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单质硫回收(复杂微细粒低品位硫回收工艺技术)

单质硫回收(复杂微细粒低品位硫回收工艺技术) 复杂细粒低品位硫磺回收技术

凡口铅锌矿原矿中含有大量的黄铁矿,通过选矿厂现有选硫生产系统,粗粒高品位硫已基本回收,但仍有一部分微细粒级硫输送至尾矿库,硫是尾矿库中较有回收价值的产品。采用重选法川得到硫的品位40%左右,回收率50%~60%,由于物料组成复杂,粒度细,试验指标不高。针对物料的特点,采用浮选法回收低品位硫金属取得了较好的试验指标。

一.矿石性质和试验方法

(一)矿石的性质

根据选矿试验要求,对所有地质样品进行处理,制备综合样品。样品多元素综合分析结果见表1,粒度筛分水结果见表2。样品粒度较细,样品含水量为25% ~ 30%,多以糊状和泥状存在。由于尾矿中铅锌含量低,氧化率高,且粒度极细,在目前的选矿技术水平下很难单独回收尾矿中的铅锌,而硫是尾矿库中较有回收价值的产品。

表1多元素分析结果(质量分数)/%

S

二氧化硅

船用汽油(Marine Gas Oil的缩写)

1.10

1.03

15.14

12.30

0.024

26.89

1.22

氧化铝

首席行政官

二氧化钛

如同

傻瓜

6.99

16.42

0.175

0.198

0.122

0.020

表2样品粒度筛的分水结果

等级/微米

产量/%

等级/%

分配率/%

S

S

+76

4.89

1.61

1.13

6.78

5.30

6.31

4.86

2.13

1.93

-76+38

9.23

0.97

1.84

13.86

14.05

7.18

14.94

8.24

9.64

-38+25

13.74

1.53

1.19

23.96

23.45

16.86

14.38

21.20

23.96

-25+20

9.34

0.88

0.90

18.91

17.68

6.59

7.39

11.37

12.28

-20+15

8.53

0.87

0.91

18.02

17.00

5.95

6.82

9.89

10.78

-15+10

10.76

0.90

0.95

17.42

15.70

7.76

8.98

12.06

12.55

-10+5

17.98

0.98

0.88

14.65

11.80

14.13

13.91

16.96

15.77

-5

25.53

1.72

1.28

11.04

6.90

35.21

28.73

18.14

13.09

总计达

100.00

1.25

1.14

15.53

13.45

100.00

100.00

100.00

100.0

(2)检验设备和试剂

试验采用了硫精矿粗选、精选、扫选、除铅锌的简单浮选流程。XFD 1号。采用OL型悬挂式浮选机进行粗选,采用0.5 L悬挂式浮选机进行精选,采用0.35 L浮选机对粗硫精矿进行除铅除锌。浮选药剂均为选矿厂目前使用的药剂,包括乙黄药2#油、石灰、DS和硫酸铜。粗pH值为8.0,硫精矿除铅锌pH值> 12.57。试验用水全部取自3#尾矿库排出的废水,颜色清澈,pH值为7.0 ~ 7.8。

二。选矿可选性试验

(1)自然漂浮性试验

按照图1所示流程进行铅、锌、铁、硫的自然可浮性试验,铅、锌、铁、硫的浮选特性曲线如图2所示。实验结果表明,在自然条件下,铅、锌、铁和硫都能上浮,铅和锌的上浮率为50% ~ 60%,硫和铁的上浮率为75% ~ 85%。

图1铅、锌、铁和硫的自然可浮性试验流程

图2铅、锌、铁和硫的浮选特性曲线

(2)条件探索和方案选择

硫磺回收勘探试验流程见图3,结果见表3。结果表明,在自然条件下,加入乙基黄药和2#油基本可以将大部分铅、锌和硫浮选出来,单独浮选法不能有效回收铅和锌。因此,采用一次粗选、一次精选、一次扫选的简单工艺流程回收硫金属,硫精矿反浮选除铅锌,需要在高碱(pH > 12.57)条件下进行。

