CN104624390A - 一种从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法，包括下述步骤：采用逆流微泡浮选柱将搅拌均匀的矿浆进行浮选，浮选柱喷枪供气压力为0.4～0.5Mpa，气泡表观粒径为20～50μm，气体表观流速为0.42～1.66cm/s。该方法缩短简化了工艺流程，无需精扫选，矿浆量容易平衡，操作简单；硫磺选别指标高且稳定，容易获得较高品位硫磺，满足脱水以及熔融段对高品位的要求，减少下段工艺负荷；能较好地实现锌精矿加压浸出过程中硫磺资源综合回收利用。
Description
技术领域
本发明属于有色金属冶炼领域，具体涉及一种从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法。
背景技术
湿法炼锌工艺中，浸出反应是在浸出原料硫化锌精矿颗粒表面进行的多相反应。一般来讲，单质硫磺系硫化矿在湿法冶金过程中的相变产物，在低于硫熔点（386K）浸出时，生产的元素硫通常以3种形态嵌布：①呈疏松多孔包裹在硫化物周围；②呈致密细粒状吸附在硫化物的周围；③呈细粒单体分布在浸出渣中。在浸出过程中，硫化锌的溶解以下面两个反应为主：
ZnS+H2SO4== ZnSO4 + H2S↑ （1）
H2S +0.5O2 == H2O + S0 （2）
反应（1）中，生产的H2S气体脱离被溶解的硫化锌精矿表面；反应（2）中，生产的H2S被氧化后形成元素硫。从以上两个反应可以看出，在硫化锌精矿的浸出渣中主要形成了单质硫。
所以硫磺是闪锌矿精矿在加压浸出过程中生成的次生矿物，由于矿浆pH值很低，SO4 2-浓度达到80mg/L，腐蚀性强，矿浆温度高，约为90℃，给选别工艺带来许多不可预料的影响。
由于目的矿物元素硫天然可浮性很好，可依据其疏水特性考虑综合回收。 浮选法回收锌浸出渣中的单质硫具有处理量大、成本低的优点，但同时也存在许多不足，比如精矿质量不高、含多种金属杂质。国外用浮选机浮选回收加压浸出过程中产生的硫磺，品位、回收率较低，且选矿指标波动较大，浮选工艺配置为一粗两扫两精，工艺复杂，且管道容易堵塞，酸雾难以收集，设备维修不方便。同时，由于原矿中含硫较高，大量的疏水性硫容易造成聚团，影响硫与锌的分离，因而锌硫呈现出一定的同步上浮与同步被抑制的特点，选矿工艺流程的制定对选别指标有重要影响。
发明内容
本发明的目的是提供一种从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法，通过该方法实现硫磺的高效、高品位回收，提高资源综合利用效益。
本发明的技术方案为：一种从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法，包括下述步骤：采用逆流微泡浮选柱将搅拌均匀的矿浆进行浮选，浮选柱喷枪供气压力为0.4～0.5Mpa，气泡表观粒径为20～50μm，气体表观流速为0.42～1.66cm/s。
优选采用四次开路浮选柱浮选，上一段的浮选尾矿进入下一段的浮选柱。
优选使用CN202621350U中的发泡枪产生气泡。
该方法先调节矿浆质量浓度为35~40%，然后进行浮选，最后将浮选混合精矿脱水，使浮选精矿脱水后含水率为12%~15%。
本发明方法可以用于处理硫化锌精矿加压浸出过程中产生的酸性底流，硫磺入选品位在55%～68%。
针对现有技术中的问题，本发明采用逆流微泡浮选柱，并改进工艺条件，从而有效地从锌浸出渣中回收单质硫。由于在硫化锌精矿浸出过程中矿物表面吸附的捕收剂和起泡剂解析，进入酸性底流随单质硫共同进入浮选回收，所以回收过程中无需添加任何选矿药剂。在逆流微泡浮选柱浮选时，气泡表观粒径控制为20～50μm对硫磺的高效、高品位回收至关重要，因为气泡越细，比表面积越大，与目的矿物碰撞与吸附的概率大幅度提升，同时一旦形成三相泡沫，其脱落的概率急剧降低，这样就提高了选别指标。
