CN104549769A - 一种从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法 - Google Patents

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Abstract

一种从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法，采用硫酸作pH调整剂，硫酸铜作活化剂，异丁基黄药作捕收剂，2号油作起泡剂对硫砷矿物混合浮选得硫砷混合精矿；然后将硫砷混合精矿磨矿至矿物单体解离后进行分步浮选分离，第一步分离仅获得硫粗精矿，第二步将硫粗精矿再分离得硫精矿。采用本发明能够使硫砷矿物有效分离，同时能兼顾硫精矿的品位及回收率。在给矿硫品位为25.77～28.61％、砷品位为1.58～1.90％的条件下，经过二次硫砷分离，硫精矿硫品位40.12～43.82％，硫回收率75.30～77.05％，砷品位为0.60～0.80％。

Description

一种从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法
一、技术领域
本发明涉及硫砷矿物浮选分离的方法，特别是一种从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法。
二、背景技术
在一些铅锌、铜铅锌、锡铅锌、铜锌等硫化多金属矿床中，往往含有大量硫砷矿物，由于受到金属价格及选矿技术的限制，大多数选厂只对铅锌、铜铅锌、锡铅锌或铜锌矿物进行回收，而硫砷矿物直接丢弃进入尾矿库中。随着资源匮乏和金属价格不断升高，这些硫砷尾矿成为宝贵的二次资源，但由于堆存时间过长，导致硫砷矿物表面氧化，同时还有部分硫砷矿物未充分单体解离，要想回收这些二次资源，不仅需要合适的工艺流程，同时还需要合理的药剂制度才能进行浮选回收。
三、发明内容
本发明的目的在于提供一种从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法，能够降低硫砷矿物分离难度，获较高品位硫精矿，同时保证硫的回收率。
本发明采用以下技术方案达到上述目的：一种从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法，采用硫酸作pH调整剂，硫酸铜作活化剂，异丁基黄药作捕收剂，2号油作起泡剂对硫砷矿物混合浮选得硫砷混合精矿；然后将硫砷混合精矿磨矿至矿物单体解离后进行分步浮选分离，第一步分离获得硫粗精矿，第二步将硫粗精矿再分离得硫精矿，具体步骤和药剂制度如下：
(1)混合浮选时，首先加入硫酸调整矿浆pH值为5～6，再加活化剂、然后加捕收剂和起泡剂对硫砷矿物回收得硫砷混合精矿，
(2)第一步分离时，将混合精矿磨矿至矿物单体解离后，加氢氧化钠调矿浆pH值为10.5～11，采用腐殖酸钠、次氯酸钠、巯基乙酸钠作砷矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得硫粗精矿，
(3)第二步分离时，将硫粗精矿矿浆加氢氧化钠调pH值为11～11.5，采用腐殖酸钠、次氯酸钠作砷矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得硫精矿，
(4)药剂总用量为：
硫酸1000～1500g/t，氢氧化钠500～1000g/t，硫酸铜200～250g/t，异丁基黄药300～350g/t，2号油150～200g/t，腐殖酸钠1500～2000g/t、次氯酸钠100～150g/t、巯基乙酸钠50～100g/t。
使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓度：
除另有说明外，本发明所述的百分比均为质量百分比，各组分含量百分数之和为100％。
本发明的突出优点在于：
1、硫砷混合精矿分离采用二步分离工艺，第一次分离不直接获取最终精矿、只获得粗精矿；粗精矿进行再分离获取最终精矿，不仅降低了分离难度，同时实现了硫砷矿物的有效分离，获得品位大于40％的硫精矿。
2、采用对砷矿物抑制性较强的药剂组合，较好地解决了硫砷矿物难分离的技术问题。
3、采用本发明能够使硫砷矿物有效分离，药剂简单且用量少。
四、具体实施方式
以下通过实施例对本发明的技术方案作进一步说明。
实施例1
本发明所述的从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法的一个实例，包括如下步骤：
1.矿物原料：
原料矿石中硫含量为25.77％，砷含量为1.58％。物相分析表明硫主要以黄铁矿、磁黄铁矿形式存在，砷是以毒砂形式存在，另含有少量雄黄及雌黄。
2.浮选药剂及操作条件:
硫酸1000g/t，氢氧化钠500g/t，硫酸铜200g/t，异丁基黄药300g/t，2号油150g/t，腐殖酸钠1500g/t、次氯酸钠100g/t、巯基乙酸钠50g/t。
混合浮选时，首先加入硫酸1000g/t作pH调整剂，矿浆pH值为5～6，再加活化剂硫酸铜200g/t、然后加捕收剂异丁基黄药300g/t和起泡剂2号油150g/t对硫砷矿物回收得硫砷混合精矿。
第一步分离时，将混合精矿磨矿至矿物单体解离后，加氢氧化钠400g/t调矿浆pH值为10.5～11，采用腐殖酸钠1000g/t、次氯酸钠70g/t、巯基乙酸钠50g/t作砷矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得硫粗精矿。
第二步分离时，将硫粗精矿矿浆加氢氧化钠100g/t调pH值为11～11.5，采用腐殖酸钠500、次氯酸钠30作砷矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得硫精矿。
采用以上工艺和药剂条件进行试验，结果表明硫砷矿物能够有效分离，在给矿硫品位为25.77％、砷品位为1.58％的条件下，经过二次硫砷分离，硫精矿硫品位40.12％，硫回收率75.30％，砷品位为0.80％。
实施例2
本发明所述的从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法的第二个实例，包括如下步骤：
1.矿物原料：
原料矿石中硫含量为27.99％，砷含量为1.76％。物相分析表明硫主要以黄铁矿、磁黄铁矿形式存在，砷是以毒砂形式存在，另含有少量雄黄及雌黄。
2.浮选药剂及操作条件:
硫酸1200g/t，氢氧化钠750g/t，硫酸铜220g/t，异丁基黄药330g/t，2号油170g/t，腐殖酸钠1700g/t、次氯酸钠120g/t、巯基乙酸钠75g/t。
混合浮选时，首先加入硫酸1200g/t作pH调整剂，矿浆pH值为5～6，再加活化剂硫酸铜220g/t、然后加捕收剂异丁基黄药330g/t和起泡剂2号油170g/t对硫砷矿物回收得硫砷混合精矿。
第一步分离时，将混合精矿磨矿至矿物单体解离后，加氢氧化钠550g/t调矿浆pH值为10.5～11，采用腐殖酸钠1200g/t、次氯酸钠80g/t、巯基乙酸钠75g/t作砷矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得硫粗精矿。
第二步分离时，将硫粗精矿矿浆加氢氧化钠200g/t调pH值为11～11.5，采用腐殖酸钠500、次氯酸钠40作砷矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得硫精矿。
采用以上工艺和药剂条件进行试验，结果表明硫砷矿物能够有效分离，在给矿硫品位为27.99％、砷品位为1.76％的条件下，经过二次硫砷分离，硫精矿硫品位42.30％，硫回收率76.06％，砷品位为0.71％。
实施例3
本发明所述的从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法的第三个实例，包括如下步骤：
1.矿物原料：
原料矿石中硫含量为28.61％，砷含量为1.90％。物相分析表明硫主要以黄铁矿、磁黄铁矿形式存在，砷是以毒砂形式存在，另含有少量雄黄及雌黄。
2.浮选药剂及操作条件:
硫酸1500g/t，氢氧化钠1000g/t，硫酸铜250g/t，异丁基黄药350g/t，2号油200g/t，腐殖酸钠2000g/t、次氯酸钠150g/t、巯基乙酸钠100g/t。
混合浮选时，首先加入硫酸1500g/t作pH调整剂，矿浆pH值为5～6，再加活化剂硫酸铜250g/t、然后加捕收剂异丁基黄药350g/t和起泡剂2号油200g/t对硫砷矿物回收得硫砷混合精矿。
第一步分离时，将混合精矿磨矿至矿物单体解离后，加氢氧化钠700g/t调矿浆pH值为10.5～11，采用腐殖酸钠1500g/t、次氯酸钠100g/t、巯基乙酸钠100g/t作砷矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得硫粗精矿。
第二步分离时，将硫粗精矿矿浆加氢氧化钠300g/t调pH值为11～11.5，采用腐殖酸钠500、次氯酸钠50作砷矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得硫精矿。
采用以上工艺和药剂条件进行试验，结果表明硫砷矿物能够有效分离，在给矿硫品位为28.61％、砷品位为1.90％的条件下，经过二次硫砷分离，硫精矿硫品位43.82％，硫回收率77.05％，砷品位为0.60％。

