双碱法脱硫工艺(工业硫化碱) 碱硫分离工艺:& nbsp；& nbsp一、概述:& nbsp& nbsp在浮选过程中通常使用硫酸来激活酸性矿浆中硫的浮选。在浮选过程涉及铜、铅、锌等有色金属的分离时，为了提高分离效果，习惯上增加石灰的用量，提高矿浆的碱度。 这种高碱工艺容易使后续的硫分离硫酸消耗高，硫分离效益不明显。 特别是一些酸溶性矿物在酸性环境中的溶解，容易造成尾矿液中铜、铅、锌、铬、锰等金属离子含量超标。 酸性硫磺分离难以达到环保标准，且硫磺分离成本高。 由于技术和经济效益的原因，我国许多中小型有色金属选矿厂经常将硫作为尾矿丢弃而不回收。 & nbsp& nbsp& nbsp遂昌金矿300t/d铅锌矿采用优先浮选、锌尾和硫酸活化酸硫分离。 自2004年底试生产以来，高碱铅锌浮选工艺面临以下问题:①硫酸消耗高，硫酸消耗达30kg2005年每吨原矿；(2)环保压力大，锰矿因酸硫分离而溶解，尾渣液锰含量普遍超过一级标准；虽然在生产中已经采用了向尾矿中添加电石渣的降锰措施，但在日常总排水样品中检测锰含量仍不理想。 & nbsp& nbsp& nbsp二。RA & nbsp；无机盐在活性硫分离中的应用:& nbsp针对酸性分硫存在的两个问题，探索了一种在碱性条件下用RA无机盐活化分硫的新工艺。 新工艺应尽可能保证分硫指标不受损害，有效降低分硫成本，改善环境，同时应贴近生产实际，便于实施整改。 & nbsp& nbsp& nbspRA是一种用于工业和农业的廉价无机盐。虽然环保上对[R+]有要求，但RA本身没有毒性。 考虑碱性硫分离的三种实验方案。 & nbsp& nbsp& nbsp试验样品取自三嫂锌尾矿浮选场，含硫13.58%，铅0.14%，锌0.57%，如表1所示。 显微鉴定表明，主要金属矿物为黄铁矿，少量方铅矿和闪锌矿，主要脉石为应时硅酸盐，黄铁矿基本单体解离，方铅矿和闪锌矿以极细的团块形式存在。 1 & nbsp硫矿原矿(锌尾)多元素分析结果:(%) PbZnSMgOSiO2Al2O3其他含量0.140 . 5713 . 580 . 6869 . 8714 . 850 . 31:& nbsp；& nbsp(1)方案一:& nbsp& nbspRA盐代替H2SO4直接加入锌尾矿中，工艺不变。RA的量主要是为初级纸浆硫分离而确定的。RA盐量和硫的一次粗选回收率试验结果见表2。 2 & nbsp原浆硫分离中RA盐用量测试结果(2005年)取样日期RA盐用量/(kg/硫回收率(%))11-2111-2311-2411-2811-2912-0512-0912-126556788888.1888888888 . 0 . 055 . 55 . 5888875& nbsp& nbsp通过多次试验，证明了锌尾直接加入RA泥，硫的浮选指标不稳定，RA用量难以确定。 研究表明，RA盐对纸浆的pH值要求严格。 如果纸浆的pH值不能降到11以下，硫就不会被活化。浮选pH值的测定表明，现场不同班次锌尾碱度控制的差异，使泥硫分离难以稳定。 & nbsp& nbsp& nbsp(二)方案二:& nbsp& nbsp尾矿除碱水加清水调浆后，直接加RA硫代替H2SO4浮选稳定。通过多班取样检验，未发现硫难浮和不浮的现象，对现场碱度差异适应较大。 方案ⅱ ra的剂量试验结果见图1。 & nbsp1 & nbsp盐用量对硫品位和回收率的影响:& nbsp& nbsp实验表明，RA用量越大，硫回收率越稳定，确定用量为3kg/t & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp在方案ⅱ中，锌尾浓缩一次，直到粗砂浓度达到80%，并尽可能除去碱性水。该工艺完全不需要硫酸和RA清水调浆，实现了碱性条件下的硫浮选，能适应不同班次碱度控制的差异，浮选稳定。 存在的问题是锌尾浓缩至80%浓度，生产中要考虑过滤措施，一次浓缩工艺不易实现。 闭路过程如图2所示，测试结果如表3所示。 2 & nbsp方案二闭路流程图3:方案二闭路 结果:(%)名称产率、品位回收率、硫精矿尾矿给料22.2477 . 76100.0041 . 010 . 129 . 