專利名稱：：用貧錫硫化礦尾礦生產鐵精礦的方法
技術領域：
：本發明涉及一種用貧錫硫化礦尾礦生產鐵精礦的方法，屬于選冶聯合處理
技術領域：
。二.
背景技術：
-公知的，世界上生產的錫精礦絕大多數產自錫石礦床，而錫礦石傳統的選礦工藝為重力選礦。隨著人類社會對錫礦資源的長期開發利用，入選礦石中的錫石粒度不斷變細，又由于在錫礦物中經常伴生有各種氧化鐵礦物和硫化鐵礦物，從而開發出錫石浮選工藝和選擇性絮凝等工藝；并在錫礦選礦流程中往往出現了磁選作業，其主要目的是為了分離鐵和錫。楊啟民在發表于有色金屬(選礦部分)1996年第6期的"云龍錫礦尾礦回收利用生產實踐"一文中，報導了云南大理州礦冶研究所和云錫公司研究所，采用重選一浮選流程，處理云龍錫礦的多金屬硫化礦選礦尾礦回收錫和硫的再選礦試驗和生產情況。尾礦原料含Sn0.45%0.49%，S1.88%，As0.10%;試驗工藝先用重選富集錫和硫，產出粗精礦；再經浮選分離硫，得到錫精礦、富中礦和硫精礦。獲得的技術指標為錫精礦品位Sn43.97%61.68%，含S0.51%0.88%,As0.140.25%，錫回收率49.45%67.42%;富中礦品位Sn8.2912.18%，錫回收率7.9%9.89%;硫精礦品位39.23%48.04%，回收率17.96%30.00%。技術改造按重選一浮選開路流程設計。取得的生產指標為選礦廠生產中總尾礦含Sn0.326%,其中-0.074mm粒級的礦泥含Sn0.519%,經重選一浮選產出錫品位56.266%，含S0.742%，As0.223%,錫回收率68.3%的錫精礦，以及硫品位47.48%，含Sn0.233%、As4.63呢的硫精礦。但由于硫精礦含砷過高，還沒有開發利用。在專利號ZL200610010617.7,名稱為"含錫多金屬硫化礦選礦尾礦中回收有價礦物的方法"專利文獻中，發明人針對尾礦原料具有硫化礦含錫多金屬的特性，采用分極預選拋尾、細磨物料及多段多級組合的浮選一重選聯合選礦工藝，處理主要成份重量百分含量為(%):SnO.30.57，PbO.270.4，SbO.150.21，Zn2.443.27，S5.79.53，As0.871.24的錫尾礦原料，綜合回收錫和伴生金屬及硫元素；取得的技術指標分別為錫精礦品位41.8643.72%，錫回收率52.28%56.87%;鉛銻精礦品位Pb+Sb48.53%50.52%，鉛回收率44.76%46.1TT。；鋅精礦品位45.96%50.27%，鋅回收率52%53.09%;硫精礦品位36.17%36.89，回收率52.05%54.10%;砷精礦品位35.38%36.18%，砷回收率53.92%56.80%。三.
發明內容本發明的目的是提供一種用貧錫硫化錫礦尾礦生產鐵精礦的方法。貧錫硫化錫礦尾經磁選產出1號硫化精礦；磁選尾礦經磨礦和浮選，產出2號硫化精礦；硫化精礦再經氧化焙燒脫硫，酸洗和水洗處理除去雜質后得到鐵精礦，鐵精礦鐵品位56.24%60.13%,有害元素的含量亦基本符合成品鐵精礦的指標要求；焙燒煙氣經除塵后可用于制硫酸。達到有效利用貧錫硫化錫礦尾礦中的鐵金屬及硫元素，節省資源和能源，減少環境及伴生金屬綜合利用的目的。本發明按以下技術方案完成原料為貧錫硫化錫礦尾礦，包括錫尾礦及老尾礦，原料主要化學成份質量百分比列于表l。表1貧錫硫化錫礦尾礦主要化學成份質量百分比(質量％)<table>tableseeoriginaldocumentpage5</column></row><table>1.