CN103706461A - 一种含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其包括以下步骤：(1)破碎：以含砷铜硫矿石为原矿，将该原矿破碎；(2)磨矿；(3)铜浮选；(4)磁选；(5)硫浮选I；(6)硫浮选II；(7)砷硫重选分离；本发明的选矿工艺采用浮选、重选、磁选多种联合选矿方法，给选矿工艺带来了良好的分选效果，而且在浮选过程中，不添加任何抑制剂，利用矿物可浮性及浮游速度的差异，得到低砷合格硫精矿和砷硫混合精矿，砷硫混合精矿通过重选实现分离，工序简洁易于实现，且选矿效果好，能有效降低精矿产品中砷的含量，得到合格的精矿，且操作简单，综合生产成本低，无污染，利于广泛推广应用。
Description
技术领域
本发明属于选矿领域，具体涉及一种含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺。
背景技术
砷在地壳中含量并不大，但是在自然界中到处都有。砷在地壳中有时以游离状态存在，不过主要是以硫化物矿的形式存在，如雌黄(As2S3)、雄黄(As2S2)和砷黄铁矿(FeAsS)。
毒砂是分布最广的硫砷化物，大多见于高温和中温热液矿床中，与铜、铅、锌等硫化物共生。由于生成条件相近，使其物理与化学性质在一些方面和共生的有用矿物相近似，所以在选别(特别是浮选)铜、铅、锌等金属硫化物以及其他有用矿物时，尤其是浮选硫化铁时，它常常被选进精矿中，使精矿含砷过高，严重影响后续的冶金、制酸工艺，并且带来诸多环境污染问题。降低选矿产品中砷的含量，对于降低选矿成本、提高经济效益、搞好环境保护具有重要的意义。
在毒砂与各种金属硫化矿物的分离中，毒砂与黄铁矿的分离被认为是最具有代表性的难题。俄歇能谱研究表明，毒砂存在[FeS]和[AsS]两种表面，其中[FeS]与黄铁矿的表面[FeS]极为类似，这可能是造成黄铁矿与毒砂难以分离的主要原因。从目前的研究内容看，分离毒砂和黄铁矿的主要方案为抑砷浮硫，采用氧化剂法是主要的研究方向，组合调整剂和有机抑制剂法以及电化学氧化法也逐渐被研究者重视。这些方法实行“强拉重压”的选矿工艺，不仅必须使用大量的抑制剂和捕收剂，增加了生产成本，而且由于过量的药剂破坏了各种硫化矿物的自然浮游性，直接影响了各种矿物的回收率和精矿品位质量。
发明内容
针对上述的不足，本发明目的在于，提供一种能降低精矿产品中砷的含量，得到合格的精矿，且操作简单，综合生产成本低，无污染的含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺。
为实现上述目的，本发明所提供的技术方案是：
一种含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其包括以下步骤：
(1)破碎：以含砷铜硫矿石为原矿，将该原矿破碎；
(2)磨矿：预备石灰，将该石灰和破碎后的原矿加入到球磨机中，其中石灰加入量按每吨原矿加入3500～5000g，获得原矿石灰混合物；然后往球磨机内注入水，其中水的注入量的与原矿石灰混合物重量比为0.7～1.3：0.7～1.3；启动球磨机进行磨矿，获得第一矿浆；
(3)铜浮选：将丁基黄药和乙硫氨酯加入第一矿浆，其中丁基黄药的加入量按每吨第一矿浆加入50～120g，乙硫氨酯的加入量按每吨第一矿浆加入50～100g；然后搅拌均匀，获得第二矿浆，接着加入起泡剂，该起泡剂的加入量按每吨第二矿浆加入20～30g；待搅拌均匀后，然后开启充气阀门，进行刮泡，获得铜粗精矿；该铜粗精矿经过精选后，获得铜精矿及尾矿；
