一种含砷锡硫精矿高值化利用的方法

技术领域

本发明涉及一种含砷硫精矿高值化利用的方法，具体涉及到如何有效降低硫精矿中杂质元素砷的含量，提高硫精矿的价值，以及如何提取其中的锡石，属于选矿技术领域。

背景技术

我国硫铁矿资源丰富，但贫矿多、富矿少，矿石类型复杂，常与有色金属硫化矿、非金属矿和煤矿伴生。硫精矿主要用作化工原料，85%以上的硫铁矿用于制造硫酸，其次用于提炼硫磺。我国铁矿石的供应主要依靠进口，而随着铁矿石进口量的增大以及铁矿石价格的增长，降低硫铁矿中的有害杂质和脉石矿物、提高硫精矿品质、同时有效回收其中的伴生组分对硫铁矿的开发利用具有重大的意义。

硫铁矿和伴生硫铁矿是我国最主要的硫资源，在我国资源总储量80%的共伴生矿产中，硫铁矿是最常见的共生矿物。在共伴生矿床中常常伴生有以毒砂为主要存在形式的砷化物。由于毒砂的可浮性与黄铁矿、磁黄铁矿相近，导致其与有用矿物间浮选分离困难，极易导致硫精矿中砷杂质超标。部分矿山因砷杂质元素超标等原因，只能将产出的大量硫铁精矿堆存。因此，提硫降砷已成为选矿领域的一大难题。

对硫精矿进行提质降杂，不仅能提高硫精矿品质，也能提高硫精矿的销售价格，还能实现硫精矿中硫和铁资源的最大化利用，减轻环境污染，实现低危害排放，还能提高矿山资源综合利用率，增强企业竞争力，有利于企业可持续发展。同时对于促进企业技术进步，推动地区经济发展也具有深远的影响。

发明内容

本发明的目的是为了提供一种含砷硫精矿高值化利用的方法，能够有效降低硫精矿中的砷含量，实现硫砷分离，满足市场对硫精矿含砷量的要求；还能尽可能地回收其中的锡石，在实现矿产资源综合利用，增加企业效益的同时，也能够防止砷元素流向环境，从而实现保护环境，矿山的绿色发展。

本发明的技术方案如下：本发明将高砷硫精矿首先进行一次弱磁选，得到砷含量低的磁性产品Ⅰ和弱磁选尾矿，弱磁选尾矿经过一次强磁粗选Ⅰ和一次强磁精选，得到砷含量低的磁性产品Ⅱ，两次强磁选的尾矿进行合并后进行一次粗选和四次精选的“浮硫抑砷”的浮选流程，得到合格的浮选低砷硫精矿，“浮硫抑砷”的所有中矿与尾矿合并，进行浮选“除砷”作业，“除砷”流程采用一次粗选和两次扫选的流程，粗选精矿与扫选精矿进行合并，得到砷精矿，“除砷”作业的第二次扫选的尾矿进行悬振选锡作业，得到锡石精矿。

本发明应用于硫精矿含有砷锡时，如何降低砷含量以及回收锡石，具体步骤如下：

（1）首先对含砷硫精矿进行调浆，矿浆浓度调至20%~25%，在激磁电流为4~5A的磁场中进行一次弱磁选，得到磁性产品1和弱磁选尾矿；

（2）对步骤（1）的弱磁选尾矿进行强磁粗选Ⅰ，得到强磁粗选Ⅰ精矿和强磁粗选Ⅰ尾矿，将强磁粗选Ⅰ精矿进行强磁精选，得到磁性产品Ⅱ和强磁精选尾矿；

（3）将步骤（2）中强磁精选尾矿和强磁粗选Ⅰ尾矿合并后调浆至28%~35%，然后以每吨原矿计，分别加入800~1400g/t的抑制剂，80~120g/t的捕收剂，20~40g/t的起泡剂，进行降砷粗选，得到粗精矿和尾矿Ⅱ；

（4）对步骤（3）的粗精矿进行四次降砷精选，得到低砷硫精矿，四次精选的抑制剂用量为300~500g/t；

（5）将步骤（3）的尾矿Ⅱ和步骤（4）四次降砷精选的中矿进行合并，调浆至矿浆浓度为24%~30%，进行一次除砷粗选和两次除砷扫选，其中，一次除砷粗选，以原矿计，依次加入活化剂硫酸铜200~400g/t，捕收剂丁基黄药60~120g/t，起泡剂松醇油25~40g/t，两次除砷扫选的药剂较一次除砷粗选的药剂用量减半，将三次除砷的浮选精矿进行合并，得到砷精矿；

（6）对步骤（5）第二次除砷扫选的尾矿进行悬振作业，得到锡精矿。

步骤（1）中所使用的的弱磁选设备为湿式半逆流永磁筒式磁选机。

步骤（2）中强磁粗选Ⅰ和强磁精选的磁场强度分别为1.6T和0.4T，脉冲均为30Hz。

步骤（3）中砷的抑制剂为KG-40，KG-40由巯基乙酸钠、磺化腐殖酸钠、过氧化氢和纯水按照3:4:2:1的质量比混合，然后在密封的压力容器中加热四小时得到，捕收剂为丁基黄药，起泡剂为松醇油。

