本發明涉及一種選礦系統，具體涉及一種去除砷和硫的錫精礦選礦系統及工藝。屬于有色金屬選礦技術領域。
背景技術：
錫精礦中的砷、硫含量對錫的冶煉及其環保工作影響較大，因此錫精礦中對砷、硫的含量要求較嚴。采用回轉窯脫砷脫硫是目前普遍采用的方法，高砷硫礦與生產過程中產生的中間產品熔析渣混勻后經回轉窯高溫脫砷硫，但是，熔析渣中部分錫鐵金屬熔點低，物料在窯內因熔析渣熔融結團，結團后，熱量沒及時散發，硫在高溫下自燃，溫度越來越高，溫度超過物料的熔點，部分物料開始融化，物料由開始結團變成結窯，結窯太厚時，里面部分硫因沒有足夠的氧氣參與反應，在高溫下，硫與錫反應生成硫化錫形成氣態隨煙氣抽走，硫化錫遇到空氣中的氧氣時反應生成二氧化硫和氧化錫，氧化錫在布袋收塵器中收集，因此，煙塵含錫高，一般可達8～12％，有時可達20％以上，焙燒礦砷+硫≤0.8％。加熱方式采用燃燒煙煤直接加熱，氧氣進入窯體不足。
技術實現要素：
本發明的目的是為克服上述現有技術的不足，提供一種去除砷和硫的錫精礦選礦系統。
本發明還提供了上述選礦系統對應的一種去除砷和硫的錫精礦選礦工藝。
為實現上述目的，本發明采用下述技術方案：
一種去除砷和硫的錫精礦選礦系統，包括浮選池、回轉窯和電爐，所述電爐設有物料混合物進口，物料混合物進口與物料混合池連接；所述浮選池設有高砷硫錫精礦礦漿進口以及苯丙羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油進口，所述浮選池還設有浮選精礦出口和浮選尾礦出口，兩者分別連接至回轉窯和物料混合池。
優選的，所述回轉窯設有焙燒礦出口，其連接至物料混合池。
優選的，所述電爐還設有碳酸鈉和六偏磷酸鈉進口。
上述選礦系統對應的一種去除砷和硫的錫精礦選礦工藝，具體步驟如下：
(1)取錫精礦，挑選出高砷硫錫精礦和低砷硫錫精礦，低砷硫錫精礦備用，將高砷硫錫精礦磨礦至-0.074mm占90～95％，加水調漿至礦漿質量濃度為25～30％，依次加入苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油，進行浮選，獲得浮選精礦和浮選尾礦；
(2)將浮選精礦送入回轉窯中，高溫焙燒脫砷脫硫，焙燒時控制不結塊，得到焙燒礦；
(3)將低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑和生產中間產品混合均勻，得到物料混合物，先取質量占比50％的物料混合物送入電爐中1100～1250℃冶煉，1～3小時后，加入碳酸鈉和六偏磷酸鈉，再取剩余的物料混合物送入電爐中冶煉，冶煉5～8小時后，第一次放錫，待物料混合物全部熔完后，第二次放錫，進行造渣，然后加入浮選尾礦，爐溫升高至1400～1500℃，使所有難熔的錫脈石呈熔融狀態，氧化錫充分還原成金屬錫，使錫與渣分離，取渣樣分析，當渣樣中含錫量低于5％時，放渣，結束。
優選的，步驟(1)中，所述高砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比≥3％，低砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比＜3％。
優選的，步驟(1)中，高砷硫錫精礦、苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油的質量比為1：0.1～0.2：0.01～0.03：0.01～0.02。
優選的，步驟(2)中，焙燒溫度為800～900℃，焙燒時間為1～3小時。
優選的，步驟(2)結束后，砷和硫的含量總和占焙燒礦的總量不高于0.5％，砷和硫的脫除率不低于85％。
優選的，步驟(3)中，所述還原劑為焦碳或無煙煤；所述熔劑為硅石或石灰石；所述生產中間產品為煙塵、熔析渣中的一種或兩種的混合物。
優選的，步驟(3)中，所述低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑、生產中間產品、碳酸鈉和六偏磷酸鈉的質量比為1：1～3：0.1～0.3：0.1～0.3：1～3：0.1～0.2：0.5～0.8。
本發明的有益效果：
本發明的選礦系統結構簡單，利用該選礦系統能夠有效去除砷和硫，并且降低了選礦過程中的錫損失，經濟效益高。
附圖說明
圖1是本發明的選礦系統結構示意圖；
其中，1為浮選池，2為回轉窯，3為電爐，4為物料混合池，11為高砷硫錫精礦礦漿進口，12為苯丙羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油進口，13為浮選精礦出口，14為浮選尾礦出口，21為焙燒礦出口，31為物料混合物進口，32為碳酸鈉和六偏磷酸鈉進口。
具體實施方式
下面結合附圖和實施例對本發明進行進一步的闡述，應該說明的是，下述說明僅是為了解釋本發明，并不對其內容進行限定。
