙烧制酸——烧渣氰化提金——氰化尾渣即为铁精矿粉，其经济指标见表5及表6

每吨硫精矿提纯成高纯硫精矿制酸所带来的经济效益    表5

注：铁精矿粉按600元/t、金按100元/g计。

吨原料制酸综合经济指标    表6

项目工艺	硫酸产量t/t	硫酸出厂价元/t	硫酸产值元/t	烧渣产值元/t	产值合计元/t	制酸成本元/t	选矿成本元/t	利润元/t	单位产值原料消  耗Kg/元
										硫精矿制酸	0.968	350.0	339.06	14.0	353.06	135.62	0	217.44	2.83
高纯硫精矿制酸	0.871	350.0	305.15	354.0	659.0	122.14	47.5	489.36	1.51

注：硫酸浓度为98％，硫酸生产成本为140.0元/t。

Claims (2)

1.一种硫精矿除杂提纯浮选工艺，其特征在于：它是由两个流程所构成，一是对金精矿氰化尾渣除杂；二是对硫精矿提纯；其中，该金精矿氰化尾渣除杂浮选工艺流程为：

(1)、待除杂矿浆预处理：

a、取一定量的待除杂金精矿氰化尾渣滤饼中放入搅拌槽中加水调浆，把矿浆浓度调至C＝60％；

b、往搅拌槽矿浆中加入浓硫酸，边加硫酸边搅拌矿浆，使矿浆的PH＝4～7，搅拌10分钟，活化Cu、Zn硫化矿物；

c、把活化好的矿浆移至下一个搅拌槽内，往搅拌槽内加水稀释矿浆至浮选浓度C＝28～33％；

d、往调好矿浆浓度的搅拌槽中加捕收剂，即丁基黄药和丁基铵黑药适量，起泡剂2^#油适量，搅拌2～5分钟，矿浆进入浮选槽进行浮选除杂；

(2)、除杂浮选：

a、粗选：

当矿浆经过预处理活化后，进入粗选浮选槽，矿浆在粗选槽中搅拌1～2分钟后充气浮选，粗选刮泡4分钟，泡沫产品为粗精矿，槽内产品为粗选尾矿；

b、扫选：

留在粗选槽内的为粗选尾矿，继续加丁基黄药与丁基铵黑药适量及起泡剂2^#油适量，搅拌2分钟，然后充气浮选，刮泡3分钟，扫选结束，泡沫为扫选精矿，留在槽内的产品为除杂尾矿，即为待进一步提纯的硫精矿，扫选精矿返回粗选浮选槽内，与第二批次氰化尾渣预处理过矿浆及一次精选尾矿一起进行第二批次闭路循环粗选；

c、精选：

一次精选：

首先把粗选泡沫产品放入一次精选槽内加水调矿浆面，搅拌1～2分钟，然后充气浮选，刮泡3分钟，其泡沫产品为一次精选精矿，进入二次精选，槽内矿浆为一次精选尾矿，返回粗选，与第二批次金精矿氰化尾渣样品预处理完毕后的矿浆及与扫选精矿一起进行二批次粗选；

二次精选：

把一次精选的精矿矿浆放入二次精选浮选槽中，加适量水，搅拌1～2分钟，然后充气刮泡2分钟，其泡沫产品为除杂浮选的混合精矿，富含Cu、Pb、Zn、Au、Ag，二次精选的槽内产品为二次精选尾矿，返回一次精选槽内与第二批次的粗选精矿一起进行第一次精选；这样多次闭路循环产品产量稳定后，其精矿和尾矿为最终产品。

2.根据权利要求1所述的一种硫精矿除杂提纯浮选工艺，其特征在于：所说的硫精矿提纯工艺流程为：

(1)、矿浆预处理

a、待提纯硫精矿在搅拌槽中调浆，浓度C＝60％；

b、往浓度C＝60％的矿浆中加浓硫酸，边加酸边搅拌矿浆，使矿浆PH＝1～4；

c、待矿浆PH值稳定后搅拌10分钟，使黄铁矿表面充分活化，石英等硅酸盐矿物受到完全抑制；

d、将矿浆移至下一个搅拌槽中，加水稀释矿浆浓度至浮选浓度C＝28～33％；

e、往稀释的矿浆中加浮选药剂丁基铵黑药适量，2^#油适量，搅拌2～5分钟，进行硫精矿提纯浮选；

(2)、硫精矿提纯浮选：

a、粗选：将预处理完的矿浆移至粗选浮选槽内，搅拌均匀后充气刮泡6分钟，泡沫产品即为硫化铁提纯粗选精矿，槽内产品为粗选尾矿；

b、一次扫选：往粗选后的槽内产品继续加丁基铵黑药和2^#油适量，然后充气浮选，刮泡5分钟，一次扫选结束，泡沫产品为一次扫选精矿，槽内产品为一次扫选尾矿，一次扫选精矿留待返回粗选，参加第二批次粗选；

c、二次扫选：往一次扫选尾矿中继续加丁基铵黑药和2^#油适量，搅拌1～2分钟，充气刮泡5分钟，泡沫产品为二次扫选精矿，槽内产品为二次扫选尾矿，即为最终尾矿，二次扫选精矿返回一次扫选槽内，参加第二批次的一次扫选；

d、一次精选：粗选精矿进入一次精选浮选槽，搅拌1～2分钟，调好矿浆面，然后充气精选，刮泡5.5分钟，一次精选结束，泡沫产品为一次精选精矿，进入二次精选，槽内产品为一次精选尾矿，返回粗选参加第二批次粗选；

e、二次精选：一次精选精矿进入二次精选浮选槽，进行二次精选，先加适量水，搅拌1～2分钟，然后充气浮选，刮泡4.5分钟，泡沫产品为二次精选精矿，槽内产品为二次精选尾矿，返回一次精选槽参加第二批次粗精矿一次精选；

f、三次精选：二次精选泡沫产品即二次精选精矿进入三次精选浮选槽，进行三次精选，加适量水搅拌1～2分钟，调好矿浆面，然后充气浮选4.5分钟，泡沫产品为三次精选精矿，即为最终高纯硫精矿，槽内产品为三次精选尾矿，返回二次精选槽与第二批次一次精选泡沫产品一起进行二批次二次精选。

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