原料預處理:1)原料經破碎，干燥后，進入二級磁選機進行干式磁選，得到1號硫化精礦和磁選尾礦；所述原料破碎至粒度《lmm，干燥至水份含量占原料量的6%以下，進入磁場強度為2000高斯和8000高斯的二級磁選機進行干式磁選；1號硫化精礦產率40.4647.46%;主要成份(質量％)為Fe38.4140.38;Cu0.540.746，S15.2516.21，As1.86，選礦回收率分別為Fe48.73%54.96%，Cu30.39%31.59%,S42.18%59.93%，As37.97%;2)磁選尾礦經細磨至粒度《0.125mm，配制成質量濃度2326%的礦漿，進入浮選，首先加入200g/t300g/t硫化鈉使物料中的氧化礦物硫化，攪拌35min;加入氫氧化鈉調整礦漿pH值為8.59.5，攪拌35min;加入鐵、銅礦的捕集劑丁基黃藥160180g/t,攪拌35min;再加入2號油80100g/t作起泡劑，攪拌35min;開啟充氣閥門，括泡710min，得到2號硫化精礦和浮選尾礦。以磁選尾礦計，2號硫化精礦產率38.23%49.93%,主要成份(質量％)為:Fe35.39~42.il，Cu1.482.77,S20.1126.54;浮選回收率為Fe58.39%68.14%，Cu59.08%90.42%,S67.18%90.58%。浮選尾礦主要成份(質量％)為Fe12.5126.31，Cu0.270.34，S2.608.02。以1號和2號硫化精礦合計，從尾礦原料到硫化精礦，元素硫的選礦總回收率81.02%96.16%;按此指標計算，每處理100t貧錫硫化錫礦尾礦原料，選入硫化精礦的元素硫(質量)可達11.9612.60t。2.氧化焙燒脫硫將1號和2號硫化精礦分別在90096(TC溫度下進行氧化焙燒，以空氣作氧化劑，控制通入的空氣量為38004100L/kg料，焙燒時間12小時，使物料中95%以上的硫化鐵礦物氧化、轉化為Fe203或Fe304狀態，硫以S02形式揮發，并使氧化鐵礦物脫水和分解，分別得到1號和2號焙砂。1號焙砂產率72.95%78.26%，脫硫率94.92%96.22%;2號焙砂產率75.21%76.40%，脫硫率94.71%96.31%。根據硫鐵礦的氧化反應原理4FeS2+1102=2Fe203+8S02+815.2Kcal;硫鐵礦的氧化反應為放熱反應，放出的熱量約為1700Kcal/kg，相當于0.3kg標準燃煤的發熱量。因此，在工業生產規模下，采取補充高硫鐵礦進行配礦焙燒，或利用焙燒煙氣的余熱預熱空氣進行熱風焙燒等有效措施，則氧化焙燒作業有可能自熱進行；而且焙燒煙氣中S02濃度高，經除塵后，可用于制硫酸，而且一部分易揮發的鉛銻等伴生金屬可在煙塵中得到回收。將兩種硫化精礦合計，并取焙燒煙氣中S02有效轉化率為85%，則每處理100t尾礦原料，可副產硫酸3031t。3.焙砂酸洗將焙砂按焙砂:水(固液)重量比=1:1.52.5加水，在常溫及攪拌條件下漿化，用濃度為31質量％的工業鹽酸進行酸洗，時間12小時，洗滌終點時洗液的pH《1.0;固液分離后得到酸洗液和酸洗鐵礦，酸洗鐵礦再用清水洗漆至洗出液呈中性，即得到1號和2號成品鐵精礦。所述的焙砂與工業鹽酸質量比為1號焙砂工業鹽酸=100:8100:102號焙砂工業鹽酸=100:10100:12將1號和2號成品鐵精礦合計，從貧錫硫化錫礦尾礦原料到成品鐵精礦，產率42.22%46.50%;鐵精礦鐵品位56.24%60.13%,有害雜質元素含量亦基本符合國家規定的指標要求；金屬鐵回收率78.63%80.46%。4.工藝廢水處理焙砂酸洗，固液分離后的酸洗液經沉鉛砷處理，得到的銅砷渣經常溫脫砷后得到銅精礦。沉銅母液、工藝過程產生的廢液和洗水匯集后，采用三級石灰中和水解沉淀法的條件進行治理，使凈化水質達二級標準的要求。5.二次選礦尾礦渣治理本工藝選礦作業產出的二次尾礦，選用已為云南個舊地區的實踐證明是切實可行的回填復墾方案進行治理，以達到修復生態環境的目的。本發明與公知的技術存在的優點與積極效果。1)本發明用富含鐵的貧錫硫化錫礦尾礦為原料，采用選冶聯合處理技術，通過磁選與浮選、氧化焙燒及酸洗處理獲得鐵精礦產品，流程簡短，金屬鐵和伴生硫直收率高，加工成本低，易于工業化應用。2)本發明在工業規模下，硫化精礦氧化焙燒作業有可能自熱進行，其余工藝步驟均在常溫常壓下操作，有利于節省能源、降低消耗。