一种从高砷铋硫精矿中铋砷分离的方法

摘要

本发明公开一种从高砷铋硫精矿中铋砷分离的方法，本发明首先采用弱磁选预先选出磁性较强的磁黄铁矿，然后采用强磁选选出磁性较弱的磁黄铁矿，将其合并为以磁黄铁矿为主的硫精矿，磁选的作用是实现磁黄铁矿的有效脱除，并通过磁选条件的科学控制实现铋的预富集，有效减少后续铋浸出的处理量和提高铋的浸出率，显著提高铋的入浸品位，磁选尾矿合理添加铋浸出剂进行铋的常温常压浸出，并创造条件利用毒砂的化学稳定性，实现铋与砷的彻底分离，获得铋浸出液，浸出液进一步水解获得氯氧铋产品，浸渣即为砷精矿。

说明书

技术领域

本发明涉及矿物加工技术领域，更具体地，涉及一种从高砷铋硫精矿中铋砷分离的方法。

背景技术

铋具有独特的性质，它作为一种重要的冶金添加剂、熔合金及生产药品和化学品的原料，在工业领域及医药领域得到广泛的应用。铋作为分散稀有金属元素，虽然铋矿物种类繁多，但极少形成独立的铋矿床，铋通常是伴生在钨锡矿床或铜矿床中，在钨锡铜矿床开采过程中，铋通常是作为伴生有益组分加以回收，正是由于铋在矿床中的从属地位，导致铋的选矿回收未得到应有的重视，铋回收率普遍低下。目前，生产上普遍采用重选法或浮选法回收铋矿物。

重选法是生产上通常采用回收铋矿物的经典方法，然而，由于铋矿物性脆易碎，在开采、运输、磨矿等作业容易过粉碎呈微细粒级，导致重选难以回收，因此，大量生产实践证明，采用摇床重选法所获指标不佳，铋作业回收率仅为10％左右。而对于嵌布粒度极细的微细粒铋矿物，重选法更加难以获得理想的指标。浮选法也是回收铋常用选矿方法，常采用“抑硫浮铋”获得铋精矿，其主要是在碱性环境下，降低黄铁矿、磁黄铁矿等硫化矿物的可浮性，从而实现铋硫分离。然而，当矿物中磁黄铁矿含量较高时，由于磁黄铁矿可浮性差异较大，部分磁黄铁矿可浮性极好，难以受到抑制，浮选过程中极易进入精矿产品，导致浮选分离铋硫困难。因此，无论采用重选还是浮选进行铋硫分离均存在技术难点。

相对于铋硫分离来说，铋砷分离难度更大，这主要上由于毒砂在磁性、密度、可浮性等物理性质上与铋矿物十分接近，导致无论采用磁选、重选、还是浮选均难以实现铋砷分离。

磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂、黄铜矿等硫化矿具有较好的化学稳定性，而铋矿物的化学稳定性较差，研究结果表明，铋矿物可以在常温常压下被铋浸出剂浸出。正是基于铋矿物与这些硫化矿的稳定性差异，某些矿山也曾采用浸出回收铋，然而由于浸出对象硫化矿含量极高，铋品位低，浸出工艺复杂，导致浸出生产成本高，无经济效益，最终，不得不放弃浸出回收铋。

对于铋的选矿，科技工作者也曾进行过一些研究。

李玉鹏等，(用FeCl₃从复杂铋矿中浸出金属铋[J],《云南化工》2007,03:31-35)，研究了从品位低、组成复杂、伴生钼、铜矿物的复杂铋矿石中浸出金属铋，研究采用常规搅拌浸出法在常温常压下进行浸出,讨论了酸度、FeCl₃量、浸出时间、浸出剂用量等对铋浸出率的影响。实验结果表明：用FeCl₃浸出金属铋，铋的浸出率可达95％以上。然而，本研究对象是砷含量仅0.24％的物料，且铋品位达到7.86％的给矿，属于铋品位较高的物料，研究的本质是铋与铜钼的浸出分离，文中未提到磁黄铁矿的情况，也没有采用磁选工艺进一步富集铋，因此，该工艺并不适宜同时存在大量磁黄铁矿，砷含量也很高的矿石。

