CN112973970A - 一种铅精矿中砷的脱除方法 - Google Patents

一种铅精矿中砷的脱除方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种铅精矿中砷的脱除方法，属于矿物加工技术领域，本发明的铅精矿中砷的脱除方法，首先向铅精矿中加入硫化钠调浆，之后添加抑制剂和捕收剂进行高砷铅粗选，所用抑制剂为黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠中的任一种或几种的组合，所用捕收剂为改性乙硫氨酯，高砷铅粗选得到高砷铅粗精矿和粗选尾矿；高砷铅粗精矿经至少一次精选得到高砷铅精矿产品；粗选尾矿经至少一次扫选得到低砷铅精矿产品，所得低砷铅精矿产品中砷品位低于0.4%。本发明可获得低砷铅精矿产品，且具有工艺简单、药剂友好、能耗低、工艺流程短、对环境友好等优点。

Description

一种铅精矿中砷的脱除方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体的说，涉及一种铅精矿中砷的脱除方法。
背景技术
铅精矿中含砷超标，会严重影响冶炼产品的质量，并且在冶炼过程中砷还会产生有害物质，腐蚀设备、污染大气。目前对铅精矿中砷的脱除进行了大量研究，也取得了一定的成果。
目前选矿方法降砷主要是针对黄铁矿及雄黄、毒砂类含砷矿物的降砷。例如公告号为CN105251620B的中国专利中公开了一种复杂含砷硫化铅锌矿的选矿方法，可以获得含砷合格的铅、锌精矿产品，并可提高铅精矿中铅银品位及回收率，锌精矿中锌品位及回收率，不用添加剧毒品氰化钠或氧化剂，避免了对环境的严重污染，实现了清洁环保安全生产。公开号为CN106513182A的中国专利申请中公开了一种含砷硫化铅矿石的选矿方法，可得铅精矿铅品位为66.30％，铅回收率85.04％，砷精矿砷品位8.48％，砷回收率79.84％。这种针对毒砂类含砷矿物的降砷，毒砂可通过磨矿等物理手段实现砷与硫化铅锌矿的解离或分离，因此可以有效脱除砷。
灰硫砷铅矿是一种晶格中含砷、铅的矿物，无法通过物理手段使其分离，其中As含量一般为8％～12％。由于灰硫砷铅矿中砷铅矿物性质与方铅矿可浮性极为相似，因此其在选矿中的流向与方铅矿基本一致，在浮选过程中砷极易进入铅精矿中。一旦原矿中含有此类含砷矿物，浮选过程中都会进入铅精矿中，造成铅精矿中砷超标(通常大于0.5％)。得到的这种含砷超标的铅精矿在冶炼过程中砷转化成砷化氢、亚砷酸盐以及有机砷化合物等，会造成设备腐蚀、环境污染等问题，极大地影响企业的正常生产。因此企业对铅精矿的砷含量有极高的要求，一旦砷含量超标，会导致铅精矿销售困难，甚至只能长期堆置。
对于含与方铅矿性质相似的灰硫砷铅矿类矿物的铅精矿降砷研究目前一直未取得突跛性的进展。随着全球矿产资源量的日益减少，以及国家环保政策的日趋严格，寻求一种能使难以分离的灰硫砷铅矿类高砷铅矿物与方铅矿有效分离的方法，达到除砷的目的，将具有重大意义。
发明内容
为了克服背景技术中存在的问题，本发明提供了一种铅精矿中砷的脱除方法，通过对抑制剂和捕收剂的选择，抑制剂与方铅矿作用形成亲水性表面，使方铅矿较难与捕收剂发生作用，有效抑制方铅矿，再添加捕收剂对灰硫砷铅矿浮选，高砷铅粗选得到的高砷铅粗精矿主要是灰硫砷铅矿，粗选尾矿中主要是方铅矿，通过铅粗选处理可直接降低方铅矿中灰硫砷矿的含量，进而降低了铅精矿中砷含量，得到砷含量低于0.4％的低砷铅精矿产品。
