CN107930840B - 一种铋砷选矿分离方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种铋砷选矿分离方法。本发明针对铋砷粗精矿，首先进行精矿再磨，然后将磨矿后矿料进行脱药，脱药后按顺序依次加入砷抑制剂、铋活化剂、铋捕收剂、起泡剂调浆，并对砷抑制剂进行了优选设计，经浮选得到低砷铋精矿。本发明提供了一种技术可行，经济合理的铋砷分离方法，与现有的铋砷分离技术相比，本发明具有铋砷分离效果显著，经济、环保、易实施的特点，尤其适用于含砷高的铋粗精矿。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种铋砷选矿分离方法，更具体地，涉及一种铋以辉铋矿、自然铋为主，有害元素砷含量高的粗精矿的铋砷选矿分离。
背景技术
铋具有独特的性质，它作为一种重要的冶金添加剂、熔合金及生产药品和化学品的原料，在工业领域及医药领域得到广泛的应用。在自然界中，铋多以游离金属、氧化物、硫化物及含硫盐类矿物等化合物形式存在。铋常与钨、钼、铜、铁、砷等元素伴生，单一铋矿床极少，因此，针对铋的选矿研究很少，生产上铋的分选也通常从属于主矿元素的回收，没有得到相应的重视。
在含铋多金属共伴生硫化矿床中，常常伴生有含砷矿物-毒砂，砷是有毒有害元素，铋精矿对砷的含量有着十分严格的要求，含铋20％的铋精矿，要求砷含量不大于1％，品位更高的铋精矿，砷含量要求越是严格，含铋50％的铋精矿，要求砷含量不大于0.2％。为获得合格的铋精矿，必须实现铋矿物与毒砂的分离 (下称铋砷分离)。
目前生产上采用的铋砷分离方法有重选法和浮选法。重选法是生产上普遍采用的铋砷分离方法，然而，由于毒砂的密度达到6.3g/cm3，与辉铋矿密度6.6 g/cm3十分接近，二者几乎不存在密度差异，因此，采用重选是无法将辉铋矿与毒砂分离的。自然铋密度达到9.7g/cm3，虽然相比毒砂高，但是二者也没有存在明显的密度差异，因此，重选也难以将毒砂与自然铋十分有效的分离。基于毒砂具有大密度的特性，重选难以实现铋砷有效分离。浮选法也是回收铋常用选矿方法，选矿厂中常以石灰作抑制剂，采用“抑硫浮铋”流程来获得铋精矿，毒砂也属于硫化矿，在石灰抑硫过程中毒砂也会受到一定程度抑制。然而，粗精矿中通常存在过剩的药剂，导致单一的石灰难以有效抑制毒砂，浮铋过程中又通常需添加一定量的铋活化剂，而铋活化剂对毒砂具有较强的活化作用，从而导致毒砂被再次活化，进入到铋精矿，最终，导致铋砷分离效果不理想。因此，如何有效消除浮选药剂的影响，如何有效抑制毒砂，选择性捕收铋矿物是良好铋砷分离指标的关键。
正是由于毒砂在磁性、密度、可浮性等物理性质上与铋矿物十分接近，导致无论采用磁选、重选、还是浮选均难以实现铋砷分离。众多含铋的金属矿山，普遍存在铋砷分离效果差，铋精矿含砷超标的技术难题，为此，不得不将砷含量超标的铋精矿低价出售，严重影响矿山的经济效益。为解决铋砷分离技术难题，必须研发合理的工艺流程和药剂制度。对于铋的选矿，科技工作者也曾进行进过一些研究。
张发明等，(江西某钼铋钨多金属矿选矿试验研究[J],《金属矿山》 2009,01:85-88)，根据江西某钼铋钨多金属矿的矿石性质，试验研究了“钼铋混浮-精矿钼铋分离-尾矿重选回收钨”的选矿工艺流程。对含钼0.24％、铋0.10％、钨(WO3)0.052％的原矿,获得了含钼52.43％、钼回收率92.15％的钼精矿；含铋 37.09％、回收率75.60％的铋精矿。该论文重点针对钼铋分离进行了详细研究，取得较好的分离指标，然而，由于原矿毒砂含量低或其他原因，未曾进行铋矿物与毒砂的分离(即铋砷分离)研究。
孙伟等，(广西某钨铜钼铋多金属矿选矿试验研究《有色金属(选矿部分)》)，该论文针对广西某钨铜钼铋复杂多金属硫化矿进行了详细研究，采用混合浮选，得到铜钼铋硫混合精矿，混合精矿采用“优先浮钼-铜铋混浮-铜铋分离”工艺流程，铜铋分离过程中使用水玻璃为铋抑制剂，乙硫氮为铜捕收剂，并获得良好的分离指标。该文重点针对铜铋分离进行了详细研究，未曾涉及铋矿物与毒砂的分离(即铋砷分离)。