(4)磁选：经铜浮选后的尾矿进入磁选工序，实现回收磁黄铁矿的目的，并且获得硫精矿及尾矿；
(5)硫浮选I：经磁选后的尾矿进入硫浮选I工序，实现回收浮黄铁矿的目的，并且获得硫精矿及尾矿；
(6)硫浮选II：经硫浮选I后的尾矿进入硫浮选II工序，实现回收难浮黄铁矿和毒砂的目的，并且获得得到砷硫粗精矿，对该砷硫粗精矿进行精选，获得砷硫混合精矿；
(7)砷硫重选分离：砷硫混合精矿进入摇床进行重选分离工序，获得硫精矿以及毒砂尾矿。
作为本发明的一种改进，其还包括步骤(8)：将步骤(4)、步骤(5)和步骤(7)中所获得的硫精矿进行混合得到最终硫精矿。
作为本发明的一种改进，所述步骤(1)具体包括以下步骤：
(1.1)以含砷铜硫矿石为原矿，采用颚式破碎机将该原矿破碎成粒径为40～60mm的粗碎矿；
(1.2)采用对辊破碎机对粗碎矿破碎成粒径为1～4mm的精碎矿。
作为本发明的一种改进，所述步骤(2)中的启动球磨机进行磨矿工序，直至矿浆的磨矿粒度150～250目占70％～75％，获得第一矿浆。
作为本发明的一种改进，所述步骤(3)具体包括以下步骤：
(3.1)将丁基黄药和乙硫氨酯加入第一矿浆，其中丁基黄药的加入量按每吨第一矿浆加入50～120g，乙硫氨酯的加入量按每吨第一矿浆加入50～100g；然后搅拌3～5分钟，获得第二矿浆；
(3.2)将起泡剂加入第二矿浆，该起泡剂的加入量按每吨第二矿浆加入20～30g；搅拌2～7分钟后，开启充气阀门，进行刮泡3～10分钟，获得铜粗精矿；
(3.3)铜粗精矿经过精选后，获得品位为18～20％、回收率为85～95％的铜精矿及尾矿。
作为本发明的一种改进，所述步骤(4)具体包括以下步骤：
(4.1)磁粗选：铜浮选后的尾矿进入磁粗选工序，磁场强度设置为3500～4000奥斯特；
(4.2)磁精选：经粗选工序后的尾矿磁精选工序，磁场强度设置为3000～3500奥斯特，经磁粗选和磁精选后，实现回收磁黄铁矿的目的，并且得到含硫品位为32～36％、含砷品位<0.1％的硫精矿及尾矿。
作为本发明的一种改进，所述步骤(5)具体包括以下步骤：
(5.1)将硫酸加入磁选后的尾矿，以调整尾矿的pH值为6～8，获得第三矿浆；
(5.2)搅拌3～5分钟第三矿浆后，将乙基黄药加入第三矿浆，其中乙基黄药的加入量按每吨第三矿浆加入50～80g，然后搅拌2～7分钟，获得第四矿浆；
(5.3)将起泡剂加入第四矿浆，该起泡剂的加入量按每吨第四矿浆加入15～30g，搅拌2～8分钟后开启充气阀门，进行刮泡2～7分钟，获得到含硫品位为32～38％、含砷品位<0.2％的合格硫精矿。
作为本发明的一种改进，所述步骤(6)具体包括以下步骤：
(6.1)将乙基黄药加入硫浮选I后的尾矿，其中乙基黄药的加入量按每吨硫浮选I后的尾矿加入40～60g，然后搅拌2～7分钟，获得第五矿浆；
(6.2)将起泡剂加入第五矿浆，该起泡剂的加入量按每吨第五矿浆加入10～20g，待搅拌2～7分钟后，开启充气阀门，进行刮泡5～8分钟，得到砷硫粗精矿；
(6.3)对砷硫粗精矿进行精选，获得含硫品位为30～36％、含砷品位为0.5～4.0％的砷硫混合精矿。
作为本发明的一种改进，所述步骤(7)具体包括以下步骤：
(7.1)将砷硫混合精矿加入摇床进行重选分离工序，其中摇床的冲程设置为9～17mm，冲次280～460次／分钟；
(7.2)经重选分离工序后，获得含硫品位为32～36％、含砷品位<0.5％的硫精矿以及毒砂尾矿。
作为本发明的一种改进，所述起泡剂为起泡剂二号油。
作为本发明的一种改进，所述步骤(1)中水的注入量的与原矿石灰混合物重量比为1：1。
