CN115041303A

CN115041303A - 一种高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法

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Publication number: CN115041303A
Application number: CN202210563071.7A
Authority: CN
Inventors: 陈永明; 罗涛; 何静; 代杰; 曹淑琼; 杨声海
Original assignee: Central South University
Current assignee: Central South University
Priority date: 2022-05-23
Filing date: 2022-05-23
Publication date: 2022-09-13

Abstract

本发明提供了一种高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，属于高硫渣浮选技术领域。本发明通过将高硫渣加水调浆配制成一定浓度的矿浆溶液，加入氢氧化钠调节矿浆pH值得到矿浆溶液，再依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂，搅拌均匀获得预处理浆液送入浮选槽中，调控矿浆温度、通入空气，控制浮选时间，浮选得到的单质硫富集精矿送热滤车间生产硫磺，铅、银富集在尾矿中，作为炼铅原料送炼铅车间。本发明具有工艺简单，生产成本低，单质硫回收率高，能实现铅、银综合回收的优点。

Description

一种高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法

技术领域

本发明涉及高硫渣浮选技术领域，尤其涉及一种高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法。

背景技术

高硫渣是指在锌二段氧压浸出过程中的底流渣，元素硫以硫磺的形式进入高硫渣，避免了SO₂烟气污染。从高硫渣中高效回收单质硫体现了直接浸出工艺的优势，也有利于后续酸浸渣中有价组分综合回收。除单质硫外，高硫渣中还含有锌、铅、银等有价组分以及砷、镉、汞等毒害元素。寻找安全处置高硫渣的方法具有资源综合利用与环境保护的双重意义。

目前国内高硫渣的处置可分为回收硫磺、配料生产硫酸以及包括稳定化处理在内的其它处置方式。硫磺回收工艺可分为化学法和物理法两大类。化学法是利用可溶解单质硫的溶剂从物料中溶解单质硫，进而制取硫磺产品。物理法是利用一定的物理方式使单质硫与其它矿相分离。

如专利CN 101503761 B公开了一种利用煤油提取高硫渣中的单质硫。硫的总回收率达97～98％；锑的总回收率达81～82％；铋的总回收率达 95～96％。该方法操作简单、单质硫回收率高但有机溶硫试剂普遍存在易燃、易爆、易挥发、毒性大等缺点。

如专利CN 102633233 B公开了一种利用真空蒸馏法回收铅锌矿浸出渣中的硫磺，渣置于真空蒸馏炉内，加热至200～400℃，控制炉内压力在 600-10000Pa，使浸出渣中的硫磺升华、挥发，含硫蒸气被真空泵抽出蒸馏炉，经冷却后得到硫磺产品。该方法产出的单质硫纯度高，但是设备复杂，生产本高，目前难以实现大规模工业生产。

发明内容

本发明的目的在于提供一种高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，实现锌冶炼高硫渣单质硫、铅、银综合回收。

为了实现上述发明目的，本发明提供以下技术方案：

本发明提供了一种高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，包括以下步骤：

1)将高硫渣与水混合并调节pH得到矿浆溶液；

2)将抑制剂、捕收剂和起泡剂混合于矿浆溶液中得到浮选预处理浆液；

3)将浮选预处理浆液进行浮选处理即可。

进一步的，所述高硫渣来自于锌二段氧压浸出的底流渣，所述高硫渣包含以下质量分数的组分：S 20～50％、Fe 1～20％、Zn 3～10％、Pb 2～5％、Ag 0.01～0.05％，余量为O。

进一步的，所述矿浆溶液中高硫渣的质量浓度为10～30％。

进一步的，所述调节pH用到的调节剂包含氢氧化钠和/或石灰，所述矿浆溶液的pH为4～10。

进一步的，所述抑制剂包含Na₂S和/或Na₂SiO₃，所述抑制剂的用量为 100～500g/t矿浆溶液。

进一步的，所述捕收剂包含乙硫氮，所述捕收剂的用量为100～500g/t 矿浆溶液。

进一步的，所述起泡剂包含松醇油，所述起泡剂的用量为10～50g/t矿浆溶液。

进一步的，所述浮选处理的参数为：浮选预处理浆液的温度为20～80℃，通入空气的流量为100～500L/h，浮选的时间为1～30min。

本发明的有益效果：

本发明涉及一种高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，使单质硫富集在精矿中，能显著提高单质硫回收率；使得铅、银富集在尾矿中，配合炼铅体系，有效提取金属铅和银。

附图说明

图1为本发明1#高硫渣浮选过程中主要有价元素回收率图；

图2为本发明2#高硫渣浮选过程中主要有价元素回收率图。

具体实施方式

1)将高硫渣与水混合并调节pH得到矿浆溶液；

3)将浮选预处理浆液进行浮选处理即可。

在本发明中，所述高硫渣来自于锌二段氧压浸出的底流渣，所述高硫渣包含以下质量分数的组分：S 20～50％、Fe 1～20％、Zn 3～10％、Pb 2～5％、 Ag 0.01～0.05％，余量为O；所述高硫渣优选包含以下质量分数的组分：S 30～40％、Fe 5～15％、Zn 5～8％、Pb3～4％、Ag 0.02～0.04％、余量为O。