为实现上述目的，本发明是通过如下技术方案实现的：
所述的铅精矿中砷的脱除方法，在砷铅粗选时，所用抑制剂为黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠中的任一种或几种的组合，所述捕收剂为改性乙硫氨酯，所述的铅精矿为灰硫砷铅矿。
进一步的，所述的抑制剂为黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠的组合，其中，黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠的质量比(2～3):(5～10):(20～30):(50～60)。
进一步的，所述的捕收剂改性乙硫氨酯为乙硫氨酯与柴油的混合物，其中，乙硫氨酯与柴油的质量比为1:(2～4)。
进一步的，所述的一种铅精矿中砷的脱除方法包括以下步骤：
(1)向铅精矿中加入硫化钠调浆；
(2)添加抑制剂和捕收剂进行高砷铅粗选，得到高砷铅粗精矿和粗选尾矿；
(3)高砷铅粗精矿经一次精选得到精一精矿和精一尾矿，精一尾矿返回至高砷铅粗选作业；
粗选尾矿进行第一次扫选，得到扫一精矿和扫一尾矿，扫一精矿返回至高砷铅粗选作业；
(4)精一精矿进行二次精选，得到精二精矿和精二尾矿，精二精矿即为高砷铅精矿产品，精二尾矿返回至第一次精选作业；
扫一尾矿进行二次扫选，得到扫二尾矿和扫二精矿，扫二尾矿即为低砷铅精矿产品，扫二精矿返回至第一次扫选作业。
进一步的，步骤(2)中抑制剂的添加量为每吨铅精矿添加3000～5000g。
进一步的，步骤(2)中捕收剂的添加量为每吨铅精矿添加30～150g。
进一步的，步骤(1)中硫化钠的添加量为每吨铅精矿添加900～1100g。
进一步的，一次精选和二次精选均为空白精选，一次扫选和二次扫选时均添加捕收剂。
进一步的，步骤(3)一次扫选时添加捕收剂的添加量为每吨铅精矿添加20～60g；二次扫选时添加捕收剂的添加量为每吨铅精矿添加10～30g。
进一步的，所得低砷铅精矿产品中砷品位低于0.4％。
本发明的有益效果：
本发明首先向浮选所得的铅精矿中加入硫化钠，将矿浆调整到合适的矿浆电位，之后加入组合抑制剂，由于组合抑制剂与方铅矿作用形成亲水性表面，使方铅矿较难与捕收剂发生作用，达到有效抑制方铅矿的目的，然后再添加针对性的捕收剂对灰硫砷铅矿浮选，高砷铅粗选得到的高砷铅粗精矿主要是灰硫砷铅矿，粗选尾矿中主要是方铅矿，通过铅粗选处理可直接降低方铅矿中灰硫砷矿的含量，也即显著降低了铅精矿中砷含量；之后高砷铅粗精矿进行两次精选，以进一步降低灰硫砷铅矿中方铅矿的含量，减少铅损失；所得的粗选尾矿进行两次扫选可进一步降低铅精矿中灰硫砷铅矿的含量，得到砷品位低于0.4％的低砷铅精矿产品。
灰硫砷铅矿物中晶格含砷，物理方法无法除去其中的砷。灰硫砷铅矿各种物理化学性质与方铅矿相似，本发明通过详细深入地研究两种矿物的吸附特性，通过采用合适的工艺以及对抑制方铅矿的组合抑制剂的选择，经浮选分离来达到了分离降砷的目的。本发明提供的铅精矿中砷的脱除方法，获得的低砷铅精矿中砷品位降到0.4％以下，具有工艺简单、药剂友好、能耗低、工艺流程短、对环境友好等优点。
附图说明