实验表明，采用本发明方法，若硫磺入选品位在55%～68%，通过第一台浮选柱浮选，精矿品位可达80%～85%，该段浮选作业回收率为26%～30%；一段浮选尾矿进入第二台浮选柱浮选，精矿品位可达82%～85%，该段浮选作业回收率为30%～33%；二段浮选尾矿进入第三台浮选柱浮选，精矿品位可达82%～86%，该段浮选作业回收率为28%～30%；三段浮选尾矿进入第四台浮选柱浮选，精矿品位可达85%～88%，该段浮选作业回收率为18%～24%。通过四次开路浮选柱浮选，尾矿硫磺品位为0.50%～6.50%，硫磺精矿平均品位为81.75%～85.50%，浮选柱浮选总回收率为97.50%～98.85%，最终获得高富集比、高品质的单质硫精矿。
综上，本发明具有如下有益效果：（1）用逆流微泡浮选柱方法对锌精矿加压浸出过程中产生的硫磺进行浮选富集，缩短简化了工艺流程，无需精扫选，矿浆量容易平衡，操作简单；（2）硫磺选别指标高且稳定，容易获得较高品位硫磺，满足脱水以及熔融段对高品位的要求，减少下段工艺负荷；（3）能较好地实现锌精矿加压浸出过程中硫磺资源综合回收利用。
具体实施方式
本发明工艺可采用现有逆流微泡浮选柱，只要控制浮选柱喷枪供气压力为0.4～0.5Mpa，气泡表观粒径为20～50μm，气体表观流速为0.42～1.66cm/s。优选采用ZL201220293839.5（授权公告号CN 202621350 U）具体实施方式中的发泡枪作为喷枪来产生表观粒径为20～50μm的气泡，该发泡枪能产生微细均匀、充分弥散的二相气泡，微泡大小符合正态分布规律，更有助于硫磺的高效、高品位回收。下述实施例就是采用此发泡枪。
下述实施例处理的硫化锌精矿浸出渣，为闪锌矿精矿加压浸出工艺过程中产生的酸性底流产物。
实施例1：试样取自中金岭南丹霞冶炼厂酸性底流，试样多元素分析如表1，取试样500kg，对试样中的硫磺浮选按以下步骤进行：
表1
| 成分 | 硫磺（单质硫） | 其他元素 |
| 质量分数% | 58.00 | 42.00 |
（1）调浆：将处理矿浆搅拌均匀，矿浆质量浓度为36.80%。硫化锌精矿加压浸出过程中产生硫磺，同时硫化锌精矿表面的表面活性剂（捕收剂、起泡剂等）在此过程中解析分离生成同类具有捕收、起泡性能的选矿药剂，由于在冷却过程中这些药剂容易与硫磺等其它脉石凝结成块，影响后续浮选回收，故冷却后通过搅拌槽空白调浆，使得浮选药剂与目的矿物分散均匀，无需加入任何选矿药剂。
（2）浮选柱空白浮选：将搅拌均匀的矿浆用泵扬送至浮选柱中，浮选柱喷枪供气压力为0.4～0.5Mpa，气泡表观粒径为35μm，气体表观流速为泡0.86cm/s，通过第一台浮选柱浮选，精矿品位达82.00%，该段浮选作业回收率为21.50%，精矿脱水后直接进入熔融工艺；一段浮选尾矿进入第二台浮选柱浮选，精矿品位达84.00%，该段浮选作业回收率为28.50%，精矿脱水后直接进入熔融工艺；二段浮选尾矿进入第三台浮选柱浮选，精矿品位达85.43%，该段浮选作业回收率为26.56%，精矿脱水后直接进入熔融工艺；三段浮选尾矿进入第四台浮选柱浮选，精矿品位达86.50%，该段浮选作业回收率为22.00%，精矿脱水后直接进入熔融工艺；通过四次开路浮选柱浮选，尾矿硫磺品位为5.85%，硫磺精矿平均品位为84.48%，浮选柱浮选总回收率为98.56%；浮选结果如表2。
（3）浮选粗精矿脱水： 对浮选粗精矿脱水，使浮选粗精矿脱水后含水率为13%。
表2
| 产品名称 | 品位（%） | 回收率（%） |
| 浮选混合精矿 | 84.48 | 98.56 |
| 浮选尾矿 | 5.85 | 1.44 |
| 试样原矿 | 58.00 | 100.00 |
实施例2：试样取自中金岭南丹霞冶炼厂酸性底流，试样多元素分析如表3，取试样500kg，对试样中的硫磺浮选按以下步骤进行：
表3
| 成分 | 硫磺（单质硫） | 其他元素 |
| 质量分数% | 65.58 | 34.42 |
（1）调浆：将处理矿浆搅拌均匀，矿浆质量浓度为38.50%；
