某选厂硫精矿提质降砷工艺试验研究.pdf

某选厂硫精矿提质降砷工艺试验研究 ① 莫 峰1，2， 谢 贤1， 兰希雄2， 张胜东1 （1.昆明理工大学 国土资源工程学院，云南 昆明 650093； 2.云南华联锌铟股份有限公司，云南 文山 663701） 摘 要 某选矿厂产出的硫精矿品位偏低，且含砷较高（达到 3.49％），无法进行销售利用。 为了实现资源的综合利用，采用高梯度 磁选机，通过一粗一精磁选工艺对硫精矿进行处理，硫精矿铁品位提高了 9.25 个百分点，硫品位提高了 4.63 个百分点，有害元素砷 脱除率达到 90.85％，砷含量降到了 0.46％。 提质降砷后的硫精矿可以满足冶炼原料的要求，实现了硫资源的综合利用，也达到了一 定的环境保护效果。 关键词 硫精矿； 降砷； 磁选； 工艺 中图分类号 TD924文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2019.06.011 文章编号 0253－6099（2019）06－0047－03 Flowsheet Optimization for Upgrading and Arsenic⁃Reducing of Sulfur Concentrate MO Feng1，2， XIE Xian1， LAN Xi⁃xiong2， ZHANG Sheng⁃dong1 （1.Faculty of Land Resource Engineering， Kunming University of Science and Technology， Kunming 650093， Yunnan， China； 2.Yunnan Hualian Zinc ＆ Indium Stock Co Ltd， Wenshan 663701， Yunnan， China） Abstract Owing to its low sulfur grade and high arsenic content （up to 3.49％）， the sulfur concentrate from an ore dressing plant cannot be sold out for utilization. For solving this problem， a high⁃gradient magnetic separator was used in the magnetic separation processes to treat this sulfur concentrate by adopting a flowsheet consisting of one stage of roughing and one stage of cleaning. After the optimization， the iron grade and sulfur grade of the sulfur concentrate can be increased by 9.25 percent points and 4.63 percent points respectively， and the arsenic content is decreased to 0.46％ with the arsenic removal rate attaining 90.85％. This upgraded sulfur concentrate is qualified for smelting operation， thus this sulfur resource can be comprehensively utilized， which is beneficial to environmental protection. Key words sulfur concentrate； arsenic reduction； magnetic separation； beneficiation process 硫精矿主要用于制造硫酸，部分用于农药、化肥、 医药、冶金及石油部门［1－2］。 本文所述的硫精矿矿物 主要指黄铁矿和磁黄铁矿。 长期以来，由于硫精矿品 位偏低、含砷偏高，导致制酸后大量硫酸渣作为废物堆 存，严重污染环境的同时也造成资源的浪费，特别是残 留在废渣中的砷，给环境带来严重危害［3－5］。 硫精矿 的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。 目前硫精矿的提质降杂工艺主要有磁选、浮选以 及磁浮联合工艺等［6－8］。 当硫精矿主要以磁黄铁矿为 主时，可采用磁选工艺进行提质降杂；当硫精矿主要以 黄铁矿为主时，可采用浮选工艺进行提质降杂。 某选 矿厂硫精矿含硫约 22％、含砷超过 3％，主要以磁黄铁 矿为主，同时含有少量的黄铁矿和其他杂质，考虑采用 磁选工艺对硫精矿进行提质降砷处理。 1 试样性质 试验所用试样为某选矿厂产出的硫精矿（以下简 称原矿），其化学成分分析结果见表 1。 