图1是本发明的工艺流程简图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚，下面将对本发明的优选实施例进行详细的说明，以方便技术人员理解。
所述的一种铅精矿中砷的脱除方法包括以下步骤：
(1)向铅精矿中加入硫化钠调浆，添加量为900～1100g/吨精矿。通过加入硫化钠，将矿浆调整到合适的矿浆电位及PH值，约-120mv左右，pH值约8-10，在此条件下有利于组合抑制剂与方铅矿作用。
(2)添加黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠的质量比(2～3):(5～10):(20～30):(50～60)的组合抑制剂和乙硫氨酯与柴油的质量比为1:(2～4)的改性乙硫氨酯捕收剂进行高砷铅粗选，得到高砷铅粗精矿和粗选尾矿；
组合抑制剂与方铅矿作用形成亲水性表面，使方铅矿较难与捕收剂发生作用，达到有效抑制方铅矿的目的；捕收剂对灰硫砷铅矿浮选，高砷铅粗选得到的高砷铅粗精矿主要是灰硫砷铅矿，粗选尾矿中主要是方铅矿。
(3)高砷铅粗精矿经一次精选得到精一精矿和精一尾矿，精一尾矿返回至高砷铅粗选作业；
粗选尾矿进行第一次扫选，得到扫一精矿和扫一尾矿，扫一精矿返回至高砷铅粗选作业；
(4)精一精矿进行二次精选，得到精二精矿和精二尾矿，精二精矿即为高砷铅精矿产品，精二尾矿返回至第一次精选作业；
扫一尾矿进行二次扫选，得到扫二尾矿和扫二精矿，扫二尾矿即为低砷铅精矿产品，扫二精矿返回至第一次扫选作业。
通过两次精选，进一步降低灰硫砷铅矿中方铅矿的含量，减少铅损失；两次扫选可进一步降低铅精矿中灰硫砷铅矿的含量，得到铅回收率尽量高、砷品位低于0.4％的低砷铅精矿产品。
其中，步骤(2)中组合抑制剂的添加量为3000～5000g/吨铅精矿；捕收剂的添加量为30～150g/吨铅精矿；步骤(3)中一次扫选时捕收剂的添加量20～60g/吨铅精矿；步骤(4)中二次扫选捕收剂的添加量为10～30g/吨铅精矿；两次精选均不加药剂。
实施例1
所处理的铅精矿中铅含量为62.60％，砷含量0.87％。
(1)向铅精矿中加入1000g/吨铅精矿的量加入硫化钠调浆，调浆后矿浆电位为-121mv，pH值为9.12。
(2)添加黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠质量比为3:6:25:55的组合抑制剂和乙硫氨酯与柴油按质量比为1:3的改性乙硫氨酯捕收剂进行高砷铅粗选，得到高砷铅粗精矿和粗选尾矿。组合抑制剂的加入量为4300g/吨铅精矿，改性乙硫氨酯捕收剂的加入量为110g/吨铅精矿。
(3)高砷铅粗精矿经一次精选得到精一精矿和精一尾矿，精一尾矿返回至高砷铅粗选作业；
粗选尾矿进行第一次扫选，扫选所用捕收剂为改性乙硫氨酯，用量为40g/吨铅精矿，得到扫一精矿和扫一尾矿，扫一精矿返回至高砷铅粗选作业；
(4)精一精矿进行二次精选，得到精二精矿和精二尾矿，精二精矿即为高砷铅精矿产品，精二尾矿返回至第一次精选作业；
扫一尾矿进行二次扫选，扫选所用捕收剂为改性乙硫氨酯，用量为20g/吨铅精矿，得到扫二尾矿和扫二精矿，扫二尾矿即为低砷铅精矿产品，扫二精矿返回至第一次扫选作业。
所得高砷铅精矿产品含铅58.84％，含砷4.65％，铅回收率10.70％。
所得的低砷铅精矿产品铅品位(即铅含量)63.43％，砷品位(即砷质量百分含量，以下相同)0.38％，铅回收率89.30％。
实施例2