2199.030 . 97100.00:& nbsp；& nbsp(3)方案三:& nbsp& nbsp考虑到生产中粗砂浓度一般为50% ~ 60%，方案三试验中粗砂浓度控制在55%；当RA用量为3kg/t时，一次硫粗选尾矿中RA盐(59mg/L)含量超标，应进一步减少RA用量，防止新的环境污染。 结合遂昌金矿地表水资源的实际情况，方案三考虑用地下酸性水代替清水作为配浆用水作为选硫用水。 & nbsp& nbsp& nbsp在探索性实验的基础上，发现当粗砂浓度达到55%时，用酸水调浆、加H2SO4和只加RA都不能减少RA的用量。但是，如果加入适量的H2SO4，RA的用量可以进一步减少。 方案ⅲ ra用量试验流程为硫磺粗选一次；结果表明，当RA含量为1kg/t时，粗硫精矿品位为37.72%，硫回收率为96.26%。考虑到环保中对[R+]指标的要求，使用低量的RA为好。 & nbsp& nbsp& nbsp闭路试验流程与方案二相同，选砂浓度控制在55%，泥浆与地下酸性水混合，加入4.5kg/t H2SO4，RA用量为1kg/t，其他工艺条件相同。 & nbsp& nbsp& nbsp最终闭路试验结果和尾液分析见表4和表5。 & nbsp表4:方案ⅲ最终闭路 结果:(%)硫精矿尾矿名称收率、硫回收率、锌尾35.7164.29100.0037.570.2513.5898.800.12100.00表5:闭路尾液分析结果为Pb/(mg/l)Zn(mg/l)CD(mg/l)Mn(mg/l)phr+(mg/l)尾液0.388& nbsp测试指标比较理想。当RA用量为1kg/t时，试验尾矿中Mn含量达标，[R+]含量基本达到二级排放标准。考虑到铅锌选矿尾矿水约占总排放量的一半。 按照目前的剂量，实际总排[R+]含量还可以进一步降低。 & nbsp& nbsp& nbsp三。成本对比& nbsp& nbsp& nbsp考虑到浓硫分离工艺新增功率40 kW，每吨原矿电费增加1.08元/t；如果将H2SO4和RA的实际用量放大1.5倍，新工艺化学品(不含丁基黄和2#油)成本为4.53元/t。 & nbsp& nbsp& nbsp两种新工艺合计5.60元/t；酸硫酸分离的实际成本为15.9元/t；新工艺成本降低到10.3元/吨。 & nbsp& nbsp& nbsp四。总结& nbsp& nbsp& nbsp(1)碱性分硫工艺克服了酸性分硫的缺点，新工艺采用浓缩工艺，硫酸用量大大减少；利用地下酸性水作为硫磺分离的生产用水，符合遂昌金矿地表水资源缺乏的实际情况。在碱性条件下实现硫的分离可以从根本上防止锰矿物的溶解，但浮选始终处于碱性条件下。通过对试验尾矿水样的分析，不会引起锰矿物的溶解，环保问题有望得到解决。 & nbsp& nbsp& nbsp(2)通过浓缩高碱性锌尾并加入适量硫酸，实现了在碱性条件下低剂量RA盐对硫的活化。 经遂昌环境监测站分析，闭路尾矿水样[R+]达到二级排放标准，经自然稀释后，尾矿总排放含量可进一步降低。 & nbsp& nbsp& nbsp(3)碱性分硫从实验情况看，硫回收率不仅不降低，甚至有升高的趋势；一旦硫在碱性条件下被活化，浮选速度明显快于酸性选硫。碱性分硫是否加硫酸主要取决于分硫前矿浆碱度的控制。测试结果达到了最初的目标。 & nbsp& nbsp& nbsp专注是一项成熟的技术。我国许多矿山，如凡口铅锌矿，都采用矿浆选矿法来富集硫。我国也采用螺旋溜槽或旋流器进行重力选硫，但重力选硫受进料粒度影响较大，回收率难以保证。酸性浮选法选硫技术指标容易保证，但成本高，污染重。探索出的碱性分硫工艺克服了酸性分硫和重质分硫的缺点，经济环保，值得同行借鉴。 免责声明：本网部分内容来自互联网媒体、机构或其他网站的信息转载以及网友自行发布，并不意味着赞同其观点或证实其内容的真实性。本网所有信息仅供参考，不做交易和服务的根据。本网内容如有侵权或其它问题请及时告之，本网将及时修改或删除。凡以任何方式登录本网站或直接、间接使用本网站资料者，视为自愿接受本网站声明的约束。
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