CN113751189A

CN113751189A - 一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法

Info

Publication number: CN113751189A
Application number: CN202111062415.8A
Authority: CN
Inventors: 缪彦; 杨松涛; 王乾坤; 樊怀军; 李广; 黄裕卿; 梁治安; 孙忠梅; 赵汝全; 刘永松; 马维鑫
Original assignee: Zijin Mining Group Co Ltd; Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co Ltd
Current assignee: Zijin Mining Group Co Ltd; Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co Ltd
Priority date: 2021-09-10
Filing date: 2021-09-10
Publication date: 2021-12-07

Abstract

本发明公开了一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法，属于高砷金精矿中毒砂与黄铁矿浮选分离技术领域。选矿分离工艺包括硫化钠/活性炭辅助脱药、金精矿超细磨、碳酸钠/片碱调浆、曝气氧化等工艺手段，经过“四次粗选、两次精选”的工艺流程结构得到低砷金精矿，浮选中矿和尾矿合并得到高砷尾矿。与传统工艺相对比，本发明具有分选效率高、易操控、绿色环保等特点，分选过程中泡沫现象稳定、分选终点明显易判断，可分选出含砷小于1％、含金较高的低砷金精矿和含砷高、含金较低的高砷尾矿，提升了金的综合计价系数和效益。

Description

一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法，特别适合于低品位难处理含砷金精矿中毒砂的分离。

背景技术

高砷金精矿中黄铁矿(FeS₂)和毒砂(FeAsS)都是载金矿物，黄铁矿与毒砂矿物结晶构造基本相同，天然可浮性接近，且黄铁矿及毒砂表面载金矿物易改变其可浮性。另外，金精矿表面吸附的捕收剂也不利于后续分选，因此高砷金精矿中黄铁矿和毒砂分离难度很大。目前大部分高砷金精矿通过配矿进行火法冶炼，或者采用细菌氧化、热压预氧化等工艺进行预处理后再提金，但这些预处理工艺的投资大、技术要求高、同时对于金硫比低的含砷金精矿的综合处理成本较高，国内外相关企业较少。

目前金精矿降砷主要的选矿方法是氧化浮选法，其他方法有矿浆加温法、组合调整剂和有机抑制剂法、外控电场法、低温氧等离子体预处理法等。氧化浮选法是通过向矿浆中加入调整剂(硫酸锌、碳酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠等)，并向矿浆中充氧(或空气)或添加氧化剂(如双氧水、氧化锰、高锰酸钾、重铬酸钾、过硫酸铵、过硫酸钾、漂白粉、高氯酸盐等)促使毒砂表面氧化形成氢氧化铁和砷酸盐矿物，阻碍其矿物表面吸附浮选药剂，降低毒砂可浮性从而实现分离。采用这类氧化浮选法虽然工艺简单方便，但是操作严苛，管理难度大，且对设备及环保要求高，毒砂的分选效率也不够理想。

若能有一种分选效率高、操作性强、工艺条件较温和、经济环保的毒砂与黄铁矿分选工艺，将直接销售计价系数低的高砷金精矿分选为计价系数高的低砷金精矿和销售可接受的高砷尾矿(可用于热压预氧化配矿)两个产品，提升高砷金精矿金的综合计价系数，有助于提高企业经济效益，提升国内外竞争力。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法。

为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法，具体步骤如下：

S1、浓缩搅拌脱药：将高砷金精矿加入搅拌槽中，加入硫化钠、活性炭以辅助脱药，搅拌后矿浆进行浓密沉降并移除上清液中残留药剂；

S2、超细磨：往步骤S1所得的浓密底流矿浆中加入焦亚硫酸钠后送入超细磨机进行循环磨矿作业；

S3、曝气氧化：将步骤S2所得的磨矿产品送入曝气槽，加入碳酸钠、片碱进行调浆，然后进行曝气作业对毒砂进行氧化；

S4、搅拌作业：将经过步骤S3处理的矿浆送入搅拌槽，加入丁基黄药、2#油进行矿化；

S5、粗选作业：将步骤S4经过矿化后的矿浆送入浮选系统，进行粗选Ⅰ作业；往粗选Ⅰ作业所得尾矿中加入焦亚硫酸钠、丁基黄药、2#油进行矿化，并进行粗选Ⅱ作业；粗选Ⅱ作业所得尾矿中加入丁基黄药、2#油进行矿化，并进入到粗选Ⅲ作业；粗选Ⅲ作业所得尾矿中加入丁基黄药、2#油进行矿化，并进入到粗选Ⅳ作业；

S6、精选作业：将步骤S5中粗选Ⅰ至粗选Ⅳ作业所得精矿合并后加入碳酸钠、焦亚硫酸钠、丁基黄药、2#油进行矿化并进入精选Ⅰ作业；精选Ⅰ作业所得精矿直接进入精选Ⅱ作业，精选Ⅱ作业所得精矿即为最终低砷金精矿，精选Ⅰ作业和精选Ⅱ作业所得尾矿与步骤S5所得粗选Ⅳ作业的尾矿合并得到最终高砷尾矿。