所处理的铅精矿中铅含量为66.88％，砷含量0.50％。
(1)向铅精矿中加入1000g/吨铅精矿的量加入硫化钠调浆，调浆后矿浆电位为-121mv，pH值为9.07。
(2)添加黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠质量比为3:6:25:55的组合抑制剂和乙硫氨酯与柴油按质量比为1:3的改性乙硫氨酯捕收剂进行高砷铅粗选，得到高砷铅粗精矿和粗选尾矿。组合抑制剂的加入量为3400g/吨铅精矿，改性乙硫氨酯捕收剂的加入量为40g/吨铅精矿。
(3)高砷铅粗精矿经一次精选得到精一精矿和精一尾矿，精一尾矿返回至高砷铅粗选作业；
粗选尾矿进行第一次扫选，扫选所用捕收剂为改性乙硫氨酯，用量为20g/吨铅精矿，得到扫一精矿和扫一尾矿，扫一精矿返回至高砷铅粗选作业；
(4)精一精矿进行二次精选，得到精二精矿和精二尾矿，精二精矿即为高砷铅精矿产品，精二尾矿返回至第一次精选作业；
扫一尾矿进行二次扫选，扫选所用捕收剂为改性乙硫氨酯，用量为10g/吨铅精矿，得到扫二尾矿和扫二精矿，扫二尾矿即为低砷铅精矿产品，扫二精矿返回至第一次扫选作业。
所得高砷铅精矿产品含铅71.25％，含砷2.13％，铅回收率7.16％。
所得的低砷铅精矿产品铅品位(即铅含量)66.56％，砷品位0.38％，铅回收率92.84％。
实施例3
所处理的铅精矿中铅含量为62.60％，砷含量0.87％。
(1)向铅精矿中加入1100g/吨铅精矿的量加入硫化钠调浆，调浆后矿浆电位为-119mv，pH值为8.97。
(2)添加黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠质量比为2:8:20:60的组合抑制剂和乙硫氨酯与柴油按质量比为1:2的改性乙硫氨酯捕收剂进行高砷铅粗选，得到高砷铅粗精矿和粗选尾矿。组合抑制剂的加入量为3000g/吨铅精矿，改性乙硫氨酯捕收剂的加入量为150g/吨铅精矿。
(3)高砷铅粗精矿经一次精选得到精一精矿和精一尾矿，精一尾矿返回至高砷铅粗选作业；
粗选尾矿进行第一次扫选，扫选所用捕收剂为改性乙硫氨酯，用量为60g/吨铅精矿，得到扫一精矿和扫一尾矿，扫一精矿返回至高砷铅粗选作业；
(4)精一精矿进行二次精选，得到精二精矿和精二尾矿，精二精矿即为高砷铅精矿产品，精二尾矿返回至第一次精选作业；
扫一尾矿进行二次扫选，扫选所用捕收剂为改性乙硫氨酯，用量为10g/吨铅精矿，得到扫二尾矿和扫二精矿，扫二尾矿即为低砷铅精矿产品，扫二精矿返回至第一次扫选作业。
所得高砷铅精矿产品含铅57.65％，含砷4.33％，铅回收率11.64％。
所得的低砷铅精矿产品铅品位(即铅含量)64.52％，砷品位(即砷含量)0.36％，铅回收率88.36％。
实施例4
所处理的铅精矿中铅含量为62.60％，砷含量0.87％。
(1)向铅精矿中加入900g/吨铅精矿的量加入硫化钠调浆，调浆后矿浆电位为-115mv，pH值为8.78。
(2)添加黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠质量比为3:10:30:50的组合抑制剂和乙硫氨酯与柴油按质量比为1:4的改性乙硫氨酯捕收剂进行高砷铅粗选，得到高砷铅粗精矿和粗选尾矿。组合抑制剂的加入量为3800g/吨铅精矿，改性乙硫氨酯捕收剂的加入量为100g/吨铅精矿。