3)本發明硫化精礦氧化焙燒過程產生的煙氣二氧化硫濃度高，經除塵處理后可用于制硫酸。同時，一部分易揮發的鉛、銻等伴生金屬可在煙塵中得到回收。4)本發明采用硫化堿選擇性沉淀法和三級石灰中和水解沉淀法治理酸洗液及洗水，既可綜合回收溶液中的銅，得到高品位銅精礦(Cu32.7454.65%)，又能確保凈化水質達到工業《污水綜合排放標準》GB8978-1996二級標準的要求。5)本發明選用回填復墾的方案治理二次選礦尾礦渣，已為云南個舊地區的實踐證明是切實可行的方法，有利于生態環境的修復。四.圖l是本發明工藝流程五.具體實施例方式實施例1:原料為表1中1號貧錫硫化錫礦尾礦，主要化學成份質量百分比為(質量％):Fe30.96，CuO.69，Pb0.005,ZnO.18，Sn0.13，S15.55，P0.011，As3.05。(1)將原料脫水至6質量％以下，細磨至粒度小于lmm粉碎料。(2)粉碎料用磁場強度分別為2000高斯和8000高斯的二級磁選機進行1段干式磁選，得到1號硫化精礦和磁選尾礦。1號硫化精礦產率40.46%，主要成份(質量％)為Fe38.41，Cu0.54，S16.21;選礦回收率為Fe50.19%，Cu31.59%，S42.18%;磁選尾礦主要成份(質量％)為Fe25.89，Cu0.79，S15.10。(3)將磁選尾礦細磨至粒度《0.125mra，配制成質量濃度25%礦漿，進入浮選，先加入220g/t硫化鈉，攪拌3min;加入氫氧化鈉將礦漿pH調整至8.59.0，攪拌5min加入鐵、銅礦的捕集劑丁基黃藥160g/t，攪拌5min;再加入2號油80g/t，攪拌3min;開啟充氣閥門，括泡7min，得到2號硫化精礦和浮選尾礦。以磁選尾礦計，2號硫化精礦產率38.23%，主要成份(質量％)為Fe42.11，Cul.61,S26.54;浮選作業回收率Fe62.15%，Cu77.54%，S67.18%;浮選尾礦主要成份(質量％)Fe15.84%，Cu0.28，S8.02。以1號和2號硫化精礦合計，從尾礦原料到硫化精礦，元素硫選礦總回收率81.02%;按此指標計算，每處理100tl號尾礦原料，選入硫化精礦的元素硫(質量)為12.60t。(4)將1號和2號硫化精礦分別于90(TC溫進行氧化焙燒。以空氣作氧化劑，空氣量均按39004100L/kg.料計量供入爐內，焙燒時間2h時，分別得到1號和2號焙砂。1號焙砂產率72.95%，焙砂含S0.84%,脫硫率96.22%;2號焙砂產率76.4%%,焙砂含S1.28%，脫硫率96.31%。(5)將1號和2號焙砂分別按焙砂:水重量比(固液)=1:2加水漿化，于常溫下攪拌酸洗1.5小時，焙砂與工業鹽酸質量比分別按IOO;IO和100:12計量，加入濃度31質量％的鹽酸，終點時溶液pH《1.0，過濾后酸洗鐵礦用自來水洗滌至洗出液呈中性，烘干后分別得到1號和2號鐵精礦。從1號貧錫硫化錫礦尾礦原料到鐵精礦，1號鐵精礦產率26.76%，主要成份(質量％):Fe56.24，SO.102，P0.12,Pb0.083，As00.093,金屬鐵回收率48.61%;2號鐵精礦產率15.46%，主要成份(質量％):Fe60.13，S0.058，P0.084，Pb0.243，As0.128，金屬鐵回收率30.52%。將1號和2號鐵精礦合計，則從1號尾礦原料到產品鐵精礦，產率42.22%，鐵品位56.24%60.13%，金屬鐵回收率79.13%。實施例2:原料為表1中2號貧錫硫化錫礦尾礦，主要化學成份質量百分比為(質量％):Fe33.415，Cul.02，Pb0.116，ZnO.32，Sn0.18，S12.66，P0.135，As2.17。(1)將原料脫水至6質量％以下。細磨至粒度小于lmm粉碎料。(2)粉碎料用磁場強度為2000高斯和8000高斯的二級磁選機進行1段干式磁選，得到1號硫化精礦和磁選尾礦。