肖婉琴等(用选冶联合工艺处理某含铜多金属矿的研究)[J],《国外金属矿选矿》2007,03:40-46)，本文研究了内蒙古某含铜多金属矿石的工艺矿物学特点，制定了合理的铜铋选冶联合工艺流程，为该矿开发提供了技术依据。研究对象为铜铋混合精矿，铜品位为21.6％，铜回收率95.26％，铋品位为4.58％，铋回收率为78.86％，采用常压酸浸-置换法进行铜铋分离，得到了氯氧化铋和含铜20％的铜精矿，铋浸出率为98％，铜浸出率为6％。然而，本论文的研究重点是铜铋的混合浮选，文中未曾提及具体的铋浸出工艺参数，对于铋的浸出仅以小段文字作说明，也未曾说明磁黄铁矿的情况。因此，该工艺不适合从含磁黄铁矿的高砷硫精矿中回收铋。

CN104162480A公开了一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法，其采用“铜尾摇床收铋—摇床尾矿浮选分离铋硫”的选矿流程，通过摇床预先选出部分铋矿物，然后再添加活化剂硫酸和草酸及抑制剂ZY-02，进行铋硫分离。通过“重-浮”联合流程，解决了铋硫分选指标差的问题。然而，此方法未曾涉及从含磁黄铁矿的高砷硫精矿中采用选冶联合回收铋。

CN101823024A公布了一种自然铋矿物的选矿方法，其在弱碱性环境下通过浮选自然铋载体矿物，然后通过活性炭脱药后，添加水玻璃或硫酸锌等抑制剂分段进行自然铋与载体矿物的分离，从而实现了自然铋的全浮工艺流程。然而，此方法也未曾涉及从含磁黄铁矿的高砷硫精矿中采用选冶联合回收铋。

发明内容

本发明目的是针对现有的铋矿物与硫铁矿物分离过程中，磁黄铁矿可浮性差异大，部分可浮性极好的磁黄铁矿极易进入浮选精矿，导致铋硫浮选分离困难。另外，毒砂常与铋矿物同时存在于矿石中，由于毒砂与铋矿物的物理性质接近，导致物理选矿分离铋砷存在困难，难以获得砷含量合格的铋精矿；再者，如果采用磁选的方式克服磁黄铁矿导致铋硫浮选分离困难缺陷的同时，也改变了铋浸出的矿结构环境，本发明需要综合考虑整体系统的处理步骤，提供一种从含磁黄铁矿的高砷硫精矿中回收铋的方法。

本发明的发明目的通过以下技术方案予以实现：

本发明提供的从含磁黄铁矿的高砷硫精矿中回收铋的方法包括以下步骤：

S1.将含磁黄铁矿的高砷硫精矿再磨至-0.074mm占65％～90％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.1～0.3T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.4～0.8T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿浓缩，然后在强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.3～0.7T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将步骤S2中所得磁性较强的磁黄铁矿精矿和S4中所得磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿；

S6.将强磁精选尾矿与磁中矿浓缩，调浆至浓度为25～45％，按浓缩后给矿重量计，加入铋浸出剂50～300kg/t，常温搅拌浸出2～5小时，获得浸出后的产品；

S7.将步骤S6获得的产品过滤获得铋浸出液和浸渣，浸渣即为砷精矿；

S8.将步骤S7获得的铋浸出液加水调节pH值至2～4左右，水解沉铋，获得氯氧铋沉淀；

S9.将步骤8获得的氯氧铋沉淀过虑烘干得到氯氧铋产品。

优选地，步骤S1所述将含磁黄铁矿的高砷硫精矿再磨至-0.074mm占80％。

优选地，步骤S2所述磁场强度为0.2T，步骤S3所述磁场强度为0.6T，步骤S4所述磁场强度为0.5T，在此三步、强弱配合的磁场强度磁选设计方案下，不仅可以保证磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿分离效果最佳，而且不仅可以得到品位较好的以磁黄铁矿为主的硫精矿，还可以获取最佳的铋浸出的矿结构环境--强磁精选尾矿与磁中矿混合矿。