本发明的有益效果为：本发明的选矿工艺采用浮选、重选、磁选多种联合选矿方法，给选矿工艺带来了良好的分选效果，而且在浮选过程中，不添加任何抑制剂，利用矿物可浮性及浮游速度的差异，得到低砷合格硫精矿和砷硫混合精矿，砷硫混合精矿通过重选实现分离，工序简洁易于实现，且选矿效果好，能有效降低精矿产品中砷的含量，得到合格的精矿，且操作简单，综合生产成本低，无污染，利于广泛推广应用。
下面结合附图和实施例，对本发明作进一步说明。
附图说明
图1是本发明的选矿工艺流程图。
具体实施方式
实施例：参见图1，本实施例提供的一种含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其包括以下步骤：
(1)破碎：以含砷铜硫矿石为原矿，将该原矿破碎；所述步骤(1)具体包括以下步骤：(1.1)以含砷铜硫矿石为原矿，采用颚式破碎机将该原矿破碎成粒径为40～60mm的粗碎矿；(1.2)采用对辊破碎机对粗碎矿破碎成粒径为1～4mm的精碎矿。
(2)磨矿：预备石灰，将该石灰和破碎后的原矿加入到球磨机中，其中石灰加入量按每吨原矿加入3500～5000g，获得原矿石灰混合物；然后往球磨机内注入水，其中水的注入量的与原矿石灰混合物重量比为0.7～1.3：0.7～1.3，优选为1：1。启动球磨机进行磨矿，获得第一矿浆；所述步骤(2)中的启动球磨机进行磨矿工序，直至矿浆的磨矿粒度150～250目占70％～75％，获得第一矿浆。
(3)铜浮选：将丁基黄药和乙硫氨酯加入第一矿浆，其中丁基黄药的加入量按每吨第一矿浆加入50～120g，乙硫氨酯的加入量按每吨第一矿浆加入50～100g；然后搅拌均匀，获得第二矿浆，接着加入起泡剂，该起泡剂的加入量按每吨第二矿浆加入20～30g；待搅拌均匀后，然后开启充气阀门，进行刮泡，获得铜粗精矿；该铜粗精矿经过精选后，获得铜精矿及尾矿；所述步骤(3)具体包括以下步骤：(3.1)将丁基黄药和乙硫氨酯加入第一矿浆，其中丁基黄药的加入量按每吨第一矿浆加入50～120g，乙硫氨酯的加入量按每吨第一矿浆加入50～100g；然后搅拌3～5分钟，获得第二矿浆；(3.2)将起泡剂加入第二矿浆，该起泡剂的加入量按每吨第二矿浆加入20～30g；搅拌2～7分钟后，开启充气阀门，进行刮泡3～10分钟，获得铜粗精矿；(3.3)铜粗精矿经过精选后，获得品位为18～20％、回收率为85～95％的铜精矿及尾矿。
(4)磁选：经铜浮选后的尾矿进入磁选工序，实现回收磁黄铁矿的目的，并且获得硫精矿及尾矿；所述步骤(4)具体包括以下步骤：(4.1)磁粗选：铜浮选后的尾矿进入磁粗选工序，磁场强度设置为3500～4000奥斯特；(4.2)磁精选：经粗选工序后的尾矿磁精选工序，磁场强度设置为3000～3500奥斯特，经磁粗选和磁精选后，实现回收磁黄铁矿的目的，并且得到含硫品位为32～36％、含砷品位<0.1％的硫精矿及尾矿。
(5)硫浮选I：经磁选后的尾矿进入硫浮选I工序，实现回收浮黄铁矿的目的，并且获得硫精矿及尾矿；所述步骤(5)具体包括以下步骤：(5.1)将硫酸加入磁选后的尾矿，以调整尾矿的pH值为6～8，获得第三矿浆；(5.2)搅拌3～5分钟第三矿浆后，将乙基黄药加入第三矿浆，其中乙基黄药的加入量按每吨第三矿浆加入50～80g，然后搅拌2～7分钟，获得第四矿浆；(5.3)将起泡剂加入第四矿浆，该起泡剂的加入量按每吨第四矿浆加入15～30g，搅拌2～8分钟后开启充气阀门，进行刮泡2～7分钟，获得到含硫品位为32～38％、含砷品位<0.2％的合格硫精矿。
