[發明專利]一種含磁黃鐵礦的高砷硫精礦砷硫分離選礦工藝

在審

• 申請號: 201710939072.6
• 申請日: 2017-10-10
• 公開（公告）號: CN107899740A
• 公開（公告）日: 2018-04-13
• 發明（設計）人: 鄒堅堅;冉金城;袁經中;葉小璐;宋寶旭;陳明波;汪泰;姚艷清;王成行;李沛倫;陳洪兵;邱顯揚;湯玉和;胡真;李漢文;付華;楊權志;何鳳文
• 申請（專利權）人: 廣東省資源綜合利用研究所;云南錫業股份有限公司
• 主分類號: B03B9/00
• 分類號: B03B9/00
• 代理公司: 廣州粵高專利商標代理有限公司44102
• 代理人: 任重

技術領域

本發明涉及礦物加工技術領域，更具體地，涉及一種含磁黃鐵礦的高砷硫精礦砷硫分離選礦工藝。

背景技術

硫礦是生產硫酸、殺蟲劑、火藥、潤滑劑等化學材料的重要來源，硫鐵礦和伴生硫鐵礦是我國最主要的硫資源，在我國資源總儲量的80％的共伴生礦產中，硫鐵礦是與主礦元素最常見的共生礦物之一，其礦物含量是其他有價礦物的數倍或數十倍以上。常見的硫鐵礦物有黃鐵礦、磁黃鐵礦和砷黃鐵礦，其常與黃銅礦、方鉛礦、閃鋅礦等礦物共生。

在共伴生礦床中常常伴生有以毒砂為主要存在形式的砷等有害元素，由于毒砂的可浮性與黃鐵礦、磁黃鐵礦的可浮性相近，導致其與有用礦物間浮選分離困難，極易導致硫精礦中砷雜質超標，嚴重影響冶金或制酸生產，且對環境十分有害。由于黃鐵礦的可浮性在其受氧化后無明顯變化，而毒砂和磁黃鐵礦受氧化后其疏水性均明顯變弱，因此選廠常利用不同礦物受氧化程度的不同，采用抑制劑降低砷的可浮性來分離毒砂和硫鐵礦物。然而，研究表明，雖然毒砂和磁黃鐵礦受氧化后其疏水性均變弱，但兩者可浮性仍較近，因此，如何分離磁黃鐵礦和毒砂是保證硫回收率及獲得高品位砷精礦的關鍵。

磁黃鐵礦具有磁性，而毒砂不具磁性，因此，磁選是分離磁黃鐵礦與毒砂的良好分選手段。一般認為，磁黃鐵礦磁性較強，因此常采用弱磁選將磁黃鐵礦和毒砂分離。然而，由磁黃鐵礦的磁性研究表明，不同礦區的磁黃鐵礦，因其晶體結構、類質同象及晶型不同，磁性及可浮性均差異很大，某些磁黃鐵礦則表現為弱磁性性質，因此，對于此類礦石，采用單一弱磁選，難以較好的回收其中的磁黃鐵礦，也難以得到合格的砷精礦產品。

葉雪均等在《某高硫砷鐵礦降砷工藝研究》(江西理工大學學報，2009,30(3):1-3,13)中采用“浮選-弱磁”聯合工藝流程對某礦石進行了綜合回收利用，采用石灰作為砷的堿性抑制劑，以浮選法優先浮出黃鐵礦等可浮性較好的礦物，然后采用兩段濕式圓筒弱磁選機對其中的磁黃鐵礦進行回收，最終得到了兩種精礦產品，硫的回收率達到90.29％。然而，此方法所得磁黃鐵礦中硫含量高達46.51％，屬高硫型磁黃鐵礦，可浮性較好，難以代表所有類型的磁黃鐵礦礦石，此方法在適應性上較差，當磁黃鐵礦中鐵含量較高及磁性較差時，難以獲得較好的精礦產品及實現資源綜合利用。

解志鋒在《某含砷硫化礦硫砷分離試驗研究》(2015，贛州：江西理工大學)中采用抑砷浮硫對安徽某含砷硫精礦進行了砷硫分離，采用Y-3^#為砷抑制劑，經閉路流程試驗，獲得了硫品位46.12％、回收率78.90％的硫精礦及砷品位8.66％、回收率98.82％的砷精礦，實現了含砷硫化礦的高效浮選分離。然而，此礦石中硫在磁黃鐵礦中比例僅為3.77％，回收價值不大，因此此流程在面對高砷、高磁黃鐵礦的硫精礦時，則會因磁黃鐵礦難以回收而導致硫大量損失，此外，此浮選方法最終砷精礦中砷品位僅為8.66％，難以作為合格砷精礦處理。

CN102240600A公開了一種從含硫、砷物料中分離回收硫、砷的方法，其采用抑制劑對毒砂和磁黃鐵礦進行抑制，通過浮選獲得以黃鐵礦為主的硫礦a，再對浮選尾礦采用磁選分離磁黃鐵礦和毒砂，獲得以磁黃鐵礦為主的硫礦b及砷礦，此技術具有流程簡單，砷硫可有效分離等優點。然而，當礦石中磁黃鐵礦磁性較弱時，采用單一弱磁選，難以較好的回收其中的磁黃鐵礦，也難以得到合格的砷精礦產品。

發明內容

本發明目的是針對現有的高砷硫精礦砷硫分離選礦方法中弱磁性磁黃鐵礦難以回收、砷精礦利用率不高、選礦方法適應性不強等問題，提供一種含磁黃鐵礦的高砷硫精礦砷硫分離的選礦方法。

本發明的具體步驟如下：

提供一種含磁黃鐵礦的高砷硫精礦砷硫分離選礦工藝，包括以下步驟：

S1.磨礦：將高砷硫精礦再磨至-0.074mm占75～95％；

S2.往磨好的礦料中加入脫藥劑進行脫藥處理，所述脫藥采用的脫藥劑為硫化鈉或活性炭，按每噸給礦計，所述脫藥劑藥劑用量分別為3000～4000克硫化鈉或2000～8000克活性炭；

S3.將經過脫藥處理的礦料進行粗選分別得到粗選精礦和粗選尾礦，將粗選精礦經過多次精選得到硫精礦1；將粗選尾礦經過多次掃選和磁選分別得到硫精礦2和砷精礦；

其中，步驟S3所述的粗選是將步驟S2處理的礦樣加水調漿至濃度為25～35％，按每噸給礦計，依次加入砷抑制劑800～10000克、捕收劑20～180克、起泡劑20～60克后攪拌粗選；