优选地，步骤S6所述调浆至浓度为30％。

优选地，步骤S6所述铋浸出剂的加入量为：按给矿重量计，加入铋浸出剂100kg/t。

优选地，步骤S6所述常温搅拌浸出的时间为4小时。

优选地，步骤S8获得的铋浸出液加水调节pH值为3左右。

优选地，所述步骤S6中铋浸出剂为盐酸、氯化钠、二氧化锰、氯化铁、氯化铜中的一种或多种的混合物，如果采用混合物，混合比例没有严格限定。

本发明具有以下显著的有益效果：

本发明提供一种新的选矿并实现铋砷高效分离的工艺，首先采用弱磁选预先选出磁性较强的磁黄铁矿，然后采用强磁选选出磁性较弱的磁黄铁矿，将其合并为以磁黄铁矿为主的硫精矿，磁选的作用是实现磁黄铁矿的有效脱除，并通过磁选条件的科学控制实现铋的预富集，有效减少后续铋浸出的处理量和提高铋的浸出率，显著提高铋的入浸品位，磁选尾矿合理添加铋浸出剂进行铋的常温常压浸出，并创造条件利用毒砂的化学稳定性，实现铋与砷的彻底分离，获得铋浸出液，浸出液进一步水解获得氯氧铋产品，浸渣即为砷精矿。

本发明通过三个步骤、合理强弱磁场的前后配合设计，彻底脱除磁黄铁矿显著减少后续浸出作业处理量，有效解决浸出成本高的技术难题；不仅可以保证磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿分离效果最佳，而且不仅可以得到品位较好的以磁黄铁矿为主的硫精矿，还可以获取最佳的铋浸出的矿结构环境--强磁精选尾矿与磁中矿混合矿，解决了现有的铋矿物与硫铁矿物分离过程中，磁黄铁矿可浮性差异大，部分可浮性极好的磁黄铁矿极易进入浮选精矿，导致铋硫浮选分离困难的技术难题；解决了毒砂常与铋矿物同时存在于矿石中，由于毒砂与铋矿物的物理性质接近，导致物理选矿分离铋砷存在困难，难以获得砷含量合格的铋精矿的技术难题；解决了简单采用磁选的方式克服磁黄铁矿导致铋硫浮选分离困难缺陷的同时，也改变了铋浸出的矿结构环境，实现常温常压下“铋浸出”，保证铋与砷的彻底分离，获得高品位的铋产品氯氧铋，有效解决铋砷分离困难这一技术难题。

本发明科学设计，在实现铋回收的同时，获得了较高品位的硫精矿和砷精矿产品，实现了矿产资源的综合回收利用。

基于本发明方法，氯氧铋、硫精矿、砷精矿的作业产率分别可以高达3％，85％，12％。Bi和As的品位分别可以高达68％、25％；Bi和As的回收率可以高达88％和90％。

附图说明

图1为本发明的流程示意图。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明做进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。

实施例1给矿为中国云南某地含磁黄铁矿的高砷硫精矿。

S1.给矿经磨矿至-0.074mm占80％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.15T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.45T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁黄铁矿粗精矿给入强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.40T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将磁性较强的磁黄铁矿精矿和磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿。

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度25％进行常温常压铋浸出，浸出5小时；

S7.将步骤S6获得的产品过滤获得铋浸出液和浸渣，浸渣即为砷精矿；

S8.对浸出液进行水解沉铋，得到氯氧铋产品。浸出作业药剂制度见表1，获得的指标见表2；

S9.将步骤8获得的氯氧铋沉淀过虑烘干得到氯氧铋产品。

实施例2给矿为中国广西某地含磁黄铁矿的高砷硫精矿。

S1.铋硫精矿经磨矿至-0.074mm占85％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.3T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.8T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁黄铁矿粗精矿给入强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.7T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将磁性较强的磁黄铁矿精矿和磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿。