图3铅锌硫回收勘探试验流程

表3铅、锌、硫回收勘探试验结果

产品名称

产量/%

等级/%

回收率/%

S

S

硫精矿

23.044

1.32

0.84

43.76

29.16

20.20

68.45

锌中矿

3.281

4.11

6.07

40.30

12.93

20.78

8.98

粗硫精矿

26.325

1.67

1.49

43.32

42.09

40.98

77.42

中矿

12.418

1.31

1.14

8.95

15.59

14.77

7.54

混合粗气泡

38.743

1.55

1.38

32.31

57.68

55.75

84.97

扫描气泡

5.553

1.53

2.22

13.80

8.14

12.86

5.20

尾矿

55.704

0.64

0.54

2.60

34.17

31.39

9.83

进料矿石

100.00

1.04

0.96

14.73

100.00

100.00

100.00

(3)条件测试

1.捕收剂用量条件试验:捕收剂为乙基黄药,2#油用量为30g/t,浮选浓度为37%,捕收剂用量条件试验一次。结果如表4所示。结果表明,乙基黄药的适宜用量为400 ~ 500 g/t,硫回收率可达84.7%,硫品位可达30%以上。

表4捕收剂用量条件试验结果

捕收剂用量/(克·吨-1)

产品

名字

产量/%

等级/%

回收率/%

S

S

300

粗气泡

33.37

1.48

1.15

31.60

47.79

36.55

76.36

粗糙的尾巴

66.63

0.81

1.00

4.90

52.21

63.45

23.64

进料矿石

100.00

1.03

1.05

13.81

100.00

100.00

100.00

名流

粗气泡

37.82

1.47

1.34

30.60

54.38

47.24

83.04

粗糙的尾巴

62.18

0.75

0.91

3.80

45.62

52.76

16.96

进料矿石

100.00

1.02

1.07

13.93

100.00

100.00

100.00

500

粗气泡

39.05

1.53

1.41

30.25

53.85

47.96

84.70

粗糙的尾巴

60.95

0.84

0.98

3.50

46.15

52.04

15.30

进料矿石

100.00

1.11

1.15

13.95

100.00

100.00

100.00

600

粗气泡

38.05

1.54

1.46

31.75

56.78

50.76

84.78

粗糙的尾巴

61.95

0.72

0.87

3.50

43.22

49.24

15.22

进料矿石

100.00

1.03

1.09

14.25

100.00

100.00

100.00

2、发泡剂用量条件试验

使用常规发泡剂来疏松酒精。

以油(即2#油)为起泡剂,乙基黄药用量为500g/t,浮选浓度为32%。实验结果如表5所示。试验结果表明,2#油用量的增加有利于铅、锌、硫的浮选,2#油用量为30g/t

表5发泡剂,条件测试结果

发泡剂的量/(克·吨-1)

产品

名字

产量/%

等级/%

回收率/%

S

S

15

粗气泡

34.79

1.77

1.23

34.40

55.09

47.69

81.02

粗糙的尾巴

65.21

0.77

0.72

4.30

44.91

52.32

18.98

进料矿石

100.00

1.12

0.90

14.77

100.00

100.01

100.00

30

粗气泡

38.18

1.65

1.30

33.76

58.49

54.43

85.03

粗糙的尾巴

61.82

0.72

0.67

3.67

41.51

45.56

14.97

进料矿石

100.00

1.07

0.91

15.09

100.00

100.00

100.00

45

粗气泡

41.78

1.75

1.28

30.60

65.55

59.71

86.94

粗糙的尾巴

58.22

0.66

0.62

3.30

34.44

40.29

13.06

进料矿石

100.00

1.12

0.90

14.71

100.00

100.00

100.00

3.浮选浓缩条件试验

黄药用量为500 g/t,2号油用量为30 g/t,进行了一次浮选浓缩条件试验,结果见表6。实验结果表明,回收率随着浓度的增加而降低,适宜的浓度为30% ~ 35%。