(6)硫浮选II：经硫浮选I后的尾矿进入硫浮选II工序，实现回收难浮黄铁矿和毒砂的目的，并且获得得到砷硫粗精矿，对该砷硫粗精矿进行精选，获得砷硫混合精矿；所述步骤(6)具体包括以下步骤：(6.1)将乙基黄药加入硫浮选I后的尾矿，其中乙基黄药的加入量按每吨硫浮选I后的尾矿加入40～60g，然后搅拌2～7分钟，获得第五矿浆；(6.2)将起泡剂加入第五矿浆，该起泡剂的加入量按每吨第五矿浆加入10～20g，待搅拌2～7分钟后，开启充气阀门，进行刮泡5～8分钟，得到砷硫粗精矿；(6.3)对砷硫粗精矿进行精选，获得含硫品位为30～36％、含砷品位为0.5～4.0％的砷硫混合精矿。
(7)砷硫重选分离：砷硫混合精矿进入摇床进行重选分离工序，获得硫精矿以及毒砂尾矿。所述步骤(7)具体包括以下步骤：(7.1)将砷硫混合精矿加入摇床进行重选分离工序，其中摇床的冲程设置为9～17mm，冲次280～460次／分钟；(7.2)经重选分离工序后，获得含硫品位为32～36％、含砷品位<0.5％的硫精矿以及毒砂尾矿。
(8)将步骤(4)、步骤(5)和步骤(7)中所获得的硫精矿进行混合得到最终硫精矿。
所述起泡剂优选为起泡剂二号油。
具体实施过程中，下面以采用内蒙某铜硫矿石为例，其成分百分含量为铜0.28～0.55％，硫8.42～12.76％，铁14.36～28.61％，砷0.13～1.28％。
(1)破碎：原矿为内蒙某铜硫矿石，其成分百分含量为铜0.28～0.55％，硫8.42～12.76％，铁14.36～28.61％，砷0.13～1.28％；采用颚式破碎机将该原矿破碎成粒径为50mm的粗碎矿，然后采用对辊破碎机对粗碎矿破碎成粒径为2mm的精碎矿。
(2)磨矿：预备石灰，将该石灰和破碎后的原矿加入到球磨机中，其中石灰加入量按每吨原矿加入3500g，获得原矿石灰混合物；然后往球磨机内注入水，其中水的注入量的与原矿石灰混合物重量比为1：1。启动球磨机进行磨矿，获得第一矿浆；所述步骤(2)中的启动球磨机进行磨矿工序，获得磨矿粒度200目占72％的第一矿浆。
(3)铜浮选：将丁基黄药和乙硫氨酯加入第一矿浆，其中丁基黄药的加入量按每吨第一矿浆加入60g，乙硫氨酯的加入量按每吨第一矿浆加入50g；然后搅拌3～5分钟，获得第二矿浆；将起泡剂二号油加入第二矿浆，该起泡剂二号油的加入量按每吨第二矿浆加入20g；搅拌3～5分钟后，开启充气阀门，进行刮泡5～8分钟，获得铜粗精矿；铜粗精矿经过精选三次后，获得品位为18.45％，回收率为86.48％的铜精矿及尾矿。
(4)磁选：经铜浮选后的尾矿进入磁选工序，经一次磁粗选工序和磁精选工序，磁选磁场强度分别为3600奥斯特和3000奥斯特，得到含硫品位为34.82％、含砷品位为0.02％的硫精矿I及尾矿。
(5)硫浮选I：经磁选后的尾矿进入硫浮选I工序，将硫酸加入磁选后的尾矿，以调整尾矿的pH值为8，获得第三矿浆；搅拌3～5分钟第三矿浆后，将乙基黄药加入第三矿浆，其中乙基黄药的加入量按每吨第三矿浆加入65g，然后搅拌3～5分钟，获得第四矿浆；将起泡剂二号油加入第四矿浆，该起泡剂二号油的加入量按每吨第四矿浆加入20g，搅拌3～5分钟后开启充气阀门，进行刮泡3.5分钟，获得到含硫品位为35.9％、含砷品位<0.13％的合格硫精矿II。
(6)硫浮选II：经硫浮选I后的尾矿进入硫浮选II工序，将乙基黄药加入硫浮选I后的尾矿，其中乙基黄药的加入量按每吨硫浮选I后的尾矿加入50g，然后搅拌3～5分钟，获得第五矿浆；将起泡剂二号油加入第五矿浆，该起泡剂二号油的加入量按每吨第五矿浆加入15g，待搅拌3～5分钟后，开启充气阀门，进行刮泡5～8分钟，得到砷硫粗精矿；对砷硫粗精矿进行精选，获得含硫品位为30.06％、含砷品位为0.65％的砷硫混合精矿。