實施例1：
如圖1所示，一種去除砷和硫的錫精礦選礦系統，包括浮選池1、回轉窯2和電爐3，電爐3設有物料混合物進口31，物料混合物進口31與物料混合池4連接；浮選池1設有高砷硫錫精礦礦漿進口11以及苯丙羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油進口12，浮選池1還設有浮選精礦出口13和浮選尾礦出口14，兩者分別連接至回轉窯2和物料混合池4。
回轉窯2設有焙燒礦出口21，其連接至物料混合池4。
電爐3還設有碳酸鈉和六偏磷酸鈉進口32。
上述選礦系統對應的一種去除砷和硫的錫精礦選礦工藝，具體步驟如下：
(1)取錫精礦，挑選出高砷硫錫精礦和低砷硫錫精礦，低砷硫錫精礦備用，將高砷硫錫精礦磨礦至-0.074mm占90％，加水調漿至礦漿質量濃度為25％，依次加入苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油，進行浮選，獲得浮選精礦和浮選尾礦；
(2)將浮選精礦送入回轉窯2中，高溫焙燒脫砷脫硫，焙燒時控制不結塊，得到焙燒礦；
(3)將低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑和生產中間產品混合均勻，得到物料混合物，先取質量占比50％的物料混合物送入電爐3中1100℃冶煉，1小時后，加入碳酸鈉和六偏磷酸鈉，再取剩余的物料混合物送入電爐3中冶煉，冶煉5小時后，第一次放錫，待物料混合物全部熔完后，第二次放錫，進行造渣，然后加入浮選尾礦，爐溫升高至1400℃，使所有難熔的錫脈石呈熔融狀態，氧化錫充分還原成金屬錫，使錫與渣分離，取渣樣分析，當渣樣中含錫量低于5％時，放渣，結束。
步驟(1)中，所述高砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比≥3％，低砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比＜3％；高砷硫錫精礦、苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油的質量比為1：0.1：0.01：0.01。
步驟(2)中，焙燒溫度為800℃，焙燒時間為1小時；步驟(2)結束后，砷和硫的含量總和占焙燒礦的總量不高于0.5％，砷和硫的脫除率不低于85％。
步驟(3)中，所述還原劑為焦碳；所述熔劑為硅石；所述生產中間產品為煙塵；所述低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑、生產中間產品、碳酸鈉和六偏磷酸鈉的質量比為1：1：0.1：0.1：1：0.1：0.5。
該批次錫精礦含錫43.22％，含砷6.45％，含硫8.98％，采用實施例1處理后，獲得產率85.2％的錫精礦，其含錫57.12％，含砷0.53％，含硫0.57％。
實施例2：
如圖1所示，一種去除砷和硫的錫精礦選礦系統，包括浮選池1、回轉窯2和電爐3，電爐3設有物料混合物進口31，物料混合物進口31與物料混合池4連接；浮選池1設有高砷硫錫精礦礦漿進口11以及苯丙羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油進口12，浮選池1還設有浮選精礦出口13和浮選尾礦出口14，兩者分別連接至回轉窯2和物料混合池4。
回轉窯2設有焙燒礦出口21，其連接至物料混合池4。
電爐3還設有碳酸鈉和六偏磷酸鈉進口32。
上述選礦系統對應的一種去除砷和硫的錫精礦選礦工藝，具體步驟如下：
(1)取錫精礦，挑選出高砷硫錫精礦和低砷硫錫精礦，低砷硫錫精礦備用，將高砷硫錫精礦磨礦至-0.074mm占95％，加水調漿至礦漿質量濃度為30％，依次加入苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油，進行浮選，獲得浮選精礦和浮選尾礦；
(2)將浮選精礦送入回轉窯2中，高溫焙燒脫砷脫硫，焙燒時控制不結塊，得到焙燒礦；
(3)將低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑和生產中間產品混合均勻，得到物料混合物，先取質量占比50％的物料混合物送入電爐3中1250℃冶煉，3小時后，加入碳酸鈉和六偏磷酸鈉，再取剩余的物料混合物送入電爐3中冶煉，冶煉8小時后，第一次放錫，待物料混合物全部熔完后，第二次放錫，進行造渣，然后加入浮選尾礦，爐溫升高至1500℃，使所有難熔的錫脈石呈熔融狀態，氧化錫充分還原成金屬錫，使錫與渣分離，取渣樣分析，當渣樣中含錫量低于5％時，放渣，結束。