1號硫化精礦產率41.51%，主要成份(質量呢)為Fe39.23，S15.25，Cu0.746;回收率為Fe48.73%,Cu30.39%，S50.00%。磁選尾礦主要成份(質量％)為Fe28.70，Cu1.20，S10.64。(3)細磨至粒度-O.125mra的磁選尾礦礦槳進入浮選，先加入250g/t硫化鈉，攪拌5min;加入氫氧化鈉將礦漿pH調整至8.59.0，攪拌5min;加入丁基黃藥170g/t，攪拌5min,再加入2號油90g/t，攪拌4min，開啟充氣閥門括泡8min，得到2號硫化精礦和浮選尾礦。以磁選尾礦計，2號硫化精礦產率47.93%，主要成份(質量％)為Fe40.80，Cu1.48，S20.11，As2.43;浮選回收率Fe68.14%，Cu59.0鄉，S90.58%;浮選尾礦主要成份(質量％)為Fe12.51，Cu0.34，S2.60。以1號和2號硫化精礦合計，元素硫選礦總回收率94.52%，即每處理100t2號尾礦原料，進入硫化精礦的元素硫(質量)為11.96t。(4)將1號和2號硫化精礦于96(TC溫度分別氧化焙燒1.5小時，空氣量均按3800L/kg料計量供給，分別得到1號和2號焙砂。1號焙砂產率71.66%，含S1.08W,脫硫率94.92%;2號焙砂產率75.42%，含S1.41%,脫硫率94.71%。(5)將1號和2號焙砂分別用水漿化，于常溫下攪拌酸洗1.5小時，焙砂與工業鹽酸質量比分別按100:8和100:12計量，加入濃度31質量。/。的鹽酸，終點時溶液pH《1.0，過濾后酸洗鐵礦用自來水淋洗至洗出液呈中性，烘干后分別得到1號鐵精礦和2號鐵精礦。從2號貧錫硫化錫礦尾礦原料到鐵精礦1號鐵精礦產率27.74%，鐵精礦主要成份(質量％)為..Fe56.91，SO.266,P0.12，PbO.ll，As0.106，金屬鐵回收率47.27%;2號鐵精礦產率18.36%,鐵精礦主要成分(質量％);Fe60.02，S0.058，P0.124，Pb0.105，As0.23,金屬鐵回收率33.19%。將1號、2號鐵精礦合計，從2#尾礦原料到產品鐵精礦，產率46.10%，鐵品位56.91%60.02%，金屬鐵回收率80.46%。實施例3:原料為表1中3號貧錫硫化錫礦尾礦，主要化學成份質量百分比為(質量％):Fe34.87，Cu1.04，Pb0.138，Zn0.64，SnO.16，S12.71，P0.336，As1.20。(1)將原料經細磨至粒度《lmm，脫水至6質量％以下后，進入磁場強度為2000高斯和8000高斯的二級磁選機進行干式磁選，得到1號硫化精礦和磁選尾礦。l號硫化精礦產率47.46%，主要成份為(質量％):Fe40.38，S16.05，As1.86;回收率為Fe54.96%，S59.93%，As37.97°/。。磁選尾礦主要成份為(質量％):Fe30.26%，Cu1.41%,S12.16%。(2)細磨至粒度-0.125mm的磁選礦礦漿進入浮選，加入280g/t硫化鈉，攪拌35min;加入氫氧化鈉將礦槳pH調整至9.09.5，攪拌3min;加入丁基黃藥180g/t，攪拌5min:加入2號油100g/t，攪拌4min，開啟充氣閥門，括泡7min,得到2號硫化精礦和浮選尾礦。以磁選尾礦計，2號硫化精礦產率49.93%,主要成份(質量％)為Fe35.39，Cu2.77，S20.69;回收率為Fe58.39%，Cu90.42%，S84.87%;浮選尾礦主要成份(質量％)為Fe26.31,Cu0.27，S3.65。以1號和2號硫化精礦合計，元素硫的選礦總回收率為96.16%，即每處理100t3號尾礦原料，選入硫化精礦的元素硫(質量)為12.22t。(3)將1號和2號硫化精礦于950'C溫度分別氧化焙燒1.5小時，空氣量均按4100L/kg，料計量供給，分別得到1號和2號焙砂。1號焙砂產率78.26%,含S0.98%，脫硫率95.21%;2號焙砂產率75.21%,含S1.27%，脫硫率95.38%。