(3)高砷铅粗精矿经一次精选得到精一精矿和精一尾矿，精一尾矿返回至高砷铅粗选作业；
粗选尾矿进行第一次扫选，扫选所用捕收剂为改性乙硫氨酯，用量为30g/吨铅精矿，得到扫一精矿和扫一尾矿，扫一精矿返回至高砷铅粗选作业；
(4)精一精矿进行二次精选，得到精二精矿和精二尾矿，精二精矿即为高砷铅精矿产品，精二尾矿返回至第一次精选作业；
扫一尾矿进行二次扫选，扫选所用捕收剂为改性乙硫氨酯，用量为30g/吨铅精矿，得到扫二尾矿和扫二精矿，扫二尾矿即为低砷铅精矿产品，扫二精矿返回至第一次扫选作业。
所得高砷铅精矿产品含铅60.23％，含砷4.85％，铅回收率12.02％。
所得的低砷铅精矿产品铅品位(即铅含量)61.25％，砷品位(即砷含量)0.39％，铅回收率87.98％。
对比例1(除组合抑制剂外，其他与实施例1相同)
所处理的铅精矿中铅含量为62.60％，砷含量0.87％。
(1)向铅精矿中加入1000g/吨铅精矿的量加入硫化钠调浆，调浆后矿浆电位为-121mv，pH值为9.03。
(2)添加黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠组合抑制剂和乙硫氨酯与柴油按质量比为1:3的改性乙硫氨酯捕收剂进行高砷铅粗选，得到高砷铅粗精矿和粗选尾矿。组合抑制剂(比例见表1)的加入量为4300g/吨铅精矿，改性乙硫氨酯捕收剂的加入量为110g/吨铅精矿。
(3)高砷铅粗精矿经一次精选得到精一精矿和精一尾矿，精一尾矿返回至高砷铅粗选作业；
粗选尾矿进行第一次扫选，扫选所用捕收剂为改性乙硫氨酯，用量为40g/吨铅精矿，得到扫一精矿和扫一尾矿，扫一精矿返回至高砷铅粗选作业；
(4)精一精矿进行二次精选，得到精二精矿和精二尾矿，精二精矿即为高砷铅精矿产品，精二尾矿返回至第一次精选作业；
扫一尾矿进行二次扫选，扫选所用捕收剂为改性乙硫氨酯，用量为20g/吨铅精矿，得到扫二尾矿和扫二精矿，扫二尾矿即为低砷铅精矿产品，扫二精矿返回至第一次扫选作业。得到组合抑制剂成分变化时得到的高砷铅精矿产品和低砷铅精矿产品指标如下。
表1组合抑制剂对产品指标影响
Figure BDA0002958428200000101
对比例2(捕收剂只用乙硫氨酯，其他与实施例1相同)
所处理的铅精矿中铅含量为62.60％，砷含量0.87％。
(1)向铅精矿中加入1000g/吨铅精矿的量加入硫化钠调浆，调浆后矿浆电位为-121mv，pH值为9.12。
(2)添加黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠组合抑制剂和乙硫氨酯捕收剂进行高砷铅粗选，得到高砷铅粗精矿和粗选尾矿。组合抑制剂的加入量为4300g/吨铅精矿，捕收剂乙硫氨酯的加入量为110g/吨铅精矿。
(3)高砷铅粗精矿经一次精选得到精一精矿和精一尾矿，精一尾矿返回至高砷铅粗选作业；
粗选尾矿进行第一次扫选，扫选所用捕收剂为乙硫氨酯，用量为40g/吨铅精矿，得到扫一精矿和扫一尾矿，扫一精矿返回至高砷铅粗选作业；
(4)精一精矿进行二次精选，得到精二精矿和精二尾矿，精二精矿即为高砷铅精矿产品，精二尾矿返回至第一次精选作业；
扫一尾矿进行二次扫选，扫选所用捕收剂为乙硫氨酯，用量为20g/吨铅精矿，得到扫二尾矿和扫二精矿，扫二尾矿即为低砷铅精矿产品，扫二精矿返回至第一次扫选作业。得到组合抑制剂成分变化时得到的高砷铅精矿产品和低砷铅精矿产品指标如下。