步骤（3）~（5）中粗选时间为3~5min，扫选时间为3~4min，精选时间为2~4min。

步骤（6）中的设备为悬振锥面选矿机，振动频率为13Hz。

本发明中所述的砷抑制剂KG-40由云南缘矿科技开发有限公司生产出售。

硫精矿的主要成分一般为黄铁矿和磁黄铁矿，由于毒砂的可浮性与黄铁矿、磁黄铁矿相近，导致其与有用矿物间浮选分离困难，极易导致硫精矿中砷杂质超标。一方面，磁黄铁矿的比磁化率为54.02×10

本发明的优点以及技术效果：

（1）本发明依据磁黄铁矿、黄铁矿与毒砂的物理和化学性质，采用弱磁选、强磁选和浮选的方法进行硫砷分离，具有分选流程简单，效率高，成本低的特点。

（2）本发明中所用的砷抑制剂KG-40选择性抑制、来源广泛、无污染、适用pH范围广的优点。

（3）本发明在浮选降砷作业中，四个精选作业的尾矿由于产率低、砷含量较高，为了减少闭路试验中硫精矿中的砷含量，将四个精选尾矿不返回上一级作业，而是与粗选尾矿进行合并进行下一步作业；在优化流程结构的同时，可以有效实现硫砷分离。

（4）本发明中选锡作业使用的设备悬振锥面选矿机，对于粒度较细的锡石具有很好地选别效果。

（5）本发明采用磁选-浮选-重选的联合工艺，分选效率高，分选成本低，在高效实现了硫砷分离的同时，也实现了其他有价金属的综合回收和矿产资源的综合利用。本发明能够很好地解决硫砷分离的难题，满足市场硫精矿对砷含量的要求，从而提高硫精矿和附属金属的价值。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

结合附图和具体实施案例对本发明作进一步详细说明，本实施例仅用于对本发明作出具体说明，本发明保护范围不局限于所述内容。

实施例1：云南某多金属硫化矿生产的硫精矿中，S含量为28.87%，Fe含量为45.15%，As含量为7.24%，Sn含量为0.2%。如图1所示，具体步骤如下：

（1）先对含砷硫精矿进行调浆，矿浆浓度调至20%，在激磁电流为4.5A的磁场中进行一次弱磁选，弱磁选设备为湿式半逆流永磁筒式磁选机，得到As含量为0.23%，S含量为33.51%，铁含量为52.63%的磁性产品Ⅰ和弱磁选尾矿；

（2）对步骤（1）的弱磁选尾矿进行强磁粗选Ⅰ，强磁粗选Ⅰ磁场强度为1.6T，得到强磁粗选Ⅰ精矿和强磁粗选Ⅰ尾矿，将强磁粗选Ⅰ精矿进行强磁精选，强磁精选磁场强度为0.4T，得到As含量为0.68%，S含量为31.26%，铁含量为53.26%磁性产品Ⅱ和强磁精选尾矿；

（3）将步骤（2）中强磁精选尾矿和强磁粗选Ⅰ尾矿合并后调浆至35%，然后以每吨原矿计，分别依次加入1400g/t的抑制剂KG-40，KG-40由巯基乙酸钠、磺化腐殖酸钠、过氧化氢和纯水按照3:4:2:1的质量比混合，然后在密封的压力容器中加热四小时得到，120g/t的捕收剂丁基黄药，30g/t的起泡剂松醇油，进行降砷粗选，粗选时间为3min，得到粗精矿和尾矿Ⅱ；

（4）对步骤（3）的粗精矿进行四次降砷精选，精选时间为2min，四次精选只加抑制剂KG-40，每次精选抑制剂的用量依次为500g/t、400g/t、300g/t、300g/t，得到As含量为0.30%，S含量为44.68%，铁含量为47.15%低砷硫精矿；

（5）将步骤（3）的尾矿Ⅱ和步骤（4）四次降砷精选的中矿进行合并，调浆至矿浆浓度为24%，进行一次除砷粗选和两次除砷扫选，其中，一次除砷粗选，以原矿计，依次加入活化剂硫酸铜200g/t，捕收剂丁基黄药100g/t，起泡剂松醇油25g/t，一次除砷粗选时间为3min，第一次除砷扫选药剂用量是一次除砷粗选的药剂用量的一半，第二次除砷扫选药剂用量是第一次除砷扫选药剂用量的一半，扫选时间均为3min，将三次除砷的浮选精矿进行合并，得到砷含量为15.38%，回收率为92.63%砷精矿；

（6）将步骤（5）第二次除砷扫选的尾矿进行悬振作业，设备为悬振锥面选矿机，振动频率为13Hz，得到锡含量5.30%，作业回收率为66.56%的锡精矿。

实施例2：云南某地矿区生产的硫精矿中，S含量为33.56%，Fe含量为48.56%，As含量为10.85%，Sn含量为0.18%。具体步骤如下：

（1）先对含砷硫精矿进行调浆，矿浆浓度调至25%，在激磁电流为5A的磁场中进行一次弱磁选，弱磁选设备为湿式半逆流永磁筒式磁选机，得到As含量为0.37%，S含量为36.54%，铁含量为52.98%的磁性产品Ⅰ和弱磁选尾矿；

