CN115254395A - 一种锌尾矿中砷硫分离的方法 - Google Patents

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Abstract

一种锌尾矿中砷硫分离的方法，包括以下步骤：(1)将含毒砂和黄铁矿的锌尾进行磁选，得到磁性产品磁黄铁矿和磁尾矿；(2)磁尾矿经混浮后，混浮精矿进行砷硫分离，其中对硫粗精矿进行三次精选作业，得到硫精矿；(3)含砷粗尾矿三次扫选，经摇床后，得到砷精矿。浮选作业中所用药剂为氯化铵和间硝基苯甲酸钠，试验证明复合药剂作用下，能够实现砷硫分离，增加了硫精矿的应用价值，更加合理地利用资源，减少尾矿排放，降低环境污染。

Description

一种锌尾矿中砷硫分离的方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，具体是一种锌尾矿中砷硫分离的方法。
背景技术
毒砂是分布较广的砷矿物，它广泛地与其它硫化矿共生。目前处理含砷多金属硫化矿存在的主要问题之一是精矿产品中含砷量过高，主要原因在于毒砂与黄铁矿的生成条件和结晶构造大致相似，导致毒砂与黄铁矿的物理化学性质相近。因此，采用常规浮选药剂进行含砷硫分离，毒砂易选入黄铁矿精矿，使黄铁矿精矿中的砷含量超标。增加冶炼成本，且影响了硫产品的价值,同时也严重污染了环境。而含砷矿物氧化生成的无机砷酸盐和含砷有机物，可通过地质大循环和生物小循环污染环境、影响人类健康。因此，在冶炼之前运用选矿工艺尽可能地将砷从硫化矿中分离，最大限度地降低有色金属硫化矿精矿中砷的含量，并对分选出的含砷产品进行无害化处理，无论对提高选冶效益还是环境保护都具有重大意义。
由于黄铁矿和毒砂存在氧化性差异，因此常利用不同矿物受氧化程度的不同，采用抑制剂降低砷的可浮性来分离毒砂和硫铁矿物。然而，研究表明，毒砂和黄铁矿受氧化后其疏水性变弱，但两者可浮性仍较近，因此，如何分离黄铁矿和毒砂是保证硫回收率获得高品位硫精矿的关键。黄铁矿和毒砂都具有天然可浮性，因此，利用药剂对黄铁矿和毒砂选择性的不同，实现毒砂和黄铁矿的分离具有重要意义。在毒砂与其他硫化矿物的浮选分离中，常将毒砂的无机抑制剂与有机抑制剂组合使用，以发挥二者间的协同效应，增加砷的抑制效率。
发明内容
本发明的目的在于提供一种锌尾矿中砷硫分离的方法，通过药剂之间组合与协同作用，对锡铅锌锑多金属矿的锌尾矿进行砷硫分离，提高了硫精矿产品质量。
为实现上述目的，本发明采用了以下技术方案：一种锌尾矿中砷硫分离的方法，矿物原料为铅锌分离矿物后的尾矿，其中含硫25.75～35.75％、砷1.45％～4.83％，物相分析表明硫矿物以黄铁矿为主，另有少量磁黄铁矿；砷矿物以毒砂为主，另有少量砷黄铁矿，具体步骤如下：
(1)将含毒砂和黄铁矿的锌尾进行磁选，磁选浓度为25％，磁场强度为0.4T,得到磁性产品磁黄铁矿和磁尾矿，其中磁选精矿混入硫精矿中；
(2)磁选尾矿经螺旋分级机分级，沉砂进入混浮系统，分别得到混浮精矿和尾矿；
(3)混浮精矿进入砷硫分离系统，主要流程为一粗，三精三扫；粗精矿经三次精选，得到硫精矿；粗选尾矿经三次扫选后，尾矿经摇床，摇床精矿作为最终的砷精矿,摇床尾矿作为最终尾矿与分级机溢流混合输送至尾矿坝；