表 1 原矿主要化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ CuSnZn Al2O3 CaOMgOS 0.100.290.693.274.726.8822.61 TFeSiO2Na2OK2OMnOAs 40.5014.340.190.730.213.49 由表 1 可知，原矿硫品位较低，仅为 22.61％，铁品 ①收稿日期 2019－06－11 作者简介 莫 峰（1982－），男，湖南衡阳人，正高级工程师，工程硕士，主要研究方向为多金属矿资源综合利用。 第 39 卷第 6 期 2019 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №6 December 2019 万方数据 位为 40.50％。 原矿中所含杂质以 SiO2为主，其次为 MgO、CaO、Al2O3，其中有害元素砷超标严重，限制了硫 精矿的销售。 镜下鉴定、X 射线衍射分析和扫描电镜分析测定 综合研究查明，原矿中矿物成分以金属矿物为主，主要 为磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂以及少量锡石。 脉石矿物以 石英为主，少量云母，微量绿泥石、萤石及闪石等。 主 要矿物组成见表 2。 表 2 原矿矿物组成（质量分数） ／ ％ 磁黄铁矿、 少量黄铁矿 磁铁 矿 毒 砂 闪锌 矿 锡 石 云 母 长 石 石 英 绿泥 石 滑 石 其 他 5711610.36210.2420.5 对原矿进行筛分分析，结果见表 3。 由表 3 可知， 试验原矿中细粒级含量较高。 表 3 原矿筛分分析结果 粒径 ／ mm 产率 ／ ％ 品位／ ％分布率／ ％ FeSAsFeSAs ＋0.151.73 23.30 11.830.561.010.900.28 －0.15＋0.07418.8043.62 25.29 1.2920.5920.997.10 －0.074＋0.04517.2446.14 27.33 3.7019.9720.8118.68 －0.045＋0.0385.7742.50 24.91 4.326.166.357.30 －0.03856.46 36.87 20.444.0352.2750.9566.64 合计100.0039.83 22.653.41100.00 100.00 100.00 对原矿进行矿物单体解离度分析，分析结果表明 磁黄铁矿（少量黄铁矿）解离度约为 85.3％，主要与脉 石连生，少量与锡石、毒砂连生，磁黄铁矿粒径一般在 10～100 μm 之间；毒砂解离度约为 80.5％，主要与脉 石连生，少量与磁黄铁矿、锡石连生，毒砂粒径一般在 5～35 μm 之间；锡石解离度约为 75％，主要与磁黄铁 矿连生，少量与毒砂连生，粒径较为均匀，多在 30 μm 左右。 由此可见，磁黄铁矿、毒砂单体解离度均超过 80％，采用磁选工艺直接对该硫精矿进行提质降砷具 有一定的可行性。 2 流程试验研究 根据原矿性质，首先采用磁选设备 Slon－100（1.75 T） 周期式脉动高梯度磁选机对硫精矿进行粗选，然后在 最佳粗选条件下，再进行精选条件实验，最后进行最佳 条件的全流程试验。 2.1 脉动冲次试验 按图 1 所示流程，在磁场强度 1.2 T 条件下，考察 了磁选机脉动冲次对磁选指标的影响，结果见表 4。 由表 4 可知，随着脉动冲次增加，硫精矿产品铁品位和 硫品位均有提高，二者提高幅度均随着脉动冲次增加 先增大后减小；硫精矿中砷含量有小幅度下降；硫精矿 原矿 磁 选 硫精矿尾矿 图 1 硫精矿磁选条件试验流程 表 4 硫精矿磁选脉动冲次条件试验结果 脉动冲次 ／ （次 min －1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ FeSAsFeSAs 硫精矿 81.27 44.95 25.01 0.8990.3689.8220.72 15尾矿18.73 20.82 12.30 14.789.6410.1879.28 合计100.00 40.43 22.63 3.49 100.00 100.00 100.00 硫精矿 76.10 47.15 26.11 0.8588.7388.2318.62 20尾矿23.90 19.07 11.09 11.83 11.2711.7781.38 合计100.00 40.44 22.52 3.47 100.00 100.00 100.00 硫精矿 73.78 48.16 26.62 0.7988.0687.0616.66 25尾矿26.22 18.37 11.13 11.12 11.9412.9483.34 合计100.00 40.35 22.56 3.50 100.00 100.00 100.00 硫精矿 69.74 48.90 27.23 0.7684.2684.3615.24 30尾矿30.26 21.04 11.63 9.7415.7415.6484.76 合计100.00 40.47 22.51 3.48 100.00 100.00 100.00 产品中铁和硫回收率则随着脉动冲次增大而降低。 这 是由于脉动冲次增加使得对磁选精矿产品的冲洗更加 频繁，有利于消除夹带的非磁性脉石和含砷矿物，同时 也会损失部分连生体矿物，降低了磁性目的矿物的回 收率。 