公开号为CN103406209A的中国专利申请公开了一种从选钼尾矿中回收铋的选矿方法，其在弱酸性条件下(pH＝5～6)，采用较长搅拌时间(10～15min)，以硝酸铅为铋活化剂，实现了从选钼尾矿中回收辉铋矿，获得了铋回收率大于 85％、铋品位大于20％的选矿指标。然而，该专利申请研究的对象是选钼尾矿，未曾提到其中是否有毒砂，也没有说明获得的铋精矿的砷含量，因此，该专利申请的实质不是铋砷分离，而是富集选钼尾矿中的铋矿物，获得较高品位的铋精矿产品。
公开号为CN104162480A的中国专利申请公开了一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法，其采用“铜尾摇床收铋—摇床尾矿浮选分离铋硫”的选矿流程，通过摇床预先选出部分铋矿物，然后再添加活化剂硫酸和草酸及抑制剂ZY-02，进行铋硫分离。通过“重-浮”联合流程，解决了铋硫分选指标差的问题。然而，该专利申请研究的对象是铜钼铋硫多金属矿，专利中未曾提到给矿中是否有毒砂，也没有进行铋砷分离的说明，因此，该专利申请的实质是铋硫分离，没有涉及铋砷分离。
公开号为CN101823024A的中国专利申请公开了一种自然铋的选矿方法，其在弱碱性环境下浮选自然铋，获得铋粗精矿，再对铋粗精矿进行活性炭脱药，脱药后添加水玻璃或硫酸锌等抑制剂抑制脉石矿物，浮选获得铋精矿。本工艺的实质是分段进行自然铋与脉石矿物的浮选分离。该专利研究的对象是自然铋的浮选回收，未曾提到其中是否有毒砂，也没有说明自然铋与毒砂分离，获得的铋精矿也没有说明砷含量，因此，该专利申请的实质不是铋砷分离，而是自然铋与脉石矿物的分离。
鉴于铋砷分离研究十分罕见，没有相应的技术措施。
发明内容
本发明的目的是针对在含铋多金属共伴生硫化矿床中，毒砂常常与铋矿物同时存在，而砷是有毒有害元素，铋精矿对砷的含量有着十分严格的要求，为获得合格的铋精矿，必须实现铋砷分离但又缺少有效分离技术的不足，提供一种技术可行、经济合理的有效的铋砷选矿分离方法。
本发明的目的通过以下技术方案予以实现：
具体地，所述一种铋砷选矿分离方法，包括以下步骤：
S1.将粗精矿磨矿至-0.074mm占75％～90％；
S2.粗精矿脱药：将矿浆加水调浆至40％～65％，加温至70～85℃，保温1～2小时，获得脱药后的粗精矿；或粗精矿加入脱药剂，按每吨给矿计，加入脱药剂 4000～10000g/t，脱药，获得脱药后的粗精矿；
S3.脱药后的粗精矿进行铋砷浮选分离获得低砷含量的铋精矿，所述浮选分离包括以下步骤：
S31.粗选：将脱药后的粗精矿加水调浆至矿浆浓度20～35％，按每吨给矿计，加入砷抑制剂1000～5000g/t，搅拌；然后加入铋活化剂100～500g/t，搅拌；然后加入铋捕收剂100～400g/t，搅拌；最后加入起泡剂20～50g/t，搅拌；
S32.扫选：按每吨给矿计，加入铋捕收剂80～150g/t，起泡剂10～20g/t，进行一次扫选；然后加入铋捕收剂60～120g/t，起泡剂5～10g/t，进行二次扫选；扫选其他操作参数参照本领域常规。
S33.精选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂100～800g/t，进行精选，重复2～3 次精选，获得低砷含量的铋精矿。精选其他操作参数参照本领域常规。
优选地，步骤S31加入砷抑制剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋活化剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋捕收剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入起泡剂后搅拌的时间为1～2分钟。
优选地，所述砷抑制剂为石灰、腐植酸钠、糊精、淀粉、羧甲基纤维素、水玻璃中的一种或多种的混合物。
优选地，所述砷抑制剂为采用硫酸铵、氯化铵、亚硫酸铵按照2：5：2的质量比例混合，加热至沸后搅拌溶解，然后加入强碱搅拌得到的混合物。进一步优选地，所述强碱的加入量按照氯化铵：强碱的质量比例为5:3确定。更优选地，所述强碱为氢氧化钠。