药剂配置:将氯化铵和和间硝基苯甲酸钠在常温条件下置于搅拌桶中，分别配成质量浓度为8％的溶液；将氯化铵加入浮选搅拌桶中进行预处理，之后在浮选过程中加入毒砂的抑制剂间硝基苯甲酸钠；
药剂制度及操作条件：浮选时调矿浆pH值在11，在矿浆中加入80g～100g/t氯化铵，480g～500g/t间硝基苯甲酸钠作抑制剂，100g～120g/t丁基黄药作捕收剂，25g～30g/t松醇油作起泡剂，浮选得硫砷混合粗精矿，然后在硫砷混合粗精矿中加入130g～150g/t氯化铵后，再加入180g～200g/t所述含砷矿物抑制剂间硝基苯甲酸钠进行硫砷分离。
步骤(3)所述药剂配置是按100g/t氯化铵加入浮选搅拌桶中进行预处理，之后在浮选过程中加入500g/t间硝基苯甲酸钠。
步骤(3)所述捕收剂是按照丁基黄药120g/t和起泡剂松醇油30g/t加入。
所述步骤(3)粗精矿经三次精选，得到硫精矿；粗选尾矿经三次扫选后，尾矿经摇床，摇床精矿作为最终的砷精矿的药剂制度及操作条件为：加入石灰调整矿浆pH值为11，在精选1、精选2、精选3过程中，分别加入250g/t、150g/t和50g/t的间硝基苯甲酸钠作为毒砂的抑制剂；扫选作业中在扫选1加入60g/t丁基黄药和10g/t的松醇油；扫选2加入30g/t的丁基黄药和30g/t的松醇油；扫选3不加任何药剂。
本发明的有益效果在于：
1.降低了硫精矿中的砷含量，提高硫精矿的价值。
在给矿品位为硫25.75～35.75％、砷2.55％～4.83％的条件下，经过一次粗选三次扫选三次精选，得到含硫为48.14％～50.14％、砷砷0.23％～0.38％的硫精矿，硫回收率达到87.62％～88.92％，砷的脱除率达到93％～94％。
2.减少尾矿排放，降低环境污染，有利于铅锌浮选尾矿中的硫、砷矿物的综合回收。
附图说明
图1为本发明所述的锌尾矿中砷硫分离的方法的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
本实施例为本发明所述的锌尾矿中砷硫分离的方法一个实例，包括以下步骤：
矿物原料为广西某矿中铅锌分离矿物后的尾矿，其中含硫25.75％、砷4.83％，物相分析表明硫矿物以黄铁矿为主，另有少量磁黄铁矿；砷矿物以毒砂为主，另有少量砷黄铁矿。
(1)将含毒砂和黄铁矿的锌尾进行磁选，磁选浓度为25％，磁场强度为0.4T,得到磁性产品磁黄铁矿和磁尾矿，其中磁选精矿混入硫精矿中。
(2)磁选尾矿经螺旋分级机分级，沉砂进入混浮系统，分别得到混浮精矿和尾矿。
(3)混浮精矿进如砷硫分离系统，主要流程为一粗，三精三扫；粗精矿经三次精选，得到硫精矿；粗选尾矿经三次扫选后，尾矿经摇床，摇床精矿作为最终的砷精矿,摇床尾矿作为最终尾矿与分级机溢流混合输送至尾矿坝。
药剂配置:将氯化铵和和间硝基苯甲酸钠在常温条件下置于搅拌桶中，分别配成质量浓度为8％的溶液；将氯化铵加入浮选搅拌桶中进行预处理，之后在浮选过程中加入毒砂的抑制剂间硝基苯甲酸钠。