进一步地，步骤S1中，按原矿干重计，加入1000g/t硫化钠、1000g/t活性炭。

进一步地，步骤S2中，按原矿干重计，加入1500g/t焦亚硫酸钠。

进一步地，步骤S2中，磨矿的细度为P80@26μm。

进一步地，步骤S3中，按原矿干重计，加入2000g/t碳酸钠、1500g/t片碱。

进一步地，步骤S3中，矿浆充气量0.4m³/h，曝气作业30min。

进一步地，步骤S4中，按原矿干重计，加入15g/t丁基黄药、24g/t 2#油。

进一步地，步骤S5中，按原矿干重计，粗选I作业所得尾矿中加入750g/t焦亚硫酸钠搅拌、15g/t丁基黄药、24g/t 2#油；粗选Ⅱ作业所得尾矿中加入10g/t丁基黄药、12g/t2#油；粗选Ⅲ作业所得尾矿加入10g/t丁基黄药、12g/t 2#油。

进一步地，步骤S6中，按原矿干重计，精选I作业中加入500g/t碳酸钠、500g/t焦亚硫酸钠、10g/t丁基黄药、12g/t 2#油。

本发明的有益效果在于：

(1)本发明开发了一种高砷金精矿超细磨-焦亚硫酸钠曝气氧化的毒砂分选工艺，通过长时间曝气氧化扩大黄铁矿与毒砂的可浮性差异，以常规丁基黄药为捕收剂回收解离金与黄铁矿。与传统强氧剂氧化法相比，本发明工艺改善了浮选矿化泡沫稳定性，浮选泡沫清脆，浮选终点现象明显，分选效率大幅提升且可操作性强。

(2)本发明中提出在磨矿过程中添加焦亚硫酸钠以强化药剂与目的矿物的作用，曝气过程中精准控制药剂添加量及作用时间，使矿浆pH及Eh值保持相对稳定，使毒砂矿物充分氧化，同时避免黄铁矿被过度氧化。

(3)本发明提出将高砷金精矿进行分选处理，获取高价值的低砷金精矿及高砷尾矿两种产品，分别作为火法与湿法冶炼原材料，避免纯火法冶炼过程产生含砷烟气污染，不仅提升产品的综合回收价值，更符合“绿色矿业”发展理念。

附图说明

图1为本发明实施例1、2的方法流程示意图；

图2为本发明对比例1、2的方法流程示意图。

具体实施方式

以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。

实施例1

本实例选取试验样品来自甘肃某选厂生产的金精矿，细度为P80@49μm(-0.074mm占91％)，精矿含水率8％，含大量残余药剂，金矿含金23.88g/t，含砷2.21％，含硫36.24％，属于低品位难处理高砷金精矿。矿石中主要金属矿物为黄铁矿、毒砂，少量金矿物以单体存在，黄铁矿与金紧密连生，脉石矿物主要为石英。

本实施例采用一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法对上述试验样品进行处理，将含砷金精矿预先脱药后，经超细磨后充分解离，再通过曝气氧化，最后通过“四次粗选、两次精选”作业得到高砷金精矿和低砷金精矿。如图1所示，具体包括如下步骤：

S1、脱药作业：将高砷金精矿加入搅拌槽中，按原矿干重计，加入1000g/t硫化钠、1000g/t活性炭辅助脱药，搅拌5min后矿浆进行浓密沉降，并移除上清液中残留药剂；

S2、超细磨作业：按原矿干重计，往步骤S1中所得浓密底流矿浆加入1500g/t焦亚硫酸钠，并送入超细磨机进行循环磨矿作业，磨矿浓度50％，细度P80@26μm；

S3、曝气作业：将步骤S2所得磨矿产品送入曝气槽，调节矿浆质量浓度至30％，按原矿干重计，缓慢加入2000g/t碳酸钠、1500g/t片碱进行调浆，使矿浆pH值稳定控制8.3左右，矿浆充气量0.4m³/h，初始氧化还原电位Eh＝-262mV，曝气作业30min，氧化还原电位提升至Eh＝60mV；

S4、搅拌作业：将经过步骤S3处理的产品送入搅拌槽，按原矿干重计，加入15g/t丁基黄药、24g/t 2#油搅拌3min进行矿化；

S5、粗选作业：经步骤S4矿化后的矿浆进入粗选Ⅰ作业，粗选Ⅰ矿浆质量浓度30％，粗选作业刮速均为12R/min，阶段浮选时间均为4min；按原矿干重计，往粗选Ⅰ作业所得尾矿中加入750g/t焦亚硫酸钠搅拌15min，然后加入15g/t丁基黄药、24g/t 2#油搅拌3min，矿浆pH值稳定控制8.0左右，氧化还原电位Eh＝60mV，并进入到粗选Ⅱ作业；往粗选Ⅱ作业所得尾矿中加入10g/t丁基黄药、12g/t 2#油搅拌3min，并进入到粗选Ⅲ作业；粗选Ⅲ作业所得尾矿加入10g/t丁基黄药、12g/t 2#油搅拌3min，并进入到粗选Ⅳ作业，粗选Ⅳ尾矿为高砷尾矿；