优选地，所述铋捕收剂为乙硫氮、乙黄药、丁黄药、Y-89或丁铵黑药中的一种或多种混合物。
优选地，所述起泡剂为松醇油或Z-200中的一种或两种的混合物。
本发明的有益效果如下：
在含铋多金属共伴生硫化矿床中，毒砂常常与铋矿物同时存在，而砷是有毒有害元素，铋精矿对砷的含量有着十分严格的要求，为获得合格的铋精矿，必须实现铋砷分离，本发明针对上述技术难题，将粗精矿进行脱药处理，然后加入合适的砷抑制剂选择性和针对性抑制毒砂，采用合理量的铋活化剂选择性活化铋矿物，铋捕收剂选择性捕收铋矿物，添加适宜的起泡剂进行铋矿物与毒砂分离(即铋砷分离)，在本发明设计思想下，分离步骤、工艺参数和药剂的使用发挥协同作用，最终获得含砷符合标准的铋精矿。
进一步地，本发明通过设置磨矿后获得磨矿粒度为-0.074mm占75～90％的待处理矿料，再结合采用加温脱药或硫化钠脱药、活性炭脱药等措施有效脱除粘附在粗精矿表面的浮选药剂，恢复矿物本身的可浮性差异，为毒砂的选择性抑制、铋矿物的选择性活化、铋矿物的选择性捕收创造良好条件。
进一步地，采用优选的砷抑制剂有效抑制毒砂，铋活化剂选择性活化铋矿物，铋捕收剂选择性捕收铋矿物，添加起泡剂进行浮选，有效解决铋矿物与毒砂分离的技术难题，获得砷含量符合标准的铋精矿。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施例进一步说明本发明。下述实施例仅用于示例性说明，不能理解为对本发明的限制。除非特别说明，下述实施例中使用的试剂为常规市购或商业途径获得的试剂，除非特别说明，下述实施例中使用的方法和设备为本领域常规使用的方法和设备。
实施例1
本实施例给矿为中国云南某地铋砷粗精矿，工艺步骤如附图1所示，包括以下步骤：
S1.将铋砷粗精矿经磨矿至-0.074mm占84％；
S2.脱药：将磨矿后的产品加水调浆至矿浆浓度55％，加热至90℃，保温1.5 小时，获得脱药后的粗精矿；
S3.将脱药后的粗精矿加水调浆至矿浆浓度33％，给入浮选，获得低砷铋精矿和浮选尾矿，各粗选、扫选和精选步骤加入的药剂种类如下所示，药剂加入情况见表1所示，获得的指标见表2所示。
S31.粗选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂搅拌；然后加入铋活化剂搅拌；然后加入铋捕收剂搅拌；最后加入起泡剂搅拌；
步骤S31加入砷抑制剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋活化剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋捕收剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入起泡剂后搅拌的时间为1～2分钟。
S32.扫选：按每吨给矿计，加入铋捕收剂、起泡剂，进行一次扫选；然后加入铋捕收剂、起泡剂，进行二次扫选；
S33.精选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂，进行精选，重复2～3次精选，获得低砷含量的铋精矿。
实施例2
本实施例给矿为中国广西某地铋砷粗精矿，工艺步骤如附图1所示，包括以下步骤：
S1.将铋砷粗精矿经磨矿至-0.074mm占81％；
S2.将磨矿后的产品加水调浆至矿浆浓度45％，按每吨给矿计，加入硫化钠5000g/t，搅拌5分钟，加入石灰2000g/t，搅拌3分钟，加水调浆至矿浆浓度10％，浓缩脱水至矿浆浓度60％，再次加水调浆至矿浆浓度10％，浓缩至矿浆浓度60％，获得脱药后的粗精矿；
S3.将脱药后的粗精矿加水调浆至矿浆浓度26％，给入浮选，获得低砷铋精矿和浮选尾矿，各粗选、扫选和精选步骤加入的药剂种类如下所示，药剂加入情况见表1所示，获得的指标见表2所示。
S31.粗选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂搅拌；然后加入铋活化剂搅拌；然后加入铋捕收剂搅拌；最后加入起泡剂搅拌；