所得高砷铅精矿产品含铅63.25％，含砷2.87％，铅回收率16.55％。
所得的低砷铅精矿产品铅品位(即铅含量)58.67％，砷品位(即砷含量)0.62％，铅回收率83.45％。
备注：本发明在未做特殊说明时，所述的百分含量均是指质量百分含量。
最后说明的是，以上优选实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管通过上述优选实施例已经对本发明进行了详细的描述，但本领域技术人员应当理解，可以在形式上和细节上对其作出各种各样的改变，而不偏离本发明权利要求书所限定的范围。

Claims (10)

1.一种铅精矿中砷的脱除方法，其特征在于：所述的铅精矿中砷的脱除方法在砷铅粗选时，所用抑制剂为黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠中的任一种或几种的组合，所述捕收剂为改性乙硫氨酯，所述的铅精矿中砷主要为灰硫砷铅矿。
2.根据权利要求1所述的一种铅精矿中砷的脱除方法，其特征在于：所述的抑制剂为黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠的组合，其中，黄腐酸、腐植酸盐、漂白粉和亚硫酸钠的质量比(2～3): (5～10):(20～30):(50～60)。
3.根据权利要求1所述的一种铅精矿中砷的脱除方法，其特征在于：所述的捕收剂改性乙硫氨酯为乙硫氨酯与柴油的混合物，其中，乙硫氨酯与柴油的质量比为1:(2～4)。
4.根据权利要求1至3任一项所述的一种铅精矿中砷的脱除方法，其特征在于：所述的铅精矿中砷的脱除方法包括以下步骤：
（1）向铅精矿中加入硫化钠调浆；
（2）添加抑制剂和捕收剂进行高砷铅粗选，得到高砷铅粗精矿和粗选尾矿；
（3）高砷铅粗精矿经一次精选得到精一精矿和精一尾矿，精一尾矿返回至高砷铅粗选作业；
粗选尾矿进行第一次扫选，得到扫一精矿和扫一尾矿，扫一精矿返回至高砷铅粗选作业；
（4）精一精矿进行二次精选，得到精二精矿和精二尾矿，精二精矿即为高砷铅精矿产品，精二尾矿返回至第一次精选作业；
扫一尾矿进行二次扫选，得到扫二尾矿和扫二精矿，扫二尾矿即为低砷铅精矿产品，扫二精矿返回至第一次扫选作业。
5.根据权利要求4所述的一种铅精矿中砷的脱除方法，其特征在于：步骤（2）中抑制剂的添加量为每吨铅精矿添加3000～5000g。
6.根据权利要求4所述的一种铅精矿中砷的脱除方法，其特征在于：步骤（2）中捕收剂的添加量为每吨铅精矿添加30～150g。
7.根据权利要求4所述的一种铅精矿中砷的脱除方法，其特征在于：步骤（1）中硫化钠的添加量为每吨铅精矿添加900～1100g。
8.根据权利要求4所述的一种铅精矿中砷的脱除方法，其特征在于：一次精选和二次精选均为空白精选，一次扫选和二次扫选时均添加捕收剂。
9.根据权利要求4所述的一种铅精矿中砷的脱除方法，其特征在于：步骤（3）一次扫选时添加捕收剂的添加量为每吨铅精矿添加20～60g；二次扫选时添加捕收剂的添加量为每吨铅精矿添加10～30g。
10.根据权利要求4所述的一种铅精矿中砷的脱除方法，其特征在于：所得低砷铅精矿产品中砷品位低于0.4%。
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