在本发明中，所述矿浆溶液中高硫渣的质量浓度为10～30％，优选为 15～25％，进一步优选为20％。

在本发明中，所述调节pH用到的调节剂包含氢氧化钠和/或石灰，所述矿浆溶液的pH为4～10，优选为5～9，进一步优选为6～8。

在本发明中，所述抑制剂包含Na₂S和/或Na₂SiO₃，优选为Na₂S。

在本发明中，所述抑制剂的用量为100～500g/t矿浆溶液，优选为 200～400g/t矿浆溶液，进一步优选为300g/t矿浆溶液。

在本发明中，所述捕收剂包含乙硫氮，所述捕收剂的用量为100～500g/t 矿浆溶液，优选为200～400g/t矿浆溶液，进一步优选为300g/t矿浆溶液。

在本发明中，所述起泡剂包含松醇油，所述起泡剂的用量为10～50g/t 矿浆溶液，优选为20～40g/t矿浆溶液，进一步优选为30g/t矿浆溶液。

在本发明中，所述浮选处理的参数为：浮选预处理浆液的温度为 20～80℃，通入空气的流量为100～500L/h，浮选的时间为1～30min；优选的，浮选预处理浆液的温度为30～70℃，通入空气的流量为200～400L/h，浮选的时间为5～25min；进一步优选的，浮选预处理浆液的温度为40～60℃，通入空气的流量为300L/h，浮选的时间为10～20min。

在本发明中，本发明所采用的高硫渣为1#高硫渣和2#高硫渣，所述1# 高硫渣中单质硫的品位为20～35％，铅含量为1～3％，银含量为0.01～0.03％；所述2#高硫渣中单质硫的品位为40～55％，铅含量为1～3％，银含量为 0.01～0.04％。

下面结合实施例对本发明提供的技术方案进行详细的说明，但是不能把它们理解为对本发明保护范围的限定。

实施例1

以1#高硫渣为原料，其主要成分为：S 27.3wt％、Zn 5.1wt％、Fe 16.4wt％、Pb1.7wt％、Cu 0.2wt％、Si 1.7wt％、Ag 0.024wt％、余量为O。加水配置高硫渣矿浆溶液，用NaOH调节pH值为8并控制矿浆溶液浓度为15wt％。在矿浆溶液中顺次加入乙硫氮500g/t、Na₂SiO₃ 500g/t、松醇油50g/t，搅拌 1min后送入浮选槽。控制矿浆溶液温度为25℃、空气流量为300L/h、浮选时间15min。

浮选结束后测得硫精矿产率为36.96％，单质硫回收率为96.96％，精矿中单质硫品位为71.41％。尾矿中铅、银富集率分别达到98.04％和99.34％，尾矿中单质硫含量为2.78％。

对比例1

以1#高硫渣为原料，其主要成分为：S 28.2wt％、Zn 3.1wt％、Fe 13.4wt％、 Pb1.9wt％、Cu 0.18wt％、Si 1.98wt％、Ag 0.026wt％、余量为O。加水配置高硫渣矿浆溶液，用NaOH调节pH值为8并控制矿浆溶液浓度为15wt％，搅拌均匀、未添加浮选药剂、控制矿浆温度为25℃、空气流量为300L/h、浮选时间15min。

浮选结束后测得硫精矿产率为36.7％，单质硫回收率为90.37％，精矿中单质硫品位为67.73％，尾矿中铅、银富集率分别达到91.1％和95.4％，尾矿中单质硫含量为6.78％。

对比例2

以1#高硫渣为原料，其主要成分为：S 30.2wt％、Zn 4.2wt％、Fe 15.2wt％、 Pb2.3wt％、Cu 0.3wt％、Si 1.5wt％、Ag 0.28wt％、余量为O。加水配置高硫渣矿浆溶液，用NaOH调节pH值为3.5并控制矿浆溶液浓度为5wt％，搅拌均匀、未添加浮选药剂、控制矿浆温度为25℃、调控空气流量为65L/h、浮选时间10min。

浮选结束后测得硫精矿产率为37.6％，单质硫回收率为81.63％，精矿中单质硫品位为65.48％，尾矿中铅、银富集率分别达到90.47％和95.2％，单质硫含量为14.68％。

对比例1与对比例2相比，优化工艺参数后单质硫回收率提高了9～10％，铅、银的回收率没有明显变化。工艺参数中矿浆浓度和空气流量对单质硫回收率影响较大。

实施例1与对比例1相比，加入浮选药剂后，单质硫回收率提高了 8～15％、铅回收率提高了7～9％、银回收率提高了4～6％，这是因为浮选过程中乙硫氮吸附在单质硫表面，提高单质硫表面疏水性使其更容易随气泡一起被浮出，乙硫氮对铅、银捕收能力弱，抑制剂Na₂SiO₃能增大铅的疏水性，使其更难随气泡浮出。硫精矿送热滤车间生产硫磺直接出售，尾矿可作为原料送炼铅车间回收铅、银。