S6、精选作业：步骤S5中粗选Ⅰ-Ⅳ作业所得精矿合并后进入精选Ⅰ作业，精选矿浆质量浓度22％，精选作业刮速均为12R/min，阶段浮选时间均为4min；按原矿干重计，加入500g/t碳酸钠、500g/t焦亚硫酸钠搅拌15min，矿浆pH值稳定控制8.0左右，氧化还原电位Eh＝60mV，并加入10g/t丁基黄药、12g/t 2#油搅拌3min，进入精选Ⅰ作业；精选Ⅰ作业所得精矿直接进入精选Ⅱ作业，精选Ⅱ作业所得精矿即为最终低砷金精矿，精选Ⅰ-Ⅱ作业所得尾矿与步骤S5所得粗选Ⅳ的尾矿合并作为最终高砷尾矿。

实施例2

本实施例采用和实施例1相同的步骤处理相同的矿石，主要区别在于，矿浆曝气氧化作业10min；粗选作业的初始氧化还原电位Eh＝-15mV左右，曝气结束后在搅拌作业中加入药剂搅拌5min；精选Ⅰ作业中加入500g/t碳酸钠，使矿浆pH值稳定控制8.0左右，在精选I作业中加入的焦亚硫酸钠的量为加入500g/t，控制氧化还原电位Eh＝5mV左右，加入的丁基黄药为黄铁矿与金捕收剂。

对比例1

对比例1与实施例1的方法类似，如图2所示，主要区别在于，磨矿工序中不加入不加入焦亚硫酸钠，磨矿后无曝气作业，加入2000g/t碳酸钠、2500g/t片碱、15g/t丁基黄药、24g/t 2#油，并加入2000g/t高锰酸钾作为毒砂抑制剂后进入粗选。粗选I作业所得尾矿中加入500g/t高锰酸钾作为毒砂抑制剂、15g/t丁基黄药、24g/t 2#油。粗选作业初始氧化还原电位Eh＝483mV，搅拌5min。精选I作业中加入500g/t碳酸钠，使矿浆pH值稳定控制8.6左右，加入1000g/t高锰酸钾作为毒砂抑制剂，控制氧化还原电位Eh＝400-410mV，并加入10g/t丁基黄药、12g/t 2#油；丁基黄药为黄铁矿与金捕收剂。经过四次粗选两次精选获取低砷金精矿与高砷尾矿。

对比例2

对比例2与对比例1基本相同，主要区别在于毒砂抑制剂采用次氯酸钠。

上述实施例1、2和对比例1、2的工艺指标如表1所示。

表1

从表1可看出，实施例1工艺可获得砷品位0.82％，金品位47.96g/t的低砷金精矿，实施例2由于曝气时间不足，指标略低于实施例1工艺，其他两个对比工艺均无法获得砷品位低于1％的低砷金精矿。

如高砷金精矿不作降砷处理，直接销售，销售上受限，客户源较少，自主性不够。当含金21-23g/t，砷As<3％，硫S≥33％时，金计价系数为77％。按金精矿含金21.94g/t，目前金价350-380元/克，金计价系数77％，则销售价格：21.94×(350-380)×0.77＝5913.0-6419.6元/吨高砷金精矿。

如将高砷金精矿作降砷处理，生产出高价值的低砷金精矿直接进火法冶炼，低价值的高砷尾矿进入湿法冶炼综合应用，则综合经济效益大幅提升。当金精矿砷0.5-1.0％时，火法冶炼低砷金精矿计价需进行砷扣款300元/干吨，同时扣除冶炼加工费1250元/干吨。低砷金精矿销售价格：37.0％×[47.96×(350-380)-300-1250]＝5637.5-6169.7元/吨原矿。当金精矿砷≥3.0％时，湿法冶炼低价值的高砷尾矿计价系数62％，高砷尾矿计价63.0％×9.75×(350-380)×0.62＝1333.0-1447.2元/吨原矿，两种产品计价总计6970.5-7616.9元/吨高砷金精矿，综合经济效益明显提升。

对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

Claims

1.一种从高砷金精矿中分选毒砂的选矿方法，其特征在于，具体步骤如下：

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，按原矿干重计，加入1000g/t硫化钠、1000g/t活性炭。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，按原矿干重计，加入1500g/t焦亚硫酸钠。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，磨矿的细度为P80@26μm。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，按原矿干重计，加入2000g/t碳酸钠、1500g/t片碱。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，矿浆充气量0.4m³/h，曝气作业30min。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4中，按原矿干重计，加入15g/t丁基黄药、24g/t 2#油。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S5中，按原矿干重计，粗选I作业所得尾矿中加入750g/t焦亚硫酸钠搅拌、15g/t丁基黄药、24g/t 2#油；粗选Ⅱ作业所得尾矿中加入10g/t丁基黄药、12g/t 2#油；粗选Ⅲ作业所得尾矿加入10g/t丁基黄药、12g/t 2#油。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S6中，按原矿干重计，精选I作业中加入500g/t碳酸钠、500g/t焦亚硫酸钠、10g/t丁基黄药、12g/t 2#油。