药剂制度及操作条件：浮选时调矿浆pH值在11，在矿浆中加入100g/t氯化铵，500g/t间硝基苯甲酸钠作抑制剂，120g/t丁基黄药作捕收剂，30g/t松醇油作起泡剂，浮选得硫砷混合粗精矿，然后在硫砷混合粗精矿中加入150g/t氯化铵后，再加入200g/t所述含砷矿物抑制剂间硝基苯甲酸钠进行硫砷分离。进行了一个月的50t/d试验室小试试验，结果表明采用以上药剂条件能够有效分离硫砷矿物，得到硫精矿。在给矿品位为硫25.75％、砷4.83％条件下，经过一次粗选三次扫选三次精选，得到含硫为48.14％、砷0.38％的硫精矿，硫回收率达到87.62％，砷的脱除率达到93％。
实施例2
本实施例为本发明所述的锌尾矿中砷硫分离的方法另一个实例，包括以下步骤：
矿物原料为云南某矿中铅锌分离矿物后的尾矿，其中含硫35.75％、砷2.55％，物相分析表明硫矿物以黄铁矿为主，另有少量磁黄铁矿；砷矿物以毒砂为主，另有少量砷黄铁矿。
(1)将含毒砂和黄铁矿的锌尾进行磁选，磁选浓度为25％，磁场强度为0.4T,得到磁性产品磁黄铁矿和磁尾矿，其中磁选精矿混入硫精矿中。
(2)磁选尾矿经螺旋分级机分级，沉砂进入混浮系统，分别得到混浮精矿和尾矿。
(3)混浮精矿进如砷硫分离系统，主要流程为一粗，三精三扫；粗精矿经三次精选，得到硫精矿；粗选尾矿经三次扫选后，尾矿经摇床，摇床精矿作为最终的砷精矿,摇床尾矿作为最终尾矿与分级机溢流混合输送至尾矿坝。
药剂配置:将氯化铵和和间硝基苯甲酸钠在常温条件下置于搅拌桶中，分别配成质量浓度为8％的溶液；将氯化铵加入浮选搅拌桶中进行预处理，之后在浮选过程中加入毒砂的抑制剂间硝基苯甲酸钠。
药剂制度及操作条件：浮选时调矿浆pH值在11，在矿浆中加入80g/t氯化铵，480g/t间硝基苯甲酸钠作抑制剂，100g/t丁基黄药作捕收剂，25g/t松醇油作起泡剂，浮选得硫砷混合粗精矿，然后在硫砷混合粗精矿中加入130g/t氯化铵后，再加入180g/t所述含砷矿物抑制剂间硝基苯甲酸钠进行硫砷分离。进行了一个月的50t/d试验室小试试验，结果表明采用以上药剂条件能够有效分离硫砷矿物，得到硫精矿。在给矿品位为硫35.75％、砷2.55％条件下，经过一次粗选三次扫选三次精选，得到含硫为50.14％、砷0.23％的硫精矿，硫回收率达到88.92％，砷的脱除率达到94％。
实施例3
本实施例为本发明所述的锌尾矿中砷硫分离的方法再一个实例，包括以下步骤：
矿物原料为江西某矿中铅锌分离矿物后的尾矿，其中含硫28.75％、砷1.45％，物相分析表明硫矿物以黄铁矿为主，另有少量磁黄铁矿；砷矿物以毒砂为主，另有少量砷黄铁矿。
(1)将含毒砂和黄铁矿的锌尾进行磁选，磁选浓度为25％，磁场强度为0.4T,得到磁性产品磁黄铁矿和磁尾矿，其中磁选精矿混入硫精矿中。
(2)磁选尾矿经螺旋分级机分级，沉砂进入混浮系统，分别得到混浮精矿和尾矿。
(3)混浮精矿进如砷硫分离系统，主要流程为一粗，三精三扫；粗精矿经三次精选，得到硫精矿；粗选尾矿经三次扫选后，尾矿经摇床，摇床精矿作为最终的砷精矿,摇床尾矿作为最终尾矿与分级机溢流混合输送至尾矿坝。
药剂配置:将氯化铵和和间硝基苯甲酸钠在常温条件下置于搅拌桶中，分别配成质量浓度为8％的溶液；将氯化铵加入浮选搅拌桶中进行预处理，之后在浮选过程中加入毒砂的抑制剂间硝基苯甲酸钠。