（2）浮选柱空白浮选：将搅拌均匀的矿浆用泵扬送至浮选柱中，浮选柱喷枪供气压力为0.4～0.5Mpa，气泡表观粒径为30μm，气体表观流速为泡1.15cm/s，通过第一台浮选柱浮选，精矿品位达81.00%，该段浮选作业回收率为20.80%，精矿脱水后直接进入熔融工艺；一段浮选尾矿进入第二台浮选柱浮选，精矿品位达85.00%，该段浮选作业回收率为29.40%，精矿脱水后直接进入熔融工艺；二段浮选尾矿进入第三台浮选柱浮选，精矿品位达86.50%，该段浮选作业回收率为26.80%，精矿脱水后直接进入熔融工艺；三段浮选尾矿进入第四台浮选柱浮选，精矿品位达86.80%，该段浮选作业回收率为21.80%，精矿脱水后直接进入熔融工艺；通过四次开路浮选柱浮选，尾矿硫磺品位为0.85%，硫磺精矿平均品位为84.83%，浮选柱浮选总回收率为98.80%；浮选结果如表4。
（3）浮选粗精矿脱水： 对浮选粗精矿脱水，使浮选粗精矿脱水后含水率为12%。
表4
| 产品名称 | 品位（%） | 回收率（%） |
| 浮选混合精矿 | 84.83 | 98.80 |
| 浮选尾矿 | 0.85 | 1.20 |
| 试样原矿 | 65.58 | 100.00 |
对比实验：试样取自中金岭南丹霞冶炼厂酸性底流，试样多元素分析如表5，取试样500kg，对试样中的硫磺浮选按以下步骤进行：
表5
| 成分 | 硫磺（单质硫） | 其他元素 |
| 质量分数% | 63.48 | 36.52 |
（1）调浆：将处理矿浆搅拌均匀，矿浆质量浓度为36.80%；
（2）浮选机一粗两扫两精空白浮选：将搅拌均匀的矿浆用泵扬送至浮选机中，浮选机供气压力为0.4～0.5Mpa，气泡表观粒径为1500μm，气体表观流速为泡2.68cm/s，最终精矿品位74.68%，尾矿硫磺品位为8.64%。回收率为97.69，最终的精矿产品品位不高，尾矿品位偏高，浮选结果如表6。
（3）浮选粗精矿脱水：对浮选精矿脱水，使浮选精矿脱水后含水率为16%。
表6
| 产品名称 | 品位（%） | 回收率（%） |
| 浮选精矿 | 74.68 | 97.69 |
| 浮选尾矿 | 8.64 | 3.31 |
| 试样原矿 | 63.48 | 100.00 |
上述的选别指标（品位、回收率）计算方法为：
（1）单质硫回收率（ε）计算，根据选矿惯例，采用原矿（酸性底流）硫品位（α）、精矿硫品位（β）和尾矿硫品位（δ）按以下公式进行计算：
，其中，原矿样为浮选前调浆桶入口样。
（2）数据处理，累计指标的计算方法为：累计硫原矿品位、精矿品位、尾矿品位均采用算术平均值进行累计。
Claims (6)
1.一种从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法，其特征在于包括下述步骤：采用逆流微泡浮选柱将搅拌均匀的矿浆进行浮选，浮选柱喷枪供气压力为0.4～0.5Mpa，气泡表观粒径为20～50μm，气体表观流速为0.42～1.66cm/s。
2.根据权利要求1所述的从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法，其特征在于采用四次开路浮选柱浮选，上一段的浮选尾矿进入下一段的浮选柱。
3.根据权利要求1或2所述的从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法，其特征在于使用CN202621350U中的发泡枪产生气泡。
4.根据权利要求3所述的从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法，其特征在于先调节矿浆质量浓度为35~40%，然后进行浮选。
5.根据权利要求3所述的从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法，其特征在于该方法用于处理硫化锌精矿加压浸出过程中产生的酸性底流，硫磺入选品位在55%～68%。
6.根据权利要求4或5所述的从硫化锌精矿浸出渣回收硫磺的方法，其特征在于将浮选混合精矿脱水，使浮选精矿脱水后含水率为12%~15%。
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