步驟(1)中，所述高砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比≥3％，低砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比＜3％；高砷硫錫精礦、苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油的質量比為1：0.2：0.03：0.02。
步驟(2)中，焙燒溫度為900℃，焙燒時間為3小時；步驟(2)結束后，砷和硫的含量總和占焙燒礦的總量不高于0.5％，砷和硫的脫除率不低于85％。
步驟(3)中，所述還原劑為無煙煤；所述熔劑為石灰石；所述生產中間產品為熔析渣；所述低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑、生產中間產品、碳酸鈉和六偏磷酸鈉的質量比為1：3：0.3：0.3：3：0.2：0.8。
該批次錫精礦含錫42.15％，含砷5.45％，含硫7.98％，采用實施例2處理后，獲得產率86.2％的錫精礦，其含錫54.33％，含砷0.43％，含硫0.51％。
實施例3：
如圖1所示，一種去除砷和硫的錫精礦選礦系統，包括浮選池1、回轉窯2和電爐3，電爐3設有物料混合物進口31，物料混合物進口31與物料混合池4連接；浮選池1設有高砷硫錫精礦礦漿進口11以及苯丙羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油進口12，浮選池1還設有浮選精礦出口13和浮選尾礦出口14，兩者分別連接至回轉窯2和物料混合池4。
回轉窯2設有焙燒礦出口21，其連接至物料混合池4。
電爐3還設有碳酸鈉和六偏磷酸鈉進口32。
上述選礦系統對應的一種去除砷和硫的錫精礦選礦工藝，具體步驟如下：
(1)取錫精礦，挑選出高砷硫錫精礦和低砷硫錫精礦，低砷硫錫精礦備用，將高砷硫錫精礦磨礦至-0.074mm占90％，加水調漿至礦漿質量濃度為30％，依次加入苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油，進行浮選，獲得浮選精礦和浮選尾礦；
(2)將浮選精礦送入回轉窯2中，高溫焙燒脫砷脫硫，焙燒時控制不結塊，得到焙燒礦；
(3)將低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑和生產中間產品混合均勻，得到物料混合物，先取質量占比50％的物料混合物送入電爐3中1100℃冶煉，3小時后，加入碳酸鈉和六偏磷酸鈉，再取剩余的物料混合物送入電爐3中冶煉，冶煉5小時后，第一次放錫，待物料混合物全部熔完后，第二次放錫，進行造渣，然后加入浮選尾礦，爐溫升高至1500℃，使所有難熔的錫脈石呈熔融狀態，氧化錫充分還原成金屬錫，使錫與渣分離，取渣樣分析，當渣樣中含錫量低于5％時，放渣，結束。
步驟(1)中，所述高砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比≥3％，低砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比＜3％；高砷硫錫精礦、苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油的質量比為1：0.1：0.03：0.01。
步驟(2)中，焙燒溫度為900℃，焙燒時間為1小時；步驟(2)結束后，砷和硫的含量總和占焙燒礦的總量不高于0.5％，砷和硫的脫除率不低于85％。
步驟(3)中，所述還原劑為焦碳；所述熔劑為石灰石；所述生產中間產品為煙塵；所述低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑、生產中間產品、碳酸鈉和六偏磷酸鈉的質量比為1：3：0.1：0.3：1：0.2：0.5。
該批次錫精礦含錫45.01％，含砷6.23％，含硫8.65％，采用實施例3處理后，獲得產率85.5％的錫精礦，其含錫59.02％，含砷0.45％，含硫0.41％。
實施例4：
如圖1所示，一種去除砷和硫的錫精礦選礦系統，包括浮選池1、回轉窯2和電爐3，電爐3設有物料混合物進口31，物料混合物進口31與物料混合池4連接；浮選池1設有高砷硫錫精礦礦漿進口11以及苯丙羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油進口12，浮選池1還設有浮選精礦出口13和浮選尾礦出口14，兩者分別連接至回轉窯2和物料混合池4。
回轉窯2設有焙燒礦出口21，其連接至物料混合池4。
電爐3還設有碳酸鈉和六偏磷酸鈉進口32。
上述選礦系統對應的一種去除砷和硫的錫精礦選礦工藝，具體步驟如下：
(1)取錫精礦，挑選出高砷硫錫精礦和低砷硫錫精礦，低砷硫錫精礦備用，將高砷硫錫精礦磨礦至-0.074mm占95％，加水調漿至礦漿質量濃度為25％，依次加入苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油，進行浮選，獲得浮選精礦和浮選尾礦；
