某高砷硫精矿砷硫分离技术研究叶小璐;袁经中【摘要】对某被药剂污染过的高砷硫精矿进行了砷硫分离研究.采用脱药-浮选-磁选联合工艺,选用砷矿物的高效抑制剂HB,较好解决了硫砷分离的难题,获得了硫精矿硫品位47.43%、含砷0.67%、硫回收率75.31%,高铁硫精矿硫品位33.67%、硫回收率18.96%,砷精矿砷品位37.86%、砷回收率89.42%的技术指标,实现了高砷硫精矿资源化利用.%Research was conducted on arsenic-sulfur separation for a kind of high arsenic-bearing pyrite concentrate polluted by reagent.A combined flowsheet of reagent removal-flotation-magnetic separation was adopted with HB as arsenic depressant, leading to a satisfactory result for arsenic and sulfur separation. A sulfur concentrate assaying 47.43% S and only 0.67% As with a sulfur recovery of 75.31%, a high-iron sulfur concentrate grading 33.67% S at 18.96% recovery and an arsenic concentrate assaying 37. 86% As at 89. 42% recovery were obtained, testifying that the purpose of utilization of high arsenic-bearing sulfur concentrate can be attained.【期刊名称】《矿冶工程》【年(卷),期】2017(037)003【总页数】4页(P68-71)【关键词】高砷硫精矿;脱药;浮选;磁选;砷硫分离【作者】叶小璐;袁经中【作者单位】北京矿冶研究总院,北京 102628;云南锡业股份有限公司卡房分公司,云南个旧 661000【正文语种】中文【中图分类】TD982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［1－4］。
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［5－7］。
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，不仅占据了大量耕地，而且周边环境也存在不同程度的砷污染。
因此，提硫降砷已成为选矿领域的一大难题。
随着矿山资源的不断开发与消耗，矿物组成愈发复杂，提硫降砷也更加困难，如何降低硫精矿中砷等有害元素的含量并尝试综合回收砷已成为目前国内外相关领域研究的重要课题［3］。
本文以某硫精矿为研究对象，在工艺矿物学基础上，结合矿石性质，通过系统的选矿试验研究，研发了合理的工艺流程及药剂制度，获得了硫精矿、高铁硫精矿和砷精矿，实现了硫精矿提硫降砷及砷的强化回收，可为此类矿石的高效分离及资源综合利用提供参考与借鉴。
某高砷硫精矿化学多元素分析结果见表1。
由表1可知，硫精矿中硫含量为39.49%，属低品位硫精矿；砷含量高达6.84%，严重影响了硫精矿的品质。
对高砷硫精矿进行了矿物含量测定、砷物相分析及含砷硫精矿X射线衍射，其中氧化砷占有率为0.49%，硫化砷占有率为99.51%。
硫化砷主要以毒砂形式存在，硫铁矿主要为磁黄铁矿和黄铁矿，此外还含有微量黄铜矿、砷黝铜矿、自然铋、辉铋矿、褐铁矿、闪锌矿等金属矿物。
脉石矿物主要有石英、菱铁矿，少量白云石、黑云母、绿泥石、透辉石、白云母、钾长石、高岭石，偶见萤石、斜长石、钙铁榴石等。
高砷硫精矿主要矿物解离度测定结果如表2所示。
由表2可知，黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂解离程度都较高，其单体解离率均在80%以上。
综上所述，该硫精矿为低硫高砷硫精矿，其主要有用矿物为黄铁矿、磁黄铁矿及毒砂；毒砂与黄铁矿、磁黄铁矿的嵌布关系并不十分密切，表明矿物学因素不是影响砷⁃硫分离的主要因素，因此砷⁃硫分离的关键在于选择合理的选矿药剂和工艺流程。
硫精矿表面常含有过剩药剂，脱药是影响浮选选择性的重要因素［8］；黄铁矿、磁黄铁矿及毒砂均具有良好的可浮性，但是黄铁矿与磁黄铁矿和毒砂被氧化后可浮性有明显差异，因此采用浮选法并配合适宜的抑制剂可实现毒砂、磁黄铁矿与黄铁矿的分离；磁黄铁矿具有磁性，而毒砂不具磁性，利用两者磁性差异，可采用磁选法将二者分离。
为此，确定本研究的原则流程如图1所示。
3.1脱药必要性及脱药方式的选择生产中常采用活性炭、硫化钠及加温等方式进行脱药，并辅之以搅拌等机械手段。