(4)將1號焙砂和2號焙砂分別用水漿化，于常溫下攪拌酸洗1.5小時，焙砂與工業鹽酸質量比分別按100:9和100:10計量，加入濃度為31質量％的鹽酸，終點時深液pH《1.0，過濾后酸洗鐵礦用自來水淋洗至洗出液呈中性，并烘干，分別得到l號鐵精礦和2號鐵精礦，從3號貧錫硫化錫礦尾礦原料到鐵精礦1號鐵精礦產率31.23%，鐵精礦主要成份(質量％)為Fe59.16，S0.21，P0.104，Pb0.124，As0.16，金屬鐵回收率52.99%;2號鐵精礦產率15.27%,主要成份(質量％)為Fe58.53，S0.058，P0.136，Pb0.108，As0.223，金屬鐵回收率25.64%。將1號和2號鐵精礦合計，則從3號貧錫硫化錫礦尾礦原料到產品鐵精礦，產率46.50%，鐵品位58.53%59.16%,金屬鐵回收率78.63%。權利要求1、一種用貧錫硫化錫礦尾礦生產鐵精礦的方法，其特征在于其按以下步驟完成，1).原料預處理(1)原料經破碎，干燥后，進入二級磁選機進行干式磁選，得到1號硫化精礦和磁選尾礦；(2)磁選尾礦經細磨至粒度≤0.125mm，配制成質量濃度23～26％的礦漿，進入浮選，首先加入200g/t～300g/t硫化鈉使物料中的氧化礦物硫化，攪拌3～5min；加入氫氧化鈉調整礦漿pH值為8.5～9.5，攪拌3～5min；加入鐵、銅礦的捕集劑丁基黃藥160～180g/t，攪拌3～5min；再加入2號油80～100g/t作起泡劑，攪拌3～5min；開啟充氣閥門，括泡7～10min，得到2號硫化精礦和浮選尾礦；2).氧化焙燒脫硫將1號和2號硫化精礦分別在900～960℃溫度下進行氧化焙燒，以空氣作氧化劑，控制通入的空氣量為3800～4100L/kg·料，焙燒時間1～2小時，使物料中95％以上的硫化鐵礦物氧化、轉化為Fe203或Fe3O4狀態，硫以SO2形式揮發，并使氧化鐵礦物脫水和分解，分別得到1號和2號焙砂；3).焙砂酸洗將焙砂按焙砂∶水重量比＝1∶1.5～2.5加水，在常溫及攪拌條件下漿化，用濃度為31質量％的工業鹽酸進行酸洗，時間1～2小時，洗滌終點時洗液的pH≤1.0；固液分離后得到酸洗液和酸洗鐵礦，酸洗鐵礦再用清水洗滌至洗出液呈中性，即得到1號和2號成品鐵精礦；工藝過程產生的廢液和洗水匯集后經廢水處理達標排放；二次選礦尾礦經治理處理。2.根據權利要求1所述的用貧錫硫化錫礦尾礦生產鐵精礦的方法，其特征在于所述原料破碎至粒度《1咖，干燥至水份含量占原料量的6%以下，進入磁場強度為2000高斯和8000高斯的二級磁選機進行干式磁選。3.根據權利要求1所述的用貧錫硫化錫礦尾礦生產鐵精礦的方法，其特征在于所述的焙砂酸洗中，焙砂與工業鹽酸質量比為1號焙砂工業鹽酸=100:8100:10;2號焙砂工業鹽酸=100:10100:12。4.根據權利要求1所述的用貧錫硫化錫礦尾礦生產鐵精礦的方法，其特征在于工藝過程產生的廢液和洗水匯集后，采用三級石灰中和水解沉淀法治理，使凈化水質達二級標準的要求。5.根據權利要求1所述的用貧錫硫化錫礦尾礦生產鐵精礦的方法，其特征在于所述二次選礦尾礦治理是將本工藝選礦作業產出的二次尾礦，用回填復墾方法進行治理。全文摘要本發明涉及一種用貧錫硫化錫礦尾礦生產鐵精礦的方法。貧錫硫化錫礦尾經磁選產出1號硫化精礦，磁選尾礦經磨礦和浮選，產出2號硫化精礦，硫化精礦再經氧化焙燒脫硫，酸洗和水洗處理除去雜質后得到鐵精礦。鐵精礦鐵品位56.24％～60.13％，有害元素的含量亦符合成品鐵精礦的指標要求。焙燒煙氣經除塵后可用于制硫酸。達到有效利用貧錫硫化錫礦尾礦中的鐵金屬及硫元素，節省資源和能源，減少環境及伴生金屬綜合利用的目的。文檔編號B03B7/00GK101545038SQ20091009443公開日2009年9月30日申請日期2009年5月6日優先權日2009年5月6日發明者畏吳,張京武,楊茂才申請人:個舊玉龍再生資源經營有限公司