(2)將浮選精礦送入回轉窯2中，高溫焙燒脫砷脫硫，焙燒時控制不結塊，得到焙燒礦；
(3)將低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑和生產中間產品混合均勻，得到物料混合物，先取質量占比50％的物料混合物送入電爐3中1250℃冶煉，1小時后，加入碳酸鈉和六偏磷酸鈉，再取剩余的物料混合物送入電爐3中冶煉，冶煉8小時后，第一次放錫，待物料混合物全部熔完后，第二次放錫，進行造渣，然后加入浮選尾礦，爐溫升高至1400℃，使所有難熔的錫脈石呈熔融狀態，氧化錫充分還原成金屬錫，使錫與渣分離，取渣樣分析，當渣樣中含錫量低于5％時，放渣，結束。
步驟(1)中，所述高砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比≥3％，低砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比＜3％；高砷硫錫精礦、苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油的質量比為1：0.2：0.01：0.02。
步驟(2)中，焙燒溫度為800℃，焙燒時間為1～3小時；步驟(2)結束后，砷和硫的含量總和占焙燒礦的總量不高于0.5％，砷和硫的脫除率不低于85％。
步驟(3)中，所述還原劑為無煙煤；所述熔劑為硅石；所述生產中間產品為熔析渣；所述低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑、生產中間產品、碳酸鈉和六偏磷酸鈉的質量比為1：1：0.3：0.1：3：0.1：0.8。
該批次錫精礦含錫43.12％，含砷6.43％，含硫8.87％，采用實施例4處理后，獲得產率85.2％的錫精礦，其含錫57.78％，含砷0.43％，含硫0.47％。
實施例5：
如圖1所示，一種去除砷和硫的錫精礦選礦系統，包括浮選池1、回轉窯2和電爐3，電爐3設有物料混合物進口31，物料混合物進口31與物料混合池4連接；浮選池1設有高砷硫錫精礦礦漿進口11以及苯丙羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油進口12，浮選池1還設有浮選精礦出口13和浮選尾礦出口14，兩者分別連接至回轉窯2和物料混合池4。
回轉窯2設有焙燒礦出口21，其連接至物料混合池4。
電爐3還設有碳酸鈉和六偏磷酸鈉進口32。
上述選礦系統對應的一種去除砷和硫的錫精礦選礦工藝，具體步驟如下：
(1)取錫精礦，挑選出高砷硫錫精礦和低砷硫錫精礦，低砷硫錫精礦備用，將高砷硫錫精礦磨礦至-0.074mm占93％，加水調漿至礦漿質量濃度為27％，依次加入苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油，進行浮選，獲得浮選精礦和浮選尾礦；
(2)將浮選精礦送入回轉窯2中，高溫焙燒脫砷脫硫，焙燒時控制不結塊，得到焙燒礦；
(3)將低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑和生產中間產品混合均勻，得到物料混合物，先取質量占比50％的物料混合物送入電爐3中1200℃冶煉，2小時后，加入碳酸鈉和六偏磷酸鈉，再取剩余的物料混合物送入電爐3中冶煉，冶煉6小時后，第一次放錫，待物料混合物全部熔完后，第二次放錫，進行造渣，然后加入浮選尾礦，爐溫升高至1450℃，使所有難熔的錫脈石呈熔融狀態，氧化錫充分還原成金屬錫，使錫與渣分離，取渣樣分析，當渣樣中含錫量低于5％時，放渣，結束。
步驟(1)中，所述高砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比≥3％，低砷硫錫精礦中砷和硫的質量占比＜3％；高砷硫錫精礦、苯甲羥肟酸、丁基黃藥和起泡劑二號油的質量比為1：0.15：0.02：0.01。
步驟(2)中，焙燒溫度為850℃，焙燒時間為2小時；步驟(2)結束后，砷和硫的含量總和占焙燒礦的總量不高于0.5％，砷和硫的脫除率不低于85％。
步驟(3)中，所述還原劑為焦碳；所述熔劑為硅石；所述生產中間產品為熔析渣；所述低砷硫錫精礦、焙燒礦、還原劑、熔劑、生產中間產品、碳酸鈉和六偏磷酸鈉的質量比為1：2：0.2：0.2：2：0.1：0.7。
該批次錫精礦含錫45.23％，含砷6.58％，含硫8.68％，采用實施例5處理后，獲得產率85.8％的錫精礦，其含錫59.25％，含砷0.41％，含硫0.38％。
上述雖然結合附圖對本發明的具體實施方式進行了描述，但并非對本發明保護范圍的限制，在本發明的技術方案的基礎上，本領域技術人員不需要付出創造性勞動即可做出的各種修改或變形仍在本發明的保護范圍以內。