活性炭吸附能力较强，可吸附矿浆中过剩药剂，使浮选药剂在矿物表面解吸；硫化钠则可解吸矿物表面的捕收剂薄膜；加温可分解矿物表面的浮选药剂，从而增强浮选分离阶段捕收剂的选择性。
分别采用硫化钠、活性炭及加温（90℃，保温90 min）等方式进行脱药，结果见表3。
结果表明，不脱药条件下硫砷难以实现分离，脱药后硫砷分离指标均得到明显改善，相对来说，硫化钠脱药与加温脱药获得的指标相对较好，考虑到加温脱药工艺相对复杂，成本较高，因此选择硫化钠进行脱药处理，用量为5 000 g／t。
3.2砷硫分离浮选试验3.2.1 砷硫分离抑制剂试验黄铁矿和毒砂可浮性均较好，但两者受氧化程度却具有明显差异。
毒砂易氧化，在其新鲜表面上生成亲水性薄膜而被抑制；而黄铁矿晶格中硫离子成对存在，其尺寸比铁阳离子大，受氧化作用时表面易形成元素硫，进而增强了疏水性，使黄铁矿可浮性不会明显降低［9］。
磁黄铁矿具有高铁低硫的特点，表面极易受氧化生成铁氢氧化物，从而形成亲水性薄膜，导致可浮性明显降低，磁黄铁矿受氧化程度较黄铁矿高，与毒砂接近。
氯化铵是常见的铵类砷抑制剂，研究表明，黄铁矿在碱性矿浆中受氯化铵保护而不被石灰抑制，而毒砂则受到石灰的抑制作用可浮性降低，从而达到抑砷浮硫的目的。
糊精是常见的大分子有机抑制剂，可消除矿浆中的活化离子，在其大分子链烃上同时存在多种官能团与极性基，从而提高药剂对毒砂的强烈选择性抑制。
石灰是砷硫分离时常见的碱性无机抑制剂，毒砂在强碱性环境中，表面易形成亲水性薄膜而使其矿物表面亲水。
HB是自主研发的高效铵盐改性无机砷抑制剂，具有无毒环保、易制取等优点，在强碱性环境下，可选择性抑制毒砂，而对黄铁矿的可浮性干扰较小。
分别采用无机抑制剂HB、氯化铵、糊精、石灰等4种砷抑制剂进行了对比试验，结果见表4。
结果表明，采用HB、氯化铵及石灰作砷抑制剂时，硫精矿中砷含量均有明显降低，且采用HB为砷抑制剂时，硫精矿中硫回收率明显高于使用氯化铵及石灰的情况。
综合考虑，最终采用HB作砷抑制剂。
HB用量试验结果见表5。
结果表明，HB的最佳用量为600 g／t。
3.2.2 砷硫分离闭路试验在上述试验基础上，结合其他工艺参数的条件试验，最终确定采用一粗二扫三精的浮选工艺流程进行砷与黄铁矿的浮选分离，结果见表6。
经闭路试验，不仅可获得硫品位47.43%、回收率75.31%的硫精矿，而且有效地将硫精矿中砷降至0.67%，砷脱除率高达94.12%，实现了黄铁矿与毒砂的高效分离。
3.3砷硫分离磁选试验浮硫尾矿中毒砂和磁黄铁矿可浮性相近，而磁性却相差很大，因此生产中常采用磁选方法来分离磁黄铁矿和毒砂。
由工艺矿物学研究结果可知，该矿区磁黄铁矿磁性变化较大，部分呈强磁性，大部分则呈弱磁性。
结合该矿区磁黄铁矿的性质特点，采用弱磁与强磁相结合的流程进行毒砂与磁黄铁矿的分离。
对强磁粗选磁场强度进行了试验，精选磁场强度视粗选适当调节。
试验流程见图2，结果见表7。
结果表明，针对弱磁尾矿，增大强磁选磁场强度，强磁精矿硫回收率随之增加，表明增大场强可有效回收磁性较弱的磁黄铁矿。
当场强达到0.45 T时，硫回收率趋于稳定，因此，可以确定粗选场强为0.45 T。
值得关注的是，强磁精矿中砷回收率随场强增大也略有增加，这主要是磁选夹带所致，因此，对强磁选精矿在场强0.40 T情况下，进行再次精选，减少强磁精矿中砷含量。
3.4全流程闭路试验在脱药处理、砷硫浮选分离、砷硫磁选分离试验基础上，进行了全流程试验，试验流程见图3，结果见表8。
结果表明，采用“预先脱药⁃抑砷浮硫”流程，并结合高效砷抑制剂HB，使毒砂得到选择性抑制，实现了黄铁矿与毒砂的有效分离，获得了硫品位47.43%、回收率75.33%的硫精矿，砷含量降至0.67%。
此外，根据该厂区磁黄铁矿磁性变化较大的特点，研发了针对性的“弱磁⁃强磁”联合流程，突破了磁黄铁矿常规弱磁选的瓶颈，不仅获得了硫品位33.67%、砷含量1.51%、回收率18.96%的高铁硫精矿，大大降低了高铁硫精矿中砷含量，成功解决了毒砂与磁黄铁矿难分离的选矿难题，而且获得了砷品位37.86%、回收率89.42%的砷精矿，实现了高砷硫精矿的高效综合回收利用。
1）某高砷硫精矿中主要矿物为黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂，矿物含量分别为58.32%、13.31%及14.86%，硫精矿中砷主要以毒砂形式存在，硫精矿中硫、砷矿物解离程度较高，矿物学因素对砷硫分离影响不大。
2）采用硫化钠预先脱药，有效解决了药剂残留对硫砷分离的影响，并配合高效砷抑制剂HB，采用“抑砷浮硫”工艺，实现了黄铁矿与砷的有效分离。
3）采用“弱磁⁃强磁”联合流程，不仅有效实现了毒砂与磁黄铁矿的高效分离，而且实现了砷的综合回收，为我国此类高砷硫精矿的高效分离及综合回收利用提供了参考与借鉴。
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