(7)砷硫重选分离：将砷硫混合精矿加入摇床进行重选分离工序，其中摇床的冲程设置为12mm，冲次420次／分钟；经重选分离工序后，获得含硫品位为32.61％、含砷品位为0.25％的硫精矿III以及毒砂尾矿。
(8)将硫精矿I、硫精矿II和硫精矿III进行混合得到最终硫精矿，硫品位为35.12％、砷品位为0.15％，综合回收率为88.42％。
上述实施例仅为本发明较好的实施方式，本发明不能一一列举出全部的实施方式，凡采用上述实施例之一的技术方案，或根据上述实施例所做的等同变化，均在本发明保护范围内。
本发明的选矿工艺采用浮选、重选、磁选多种联合选矿方法，给选矿工艺带来了良好的分选效果。
本发明的选矿工艺在浮选过程中，不添加任何抑制剂，利用矿物可浮性及浮游速度的差异，得到低砷合格硫精矿和砷硫混合精矿，砷硫混合精矿通过重选实现分离，选矿效果好，且操作简单，综合生产成本低，无污染。
根据上述说明书的揭示和教导，本发明所属领域的技术人员还可以对上述实施方式进行变更和修改。因此，本发明并不局限于上面揭示和描述的具体实施方式，对本发明的一些修改和变更也应当落入本发明的权利要求的保护范围内。此外，尽管本说明书中使用了一些特定的术语，但这些术语只是为了方便说明，并不对本发明构成任何限制，如本发明上述实施例所述，采用与其相同或相似步骤而得到的其它选矿工艺，均在本发明保护范围内。
Claims (10)
1.一种含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其特征在于，其包括以下步骤：
(1)破碎：以含砷铜硫矿石为原矿，将该原矿破碎；
(2)磨矿：预备石灰，将该石灰和破碎后的原矿加入到球磨机中，其中石灰加入量按每吨原矿加入3500～5000g，获得原矿石灰混合物；然后往球磨机内注入水，其中水的注入量的与原矿石灰混合物重量比为0.7～1.3：0.7～1.3；启动球磨机进行磨矿，获得第一矿浆；
(3)铜浮选：将丁基黄药和乙硫氨酯加入第一矿浆，其中丁基黄药的加入量按每吨第一矿浆加入50～120g，乙硫氨酯的加入量按每吨第一矿浆加入50～100g；然后搅拌均匀，获得第二矿浆，接着加入起泡剂，该起泡剂的加入量按每吨第二矿浆加入20～30g；待搅拌均匀后，然后开启充气阀门，进行刮泡，获得铜粗精矿；该铜粗精矿经过精选后，获得铜精矿及尾矿；
(4)磁选：经铜浮选后的尾矿进入磁选工序，实现回收磁黄铁矿的目的，并且获得硫精矿及尾矿；
(5)硫浮选I：经磁选后的尾矿进入硫浮选I工序，实现回收浮黄铁矿的目的，并且获得硫精矿及尾矿；
(6)硫浮选II：经硫浮选I后的尾矿进入硫浮选II工序，实现回收难浮黄铁矿和毒砂的目的，并且获得得到砷硫粗精矿，对该砷硫粗精矿进行精选，获得砷硫混合精矿；
(7)砷硫重选分离：砷硫混合精矿进入摇床进行重选分离工序，获得硫精矿以及毒砂尾矿。
2.根据权利要求1所述的含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其特征在于，所述步骤(1)具体包括以下步骤：
(1.1)以含砷铜硫矿石为原矿，采用颚式破碎机将该原矿破碎成粒径为40～60mm的粗碎矿；
(1.2)采用对辊破碎机对粗碎矿破碎成粒径为1～4mm的精碎矿。
3.根据权利要求1所述的含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其特征在于，所述步骤(2)中的启动球磨机进行磨矿工序，直至矿浆的磨矿粒度150～250目占70％～75％，获得第一矿浆。