（2）对步骤（1）的弱磁选尾矿进行强磁粗选Ⅰ，强磁粗选Ⅰ磁场强度为1.6T，得到强磁粗选Ⅰ精矿和强磁粗选Ⅰ尾矿，将强磁粗选Ⅰ精矿进行强磁精选，强磁精选磁场强度为0.4T，得到As含量为0.76%，S含量为33.85%，铁含量为50.63%磁性产品Ⅱ和强磁精选尾矿；

（3）将步骤（2）中强磁精选尾矿和强磁粗选Ⅰ尾矿合并后调浆至32%，然后以每吨原矿计，分别依次加入1300g/t的抑制剂KG-40，KG-40由巯基乙酸钠、磺化腐殖酸钠、过氧化氢和纯水按照3:4:2:1的质量比混合，然后在密封的压力容器中加热四小时得到，100g/t的捕收剂丁基黄药，40g/t的起泡剂松醇油，进行降砷粗选，粗选时间为4min，得到粗精矿和尾矿Ⅱ；

（4）对步骤（3）的粗精矿进行四次降砷精选，精选时间均为3min，四次精选只抑制剂用量依次为500g/t、400g/t、300g/t、300g/t（以原矿计），得到As含量为0.36%，S含量为46.56%，铁含量为48.96%低砷硫精矿；

（5）将步骤（3）的尾矿Ⅱ和步骤（4）四次降砷精选的中矿进行合并，调浆至矿浆浓度为28%，以原矿计，依次加入活化剂硫酸铜300g/t，捕收剂丁基黄药120g/t，起泡剂松醇油30g/t，进行一次除砷粗选，一次除砷粗选时间为4min，然后再进行两次除砷扫选，扫选时间均为4min，第一次除砷扫选药剂用量是一次除砷粗选的药剂用量的一半，第二次除砷扫选药剂用量是第一次除砷扫选药剂用量的一半，将三次除砷的浮选精矿进行合并，得到砷含量为18.80%，回收率为91.49%砷精矿；

（6）将步骤（5）第二次除砷扫选的尾矿进行悬振作业，设备为悬振锥面选矿机，振动频率为13Hz，得到锡含量5.24%，作业回收率为68.54%的锡精矿。

实施例3：云南某地矿区生产的硫精矿中，S含量为34.12%，Fe含量为47.36%，As含量为7.25%，Sn含量为0.23%。具体步骤如下：

（1）先对含砷硫精矿进行调浆，矿浆浓度调至22%，在激磁电流为4A的磁场中进行一次弱磁选，弱磁选设备为湿式半逆流永磁筒式磁选机，得到As含量为0.22%，S含量为35.86%，铁含量为53.69%的磁性产品Ⅰ和弱磁选尾矿；

（2）对步骤（1）的弱磁选尾矿进行强磁粗选Ⅰ，强磁粗选Ⅰ磁场强度为1.6T，得到强磁粗选Ⅰ精矿和强磁粗选Ⅰ尾矿，将强磁粗选Ⅰ精矿进行强磁精选，强磁精选磁场强度为0.4T，得到As含量为0.72%，S含量为32.56%，铁含量为52.27%磁性产品Ⅱ和强磁精选尾矿；

（3）将步骤（2）中强磁精选尾矿和强磁粗选Ⅰ尾矿合并后调浆至28%，然后以每吨原矿计，分别依次加入800g/t的抑制剂KG-40，KG-40由巯基乙酸钠、磺化腐殖酸钠、过氧化氢和纯水按照3:4:2:1的质量比混合，然后在密封的压力容器中加热四小时得到，80g/t的捕收剂丁基黄药，20g/t的起泡剂松醇油，进行降砷粗选，粗选时间为5min，得到粗精矿和尾矿Ⅱ；

（4）对步骤（3）的粗精矿进行四次降砷精选，精选时间为3min，四次精选只抑制剂用量依次为450g/t、400g/t、350g/t、300g/t（以原矿计），得到As含量为0.28%，S含量为47.75%，铁含量为47.35%低砷硫精矿；

（5）将步骤（3）的尾矿Ⅱ和步骤（4）四次降砷精选的中矿进行合并，调浆至矿浆浓度为25%，以原矿计，依次加入活化剂硫酸铜300g/t，捕收剂丁基黄药80g/t，起泡剂松醇油30g/t，进行一次除砷粗选，除砷粗选时间为5min，然后再进行两次除砷扫选，第一次除砷扫选药剂用量是一次除砷粗选的药剂用量的一半，第二次除砷扫选药剂用量是第一次除砷扫选药剂用量的一半，将三次除砷的浮选精矿进行合并，得到砷含量为20.23%，回收率为92.57%砷精矿；

（6）将步骤（5）第二次除砷扫选的尾矿进行悬振作业，设备为悬振锥面选矿机，振动频率为13Hz，得到锡含量5.38%，作业回收率为66.39%的锡精矿。

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。