步骤S31加入砷抑制剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋活化剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋捕收剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入起泡剂后搅拌的时间为1～2分钟。
S32.扫选：按每吨给矿计，加入铋捕收剂、起泡剂，进行一次扫选；然后加入铋捕收剂、起泡剂，进行二次扫选；
S33.精选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂，进行精选，重复2～3次精选，获得低砷含量的铋精矿。
实施例3
本实施例给矿为中国内蒙古某地铋砷粗精矿，工艺步骤如附图1所示，包括以下步骤：
S1.将铋砷粗精矿经磨矿至-0.074mm占89％；
S2.将磨矿后的产品加水调浆至矿浆浓度50％，按每吨给矿计，加入活性炭5000g/t，搅拌5分钟，获得脱药后的粗精矿；
S3.将脱药后的粗精矿加水调浆至矿浆浓度31％，给入浮选，获得低砷铋精矿和浮选尾矿，各粗选、扫选和精选步骤加入的药剂种类如下所示，药剂加入情况见表1所示，获得的指标见表2所示。
S31.粗选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂搅拌；然后加入铋活化剂搅拌；然后加入铋捕收剂搅拌；最后加入起泡剂搅拌；
步骤S31加入砷抑制剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋活化剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋捕收剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入起泡剂后搅拌的时间为1～2分钟。
S32.扫选：按每吨给矿计，加入铋捕收剂、起泡剂，进行一次扫选；然后加入铋捕收剂、起泡剂，进行二次扫选；
S33.精选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂，进行精选，重复2～3次精选，获得低砷含量的铋精矿。
实施例4
本实施例给矿为中国湖南某地铋砷粗精矿，工艺步骤如附图1所示，包括以下步骤：
S1.铋砷粗精矿经磨矿至-0.074mm占85％；
S2.将磨矿后的产品加水调浆至矿浆浓度53％，加热至85℃，保温2小时，获得脱药后的粗精矿；
S3.将脱药后的粗精矿加水调浆至矿浆浓度28％，给入浮选，获得低砷铋精矿和浮选尾矿，各粗选、扫选和精选步骤加入的药剂种类如下所示，药剂加入情况见表1所示，获得的指标见表2所示。
S31.粗选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂搅拌；然后加入铋活化剂搅拌；然后加入铋捕收剂搅拌；最后加入起泡剂搅拌；
步骤S31加入砷抑制剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋活化剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋捕收剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入起泡剂后搅拌的时间为1～2分钟。
S32.扫选：按每吨给矿计，加入铋捕收剂、起泡剂，进行一次扫选；然后加入铋捕收剂、起泡剂，进行二次扫选；
S33.精选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂，进行精选，重复2～3次精选，获得低砷含量的铋精矿。
表1实施例1～4药剂用量(克/吨·给矿)
表2各实施例试验结果
实施例5
本实施例给矿为中国湖南某地铋砷粗精矿，工艺步骤如附图1所示，包括以下步骤：
S1.铋砷粗精矿经磨矿至-0.074mm占85％；
S2.将磨矿后的产品加水调浆至矿浆浓度53％，加热至85℃，保温2小时，获得脱药后的粗精矿；
S3.将脱药后的粗精矿加水调浆至矿浆浓度28％，给入浮选，获得低砷铋精矿和浮选尾矿.