4.根据权利要求1所述的含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其特征在于，所述步骤(3)具体包括以下步骤：
(3.1)将丁基黄药和乙硫氨酯加入第一矿浆，其中丁基黄药的加入量按每吨第一矿浆加入50～120g，乙硫氨酯的加入量按每吨第一矿浆加入50～100g；然后搅拌3～5分钟，获得第二矿浆；
(3.2)将起泡剂加入第二矿浆，该起泡剂的加入量按每吨第二矿浆加入20～30g；搅拌2～7分钟后，开启充气阀门，进行刮泡3～10分钟，获得铜粗精矿；
(3.3)铜粗精矿经过精选后，获得品位为18～20％、回收率为85～95％的铜精矿及尾矿。
5.根据权利要求1所述的含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其特征在于，所述步骤(4)具体包括以下步骤：
(4.1)磁粗选：铜浮选后的尾矿进入磁粗选工序，磁场强度设置为3500～4000奥斯特；
(4.2)磁精选：经粗选工序后的尾矿磁精选工序，磁场强度设置为3000～3500奥斯特，经磁粗选和磁精选后，实现回收磁黄铁矿的目的，并且得到含硫品位为32～36％、含砷品位<0.1％的硫精矿及尾矿。
6.根据权利要求1所述的含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其特征在于，所述步骤(5)具体包括以下步骤：
(5.1)将硫酸加入磁选后的尾矿，以调整尾矿的pH值为6～8，获得第三矿浆；
(5.2)将乙基黄药加入第三矿浆，其中乙基黄药的加入量按每吨第三矿浆加入50～80g，然后搅拌2～7分钟，获得第四矿浆；
(5.3)将起泡剂加入第四矿浆，该起泡剂的加入量按每吨第四矿浆加入15～30g，搅拌2～8分钟后开启充气阀门，进行刮泡2～7分钟，获得到含硫品位为32～38％、含砷品位<0.2％的合格硫精矿。
7.根据权利要求1所述的含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其特征在于，所述步骤(6)具体包括以下步骤：
(6.1)将乙基黄药加入硫浮选I后的尾矿，其中乙基黄药的加入量按每吨硫浮选I后的尾矿加入40～60g，然后搅拌2～7分钟，获得第五矿浆；
(6.2)搅拌3～5分钟第三矿浆后，将起泡剂加入第五矿浆，该起泡剂的加入量按每吨第五矿浆加入10～20g，待搅拌2～7分钟后，开启充气阀门，进行刮泡5～8分钟，得到砷硫粗精矿；
(6.3)对砷硫粗精矿进行精选，获得含硫品位为30～36％、含砷品位为0.5～4.0％的砷硫混合精矿。
8.根据权利要求1所述的含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其特征在于，所述步骤(7)具体包括以下步骤：
(7.1)将砷硫混合精矿加入摇床进行重选分离工序，其中摇床的冲程设置为9～17mm，冲次280～460次／分钟；
(7.2)经重选分离工序后，获得含硫品位为32～36％、含砷品位<0.5％的硫精矿以及毒砂尾矿。
9.根据权利要求1所述的含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其特征在于，所述起泡剂为起泡剂二号油，所述步骤(1)中水的注入量的与原矿石灰混合物重量比为1：1。
10.根据权利要求1所述的含砷铜硫矿石的无抑制选矿工艺，其特征在于，其还包括步骤(8)：将步骤(4)、步骤(5)和步骤(7)中所获得的硫精矿进行混合得到最终硫精矿。
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