药剂制度及操作条件：浮选时调矿浆pH值在11，在矿浆中加入80g/t氯化铵，480g/t间硝基苯甲酸钠作抑制剂，100g/t丁基黄药作捕收剂，25g/t松醇油作起泡剂，浮选得硫砷混合粗精矿，然后在硫砷混合粗精矿中加入130g/t氯化铵后，再加入180g/t所述含砷矿物抑制剂间硝基苯甲酸钠进行硫砷分离。进行了一个月的50t/d试验室小试试验，结果表明采用以上药剂条件能够有效分离硫砷矿物，得到硫精矿。在给矿品位为硫28.75％、砷1.45％条件下经过一次粗选三次扫选三次精选，得到含硫为49.24％、砷0.28％的硫精矿，硫回收率达到87.62％，砷的脱除率达到93％。

Claims (4)

1.一种锌尾矿中砷硫分离的方法，其特征在于，包括如下步骤：
矿物原料为铅锌分离矿物后的尾矿，其中含硫25.75～35.75％、砷1.45％～4.83％，物相分析表明硫矿物以黄铁矿为主，另有少量磁黄铁矿；砷矿物以毒砂为主，另有少量砷黄铁矿，具体步骤如下：
(1)将含毒砂和黄铁矿的锌尾进行磁选，磁选浓度为25％，磁场强度为0.4T,得到磁性产品磁黄铁矿和磁尾矿，其中磁选精矿混入硫精矿中；
(2)磁选尾矿经螺旋分级机分级，沉砂进入混浮系统，分别得到混浮精矿和尾矿；
(3)混浮精矿进入砷硫分离系统，主要流程为一粗三精三扫；粗精矿经三次精选，得到硫精矿；粗选尾矿经三次扫选后，尾矿经摇床，摇床精矿作为最终的砷精矿,摇床尾矿作为最终尾矿与分级机溢流混合输送至尾矿坝；
药剂配置:将氯化铵和和间硝基苯甲酸钠在常温条件下置于搅拌桶中，分别配成质量浓度为8％的溶液；将氯化铵加入浮选搅拌桶中进行预处理，之后在浮选过程中加入毒砂的抑制剂间硝基苯甲酸钠；
药剂制度及操作条件：浮选时调矿浆pH值在11，在矿浆中加入80g～100g/t氯化铵，480g～500g/t间硝基苯甲酸钠作抑制剂，100g～120g/t丁基黄药作捕收剂，25g～30g/t松醇油作起泡剂，浮选得硫砷混合粗精矿，然后在硫砷混合粗精矿中加入130g～150g/t氯化铵后，再加入180g～200g/t所述含砷矿物抑制剂间硝基苯甲酸钠进行硫砷分离。
2.根据权利要求1所述的锌尾矿中砷硫分离的方法，其特征在于，步骤(3)所述药剂配置是按100g/t氯化铵加入浮选搅拌桶中进行预处理，之后在浮选过程中加入500g/t间硝基苯甲酸钠。
3.根据权利要求1所述的锌尾矿中砷硫分离的方法，其特征在于，步骤(3)所述捕收剂是按照丁基黄药120g/t和起泡剂松醇油30g/t加入。
4.根据权利要求1所述的锌尾矿中砷硫分离的方法，其特征在于，所述步骤(3)粗精矿经三次精选，得到硫精矿；粗选尾矿经三次扫选后，尾矿经摇床，摇床精矿作为最终的砷精矿的药剂制度及操作条件为：加入石灰调整矿浆pH值为11，在精选1、精选2、精选3过程中，分别加入250g/t、150g/t和50g/t的间硝基苯甲酸钠作为毒砂的抑制剂；扫选作业中在扫选1加入60g/t丁基黄药和10g/t的松醇油；扫选2加入30g/t的丁基黄药和30g/t的松醇油；扫选3不加任何药剂。
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