其他操作和步骤均与实施例4相同，不同的是本实施例加入的砷抑制剂通过以下方法制备得到：采用硫酸铵、氯化铵、亚硫酸铵按照2：5：2的质量比例混合，加热至沸后搅拌溶解，然后加入氢氧化钠搅拌得到混合物，氢氧化钠的加入量按照氯化铵：氢氧化钠的质量比例为5:3确定。将所述混合物替代原实施例4中实验采用的砷抑制剂，加入量参照实施例4实验中加入量。实验结果如表3所示。
表3实施例4和实施例5的试验结果比较
采用相同的实验方法，将本实施例混合物砷抑制剂分别替代实施例1、实施例2、实施例3实验采用的砷抑制剂，实验结果不在此一一赘述，但总体效果体现为：在相同的工艺步骤和条件下，本实施例所述混合物作为砷抑制剂，可以获得更好的分离效果。
Claims (5)
1.一种铋砷选矿分离方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.将粗精矿磨矿至-0.074mm占75％～90％；
S2.粗精矿脱药：将矿浆加水调浆至40％～65％，加温至70～90℃，保温1～2小时，获得脱药后的粗精矿；或粗精矿加入脱药剂，按每吨给矿计，加入脱药剂4000～10000g进行脱药，获得脱药后的粗精矿；
S3.脱药后的粗精矿进行铋砷浮选分离获得低砷含量的铋精矿，所述浮选分离包括以下步骤：
S31.粗选：将脱药后的粗精矿加水调浆至矿浆浓度20～35％，按每吨给矿计，加入砷抑制剂1000～5000g，搅拌；然后加入铋活化剂100～500g，搅拌；然后加入铋捕收剂100～400g，搅拌；最后加入起泡剂20～50g，搅拌；
S32.扫选：按每吨给矿计，加入铋捕收剂80～150g，起泡剂10～20g，进行一次扫选作业；然后加入铋捕收剂60～120g，起泡剂5～10g，进行二次扫选作业；
S33.精选：按每吨给矿计，加入砷抑制剂100～800g，进行精选，重复2～3次精选，获得低砷含量的铋精矿，
步骤S31加入砷抑制剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋活化剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入铋捕收剂后搅拌的时间为2～4分钟；加入起泡剂后搅拌的时间为1～2分钟，
所述砷抑制剂为采用硫酸铵、氯化铵、亚硫酸铵，按照2：5：2的质量比例混合，加热至沸后搅拌溶解，然后加入强碱搅拌得到的混合物。
2.根据权利要求1所述铋砷选矿分离方法，其特征在于，所述强碱的加入量按照氯化铵：强碱的质量比例为5:3确定。
3.根据权利要求1或2所述铋砷选矿分离方法，其特征在于，所述强碱为氢氧化钠。
4.根据权利要求1或2所述铋砷选矿分离方法，其特征在于，所述铋捕收剂为乙硫氮、乙黄药、丁黄药、Y-89或丁铵黑药中的一种或多种混合物。
5.根据权利要求1或2所述铋砷选矿分离方法，其特征在于，所述起泡剂为松醇油或Z-200中的一种或两种的混合物。
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