表6浮选浓度试验结果

浮选浓度/%

产品

名字

产量/%

等级/%

回收率/%

S

S

25.00

粗气泡

37.19

1.81

1.39

33.20

60.15

55.12

85.63

粗糙的尾巴

62.81

0.71

0.67

3.30

39.85

44.87

14.37

进料矿石

100.00

1.12

0.94

14.42

100.00

100.00

100.00

31.58

粗气泡

38.64

1.62

1.36

32.25

59.49

55.22

85.58

粗糙的尾巴

61.36

0.70

0.69

3.42

40.51

44.79

14.42

进料矿石

100.00

1.05

0.95

14.56

100.00

100.00

100.00

37.50

粗气泡

38.90

1.61

1.11

30.25

57.10

48.51

82.27

粗糙的尾巴

61.10

0.77

0.75

4.15

42.90

51.49

17.73

进料矿石

100.00

1.10

0.89

14.30

100.00

100.00

100.00

42.86

粗气泡

38.28

1.45

1.09

27.40

53.24

45.49

75.05

粗糙的尾巴

61.72

0.79

0.81

5.65

46.77

54.51

24.95

进料矿石

100.00

1.04

0.92

13.98

100.00

100.00

100.0

47.73

粗气泡

21.61

1.38

0.80

24.60

27.55

19.33

42.43

粗糙的尾巴

78.39

1.00

0.92

9.20

72.45

80.66

57.57

进料矿石

100.00

1.08

0.89

12.53

100.00

100.00

100.00

4.硫精矿反浮选脱铅锌硫酸铜用量试验

按照图3所示的流程图,进行了硫精矿铅锌反浮选中硫酸铜的用量试验,结果见表7。铅硫分离只要石灰加入量大于3000 g/t,pH值大于12.57,铅锌就能与硫部分分离。添加30g/t抑硫剂DS可使铅锌与硫的分离效果更好。结果表明,加入硫酸铜对锌有很好的浮选效果。

表7去除硫精矿中铅、锌、硫的硫酸铜用量试验结果

硫酸铜用量/(克·吨-1)

产品

名字

生产率

%

等级/%

回收率/%

S

S

100

锌中矿

3.28

4.11

6.07

40.30

12.93

20.78

8.98

硫精矿

23.04

1.32

0.84

43.76

29.16

20.20

68.45

粗硫精矿

26.33

1.67

1.49

43.32

42.09

40.98

77.42

0

锌中矿

3.39

2.57

3.04

42.75

8.60

10.68

10.11

硫精矿

22.10

1.50

1.22

43.80

32.72

27.94

67.49

粗硫精矿

25.49

1.64

1.46

43.66

41.32

38.63

77.60

(4)闭路测试

闭路试验过程见图4,试验结果见表8。通过闭路试验,可获得品位为43.02%、回收率为77.85%的硫精矿。硫精矿除铅锌后,铅锌互含量约为2.5%,铅锌中矿可集中存放,便于再次回收利用。

图4闭路测试流程

表8闭路测试结果

产品名称

生产率

%

等级/%

回收率/%

S

S

硫精矿

26.761

1.55

1.02

43.02

41.73

34.00

77.85

锌中矿

3.936

2.90

4.76

40.04

11.49

23.33

10.66

粗硫精矿

30.697

1.72

1.50

42.64

53.22

57.32

88.50

尾矿

69.303

0.67

0.49

2.45

46.78

42.68

11.50

进料矿石

100.00

0.99

0.80

14.79

100.00

100.00

100.00

三。结论。

(1)根据凡口铅锌矿复杂细粒低品位硫的特点,采用浮选法回收金属硫。经过粗选、精选、扫选闭路试验,可获得精矿产率26.976%,品位43.02%,铅锌含量2.57%,硫回收率77.85%,铅锌矿物产率3.936%,铅锌品位7.66%的硫精矿。

(2)由于样品属于细粒级,浮选回收的硫中伴有少量铅锌金属。为了获得合格的硫精矿产品,必须从粗硫精矿中除去铅和锌。

(3)硫精矿除铅锌采用反浮选,在高碱条件下进行。加入硫酸铜有利于锌的浮选。

 

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