Claims (2)

1.一种从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法，其特征在于，该方法采用硫酸作pH调整剂，硫酸铜作活化剂，异丁基黄药作捕收剂，2号油作起泡剂对硫砷矿物混合浮选得硫砷混合精矿；然后将硫砷混合精矿磨矿至矿物单体解离后进行分步浮选分离，第一步分离获得硫粗精矿，第二步将硫粗精矿再分离得硫精矿，具体步骤和药剂制度如下：
(1)混合浮选时，首先加入硫酸调整矿浆pH值为5～6，再加活化剂、然后加捕收剂和起泡剂对硫砷矿物回收得硫砷混合精矿，
(2)第一步分离时，将混合精矿磨矿至矿物单体解离后，加氢氧化钠调矿浆pH值为10.5～11，采用腐殖酸钠、次氯酸钠、巯基乙酸钠作砷矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得硫粗精矿，
(3)第二步分离时，将硫粗精矿矿浆加氢氧化钠调pH值为11～11.5，采用腐殖酸钠、次氯酸钠作砷矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得硫精矿，
(4)药剂总用量为：
硫酸1000～1500g/t，氢氧化钠500～1000g/t，硫酸铜200～250g/t，异丁基黄药300～350g/t，2号油150～200g/t，腐殖酸钠1500～2000g/t、次氯酸钠100～150g/t、巯基乙酸钠50～100g/t。
2.根据权利要求1所述的从尾矿中浮选分离硫砷矿物的方法，其特征在于，使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓度：
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