实施例2

以2#高硫渣为原料，其主要成分为：S 45.8wt％、Zn 7.3wt％、Fe 1.5wt％、 Pb1.6wt％、Cu 0.2wt％、Si 4.1wt％、Ag 0.032wt％、余量为O。加水配置高硫渣矿浆溶液，用NaOH调节pH值为8并控制矿浆溶液浓度为15wt％。

在矿浆溶液中顺次加入乙硫氮500g/t、Na₂S 250g/t、Na₂SiO₃ 250g/t、松醇油50g/t，搅拌1min后送入浮选槽。控制矿浆温度为25℃、空气流量为300L/h、浮选时间15min。

浮选结束后测得硫精矿产率为59.2％，单质硫回收率为97.24％，精矿中单质硫品位为75.23％。尾矿中铅、银富集率分别达到98.54％的和99.32％，尾矿中单质硫含量为3.23％。

对比例3

以2#高硫渣为原料，其主要成分为：S 50.8wt％、Zn 6.3wt％、Fe 1.7wt％、 Pb1.4wt％、Cu 0.2wt％、Si 3.9wt％、Ag 0.03wt％、余量为O。加水配置高硫渣矿浆溶液，用NaOH调节pH值为8并控制矿浆溶液浓度为15wt％，搅拌均匀、未添加浮选药剂、控制矿浆温度为25℃、调控空气流量为300L/h、浮选时间15min。

浮选结束后测得硫精矿产率为65.92％，单质硫回收率为91.32％，精矿中单质硫品位为70.73％，尾矿中铅、银富集率分别达到91.2％和95.3％，单质硫含量为7.23％。

对比例4

以2#高硫渣为原料，其主要成分为：S 51.2wt％、Zn 7.0wt％、Fe 1.8wt％、 Pb1.5wt％、Cu 0.2wt％、Si 3.5wt％、Ag 0.031wt％。配置好高硫渣矿浆溶液，用CaO调节pH值为3.8并控制矿浆溶液浓度为10wt％、，搅拌均匀、未添加浮选药剂、控制矿浆温度为25℃、调控空气流量为65L/h、浮选时间 10min。

浮选结束后测得硫精矿产率为62.86％，单质硫回收率为85.31％，精矿中单质硫品位为69.48％，尾矿中铅、银富集率分别达到90.47％和95.2％，单质硫含量为12.32％。

对比例3与对比例4相比，优化工艺参数后单质硫回收率提高了 9～10％，铅、银的回收率没有明显变化。工艺参数中矿浆浓度和空气流量对单质硫回收率影响较大。

实施例2与对比例3相比，加入浮选药剂后，单质硫回收率提高了 5～15％、铅回收率提高了7～10％、银回收率提高了4～8％，这是因为浮选过程中乙硫氮吸附在单质硫表面，提高单质硫表面疏水性使其更容易随气泡一起被浮出，乙硫氮对铅、银捕收能力弱，抑制剂Na₂S、Na₂SiO₃能增大铅的疏水性，使其更难随气泡浮出。硫精矿送热滤车间生产硫磺直接出售，尾矿可作为原料送炼铅车间回收铅、银。

由以上实施例可知，本发明提供了一种高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法。由本发明实施例和对比例可以看出，通过工艺参数的优化，能够显著提高单质硫的回收率；通过添加本发明特定配比的浮选药剂，不仅能够提高单质硫的回收率，还能显著提高铅、银组分的回收率，提高了高硫渣的利用率，为高硫渣回收利用提高可行的方法。

以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

Claims

1.一种高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，其特征在于，包括以下步骤：

1)将高硫渣与水混合并调节pH得到矿浆溶液；

3)将浮选预处理浆液进行浮选处理即可。

2.根据权利要求1所述的高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，其特征在于，所述高硫渣来自于锌二段氧压浸出的底流渣，所述高硫渣包含以下质量分数的组分：S 20～50％、Fe 1～20％、Zn 3～10％、Pb 2～5％、Ag 0.01～0.05％，余量为O。

3.根据权利要求2所述的高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，其特征在于，所述矿浆溶液中高硫渣的质量浓度为10～30％。

4.根据权利要求3所述的高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，其特征在于，所述调节pH用到的调节剂包含氢氧化钠和/或石灰，所述矿浆溶液的pH为4～10。

5.根据权利要求1～4任意一项所述的高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，其特征在于，所述抑制剂包含Na₂S和/或Na₂SiO₃，所述抑制剂的用量为100～500g/t矿浆溶液。

6.根据权利要求5所述的高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，其特征在于，所述捕收剂包含乙硫氮，所述捕收剂的用量为100～500g/t矿浆溶液。

7.根据权利要求1或2或6所述的高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，其特征在于，所述起泡剂包含松醇油，所述起泡剂的用量为10～50g/t矿浆溶液。

8.根据权利要求7所述的高硫渣抑铅浮硫强化浮选的方法，其特征在于，所述浮选处理的参数为：浮选预处理浆液的温度为20～80℃，通入空气的流量为100～500L/h，浮选的时间为1～30min。