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度33％进行常温常压铋浸出，浸出1.5小时；

S7.将步骤S6获得的产品过滤获得铋浸出液和浸渣，浸渣即为砷精矿；

S8.对浸出液进行水解沉铋，得到氯氧铋产品。浸出作业药剂制度见表1，获得的指标见表2；

S9.将步骤8获得的氯氧铋沉淀过虑烘干得到氯氧铋产品。

实施例3给矿为中国湖南某地含磁黄铁矿的高砷硫精矿。

S1.铋硫精矿经磨矿至-0.074mm占80％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.45T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为1.0T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁黄铁矿粗精矿给入强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.9T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将磁性较强的磁黄铁矿精矿和磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿。

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度33％进行常温常压铋浸出，浸出3小时；

S7.将步骤S6获得的产品过滤获得铋浸出液和浸渣，浸渣即为砷精矿；

S8.对浸出液进行水解沉铋，得到氯氧铋产品。浸出作业药剂制度见表1，获得的指标见表2；

S9.将步骤8获得的氯氧铋沉淀过虑烘干得到氯氧铋产品。

实施例4给矿为中国内蒙古某地含磁黄铁矿的高砷硫精矿。

S1.铋硫精矿经磨矿至-0.074mm占69％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.2T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.7T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁黄铁矿粗精矿给入强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.65T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将磁性较强的磁黄铁矿精矿和磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿。

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度25％进行常温常压铋浸出2小时；

S7.将步骤S6获得的产品过滤获得铋浸出液和浸渣，浸渣即为砷精矿；

S8.对浸出液进行水解沉铋，得到氯氧铋产品。浸出作业药剂制度见表1，获得的指标见表2；

S9.将步骤8获得的氯氧铋沉淀过虑烘干得到氯氧铋产品。

实施例5给矿为中国内蒙古某地含磁黄铁矿的高砷硫精矿。

S1.铋硫精矿经磨矿至-0.074mm占80％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.2T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.6T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁黄铁矿粗精矿给入强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.5T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将磁性较强的磁黄铁矿精矿和磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿。

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度25％进行常温常压铋浸出2小时；

S7.将步骤S6获得的产品过滤获得铋浸出液和浸渣，浸渣即为砷精矿；

S8.对浸出液进行水解沉铋，得到氯氧铋产品。浸出作业药剂制度见表1，获得的指标见表2；

S9.将步骤8获得的氯氧铋沉淀过虑烘干得到氯氧铋产品。

实施例6给矿为中国内蒙古某地含磁黄铁矿的高砷硫精矿。

S1.铋硫精矿经磨矿至-0.074mm占80％；

S2.将磨矿后产品在弱磁选机中进行弱磁选，调节磁场强度为0.2T，得到磁性较强的磁黄铁矿精矿和弱磁尾矿；

S3.将弱磁尾矿给入强磁选机中进行强磁粗选，调节磁场强度为0.6T，得到磁性较弱的磁黄铁矿粗精矿和强磁尾矿；

S4.将磁黄铁矿粗精矿给入强磁选机中进行强磁精选，调节磁场强度为0.5T，得到磁性较弱的磁黄铁矿精矿和磁中矿；

S5.将磁性较强的磁黄铁矿精矿和磁性较弱的磁黄铁矿精矿合并，作为最终以磁黄铁矿为主的硫精矿。

S6.将强磁尾矿与磁中矿合并浓缩至矿浆浓度30％进行常温常压铋浸出4小时；

S7.将步骤S6获得的产品过滤获得铋浸出液和浸渣，浸渣即为砷精矿；

S8.对浸出液进行水解沉铋，得到氯氧铋产品。浸出作业药剂制度见表1，获得的指标见表2；

S9.将步骤8获得的氯氧铋沉淀过虑烘干得到氯氧铋产品。

表1实施例1～6药剂用量(克/吨·给矿)

表2本发明实施例试验结果