当脉动冲程达到 25 次／ min 时，继续增大脉动 冲次，铁精矿产品中铁和硫品位提高幅度均较小，而铁 和硫回收率反而大幅降低。 因此最终确定合适的脉动 冲次为 25 次／ min。 2.2 粗选磁场强度条件试验 按图1 所示流程，在脉动冲次25 次／ min 条件下，考 察了粗选磁场强度对磁选指标的影响，结果见表 5。 由 表 5 可知，随着磁场强度增加，硫精矿产品产率逐渐提 高，铁和硫回收率也逐渐增加，而硫精矿产品中铁品位 和硫品位则随着磁场强度增加而降低；硫精矿含砷量随 着磁场强度增强而增加。 这是由于随着磁场强度增 大，部分磁性矿物与脉石、含砷矿物的连生体也被吸附 入磁性产品中，影响了精矿产品的含砷量和铁、硫品 位。 当磁场强度达到一定值后，甚至会有少量非磁性 矿物受到磁化而产生磁性，进入磁选产品中影响精矿 品质。 因此，最终确定粗选适宜的磁场强度为 0.9 T。 2.3 精选磁场强度条件试验 为进一步脱除硫精矿产品中的有害元素砷，增加 磁选精选作业以提高砷的脱除率。 试验流程见图 2， 精选脉动冲次 25 次／ min 条件下，磁场强度对精选除 砷效果的影响见表 6。 84矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 表 5 硫精矿粗选磁场强度条件试验结果 磁场强度 ／ T 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ FeSAsFeSAs 硫精矿49.4954.94 30.450.6267.1266.748.80 0.3尾矿50.5126.37 14.876.3032.8833.2691.20 合计100.00 40.51 22.583.49100.00 100.00 100.00 硫精矿65.6150.04 27.760.6681.1280.8012.32 0.6尾矿34.3922.21 12.588.9618.8819.2087.68 合计100.00 40.47 22.543.51100.00 100.00 100.00 硫精矿72.7548.58 26.850.7287.5286.5415.05 0.9尾矿27.2518.49 11.15 10.8512.4813.4684.95 合计100.00 40.38 22.573.48100.00 100.00 100.00 硫精矿73.7848.16 26.550.7988.0687.7916.66 1.2尾矿26.2218.37 11.03 11.1211.9412.2183.34 合计100.00 40.35 22.653.50100.00100100.00 硫精矿76.9046.72 25.860.8188.8088.5817.88 1.4尾矿23.1019.62 11.10 12.3811.2011.4282.12 合计100.00 40.46 22.453.48100.00 100.00 100.00 原矿 精 选 硫精矿中矿 粗 选 尾矿 场强 0.9 T 脉动冲次 25 次／min 图 2 硫精矿精选磁场强度条件试验流程 表 6 硫精矿精选磁场强度试验结果 磁场强度 ／ T 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ FeSAsFeSAs 硫精矿60.3751.86 28.150.3377.4075.705.76 0.5 中矿12.5231.43 19.312.549.7310.779.20 尾矿27.1119.21 11.21 10.8412.8713.5385.03 合计100.00 40.45 22.453.46100.00 100.00 100.00 硫精矿62.9051.44 27.750.3680.0577.636.49 0.6 中矿9.8830.48 19.873.177.458.738.98 尾矿27.2218.56 11.27 10.8312.5013.6484.53 合计100.00 40.42 22.493.49100.0091.27100.00 硫精矿66.4250.57 27.320.4082.9780.837.62 0.7 中矿6.2427.27 19.154.194.205.327.50 尾矿27.3418.98 11.37 10.8212.8213.8584.88 合计100.00 40.48 22.453.49100.00 100.00 100.00 硫精矿69.2349.78 27.140.4685.0383.479.15 0.8 中矿3.6825.42 18.745.522.313.065.84 尾矿27.0918.94 11.19 10.9212.6613.4785.01 合计100.00 40.53 22.513.48100.00 100.00 100.00 硫精矿69.9049.41 26.920.4985.4783.829.88 0.9 中矿2.9424.53 18.636.381.792.445.42 尾矿27.1618.97 11.36 10.8112.7513.7484.70 合计100.00 40.41 22.453.47100.00 100.00 100.00 由表 6 可知，增加磁选精选作业有助于脱除部分 毒砂与目的矿物的连生体，进而提高有害元素砷的脱 除率，有害元素砷含量降低明显。 硫精矿产品铁品位 与硫品位随着精选磁场强度增加而降低，铁、硫回收率 则随之升高。 但精选磁场强度达到 0.8 T 后，继续增 大精选磁场强度，铁、硫回收率增幅明显变小，精矿产 品铁品位与硫品位反而降低，含砷量继续升高。 综合 考虑硫精矿产率和品质，确定适宜的精选磁场强度为 0.8 T。 2.4 硫精矿提质降砷工艺流程试验 通过磁选机脉动冲次、磁场强度、精选条件等一系 列条件试验，最终确定硫精矿提质降砷工艺流程如图 3 所示，所得作业指标见表 7。 原矿 精 选 硫精矿 粗 选 尾矿 场强 0.9 T 脉动冲次 25 次／min 场强 0.8 T 脉动冲次 25 次／min 图 3 硫精矿提质降杂工艺推荐流程 表 7 硫精矿提质降杂工艺推荐流程指标 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ FeSAsSnFeSAsSn 硫精矿69.2349.78 27.14 0.460.2185.0383.479.1550.13 尾矿30.7719.71 12.09 10.27 0.4714.9716.5390.8549.87 合计100.00 40.53 22.51 3.480.29 100.00 100.00 100.00 100.00 由表 7 可知，选矿厂产出的硫精矿经过提质降砷 工艺处理后，硫精矿铁品位提高了 9.25 个百分点，硫 品位提高了 4.63 个百分点，有害元素砷品位脱除率可 达 90.85％，含砷降到了 0.46％。 同时尾矿中锡有一定 程度的富集，含量达到 0.47％，可考虑进一步回收 利用。 3 结 语 1） 某低品位硫精矿含硫 22.51％、含铁 40.53％、 含砷 3.48％，通过高梯度磁选机一次粗选一次精选流 程，可获得含硫 27.14％、含铁 49.78％、含砷 0.46％的 较高品质硫精矿，能够满足冶炼厂原料的质量要求。 2） 采用高梯度磁选机，通过一粗一精磁选工艺处 理磁黄铁矿类硫精矿，能明显提高硫精矿中硫、铁含 量，也能显著降低砷含量，生产运行成本低，具有较好 的推广价值。 （下转第 53 页） 94第 6 期莫 峰等 某选厂硫精矿提质降砷工艺试验研究 万方数据 表 7 磁化焙烧磁选试验结果 产品名称产率／ ％铁品位／ ％回收率／ ％ 精矿 176.3961.4697.34 精矿 267.2964.3289.57 尾矿 117.065.422.66 尾矿 29.1041.187.77 焙烧产品93.4551.61100.00 原矿100.0048.23100.00 由表 7 可知，焙烧产品在磨至－0.074 mm 粒级占 91.70％时通过一粗一精弱磁选可获得铁品位61.61％、 回收率 94.21％的铁精矿产品；再磨再选后可获得铁品 位 64.32％、回收率 89.57％的铁精矿产品，虽然回收率 略有降低，但获得了较高品位的铁精矿。 这表明，采用 磁化焙烧⁃磁选工艺可以获得较高品位和回收率的铁 精矿，采用阶段磨矿阶段选别的弱磁选流程，可以获得 品位大于 63％的铁精矿。 2.6 推荐工艺流程 对比不同的选矿工艺流程，仅有磁化焙烧⁃磁选工 艺流程可获得高品位的铁精矿，且铁回收率较高，故推 荐该工艺流程。 磁化焙烧⁃弱磁选工艺流程有以下优点 1） 在自然状态下，褐铁矿与脉石矿物往往紧密共 生，其比重、比磁化系数、表面疏水性等性质的差异不足 以实现有效分选，即常规的磁选、浮选和重选方法难以 获得高品位的铁精矿。 通过磁化焙烧，使褐铁矿转化为 强磁性矿物 磁铁矿，人为地扩大了有用矿物和脉石 矿物间的物理化学性质差异，从而可实现有效分选。 2） 可大幅度提高铁精矿质量和回收率。 3） 磁化焙烧后的焙烧矿结构呈疏松状，有利于磨 矿，可节省磨矿费用。 3 结 论 1） 俄罗斯某铁矿石属含磷低硫的单一酸性氧化 矿矿石，矿石中可供回收的元素主要是铁，且主要以赤 （褐）铁矿形式存在。 褐铁矿的嵌布特征表明，该矿石 主要回收的金属矿物褐铁矿与脉石矿物嵌布关系较为 复杂，常规的选矿方法难以进行有效分选。 2） 对该铁矿采用单一磁选、强磁选⁃反浮选联合 流程、选择性絮凝脱泥⁃反浮选流程、单一重选（螺旋溜 槽）流程，均不能得到理想的指标。 采用磁化焙烧⁃磁 选工艺流程，试验指标较好，可获得铁品位 64.32％、回 收率 89.57％的精矿产品，故推荐磁化焙烧⁃弱磁选为 该矿石的选别流程。 3） 磁化焙烧⁃弱磁选工艺流程最佳条件为焙烧 温度 700 ℃，配煤量为 6％，焙烧时间为 1 h；采用阶段 磨矿阶段选别流程，一段磨矿细度－0.074 mm 粒级占 91.70％，采用一粗一精弱磁选流程，磁场强度 0.12 T； 二段磨矿细度－0.037 mm 粒级占 83.13％，采用一粗一 扫弱磁选流程，磁场强度 0.12 T。 参考文献 ［1］ 刘小银，余永富，洪志刚，等. 难选弱磁性铁矿石闪速（流态化）磁 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