1.本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种利用高铁酸盐浮选分离铜硫矿物的方法。
背景技术：
2.黄铜矿(cufes2)是金属铜的主要原材料，但常与黄铁矿(fes2)伴生共存。黄铜矿精矿中黄铁矿的存在增加了硫、铁含量，不仅降低了黄铜矿经济价值，冶炼过程中还会产生大量so2，造成环境污染。此外，黄铜矿与黄铁矿主要通过浮选进行分离，在浮选过程中消耗大量淡水资源。随着社会的迅速发展和选矿工业废水排放标准的逐步提高，淡水资源日益匮乏，许多矿区为了减少淡水使用，将循环水、地下水或海水用于选矿过程。铜硫分离浮选过程通常是在强碱性ph(＞11)条件下以无机石灰、氰化钠、h2o2和o3为黄铁矿抑制剂，但海水中存在大量无机盐离子(如na
+
、k
+
、ca
2+
、mg
2+
、cl-和so
42-等)，严重影响硫化矿水化层结构和可浮性，特别是在强碱性条件下，海水矿浆中黄铜矿回收率显著降低。因此，开发一种在低碱条件下实现海水浮选分离黄铜矿和黄铁矿的方法，实现海水中黄铜矿与黄铁矿的高效浮选分离，具有重要现实及科学意义。
技术实现要素：
3.本发明的目的在于克服上述技术不足，提供一种分离铜硫矿物的方法，解决现有技术中难以通过海水实现黄铜矿与黄铁矿的高效浮选分离的技术问题。
4.为达到上述技术目的，本发明的技术方案提供一种分离铜硫矿物的方法，包括以下步骤：
5.将黄铜矿、黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆，之后调节所述矿浆的ph至8.0-9.0，之后按照高铁酸盐与所述矿浆中固体物料比250-500g:1t加入高铁酸盐，之后加入捕收剂，之后充气浮选出黄铜矿。
6.进一步地，所述黄铜矿及所述黄铁矿总质量与所述模拟海水的物料比为1g:25-30ml。
7.进一步地，所述捕收剂为丁基黄药。
8.进一步地，按照丁基黄药与矿浆中固体物料比200-250g:1t加入所述丁基黄药。
9.进一步地，所述充气浮选的时间为10-15min。
10.进一步地，所述模拟海水的主要成分包括：0.45-0.47mol/l的nacl，0.01-0.02mol/l的kcl，0.01-0.02mol/l的cacl2,0.025-0.03mol/l的mgcl2，0.0018-0.002mol/l的nahco3，0.028-0.03mol/l的mgso4和0.00087-0.0009mol/l的kbr。
11.进一步地，所述黄铜矿或者所述黄铁的粒度为75-150μm。
12.进一步地，加入所述高铁酸盐并搅拌6-10min，加入所述捕收剂并搅拌3-5min。
13.进一步地，所述高铁酸盐为高铁酸钾和高铁酸钠中的一种或者两种。
14.进一步地，将黄铜矿、黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆之前还包括：将黄铜矿和黄
铁矿浸入质量浓度为1-2％的盐酸中，之后超声处理得到去除氧化层的黄铜矿和黄铁矿。
15.与现有技术相比，本发明的有益效果包括：高铁酸盐在黄铜矿和黄铁矿之间优先与黄铁矿发生氧化反应，按照高铁酸盐与所述矿浆中固体物料比250-500g:1t加入所述高铁酸盐，在ph值8.0-9.0的条件下加高铁酸盐后黄铁矿表面金属离子被氧化溶解，溶解的金属离子和黄铜矿表面形成聚硫表面，增加了黄铜矿表面疏水性，进而增加了黄铜矿可浮性，产生的大量金属氢氧化物在黄铁矿表面沉淀导致其表面亲水性增加，而且海水里面的镁离子，钙离子等在高铁酸盐存在情况下更容易在黄铁矿表面产生如氢氧化镁，氢氧化钙等亲水物质，从而降低了黄铁矿可浮性，进而通过加入捕收剂并充气浮选可实现铜的浮选，黄铜矿回收率达85.48％。
具体实施方式
16.本具体实施方式提供了一种分离铜硫矿物的方法，包括以下步骤：
17.将黄铜矿和黄铁矿浸入质量浓度为1-2％的盐酸中，之后置于超声波清洗机超声处理10-15min得到去除氧化层的黄铜矿和黄铁矿，将去除氧化层的黄铜矿、去除氧化层的黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆，之后调节所述矿浆ph至8.0-9.0，之后按照高铁酸盐与矿浆中固体物料比250-500g:1t加入所述高铁酸盐并搅拌6-10min，之后按照捕收剂丁基黄药与矿浆中固体物料比200-250g:1t加入捕收剂丁基黄药并搅拌3-5min，之后充气浮选10-15min选出黄铜矿，充气浮选得到浮选泡沫和尾矿产品，浮选泡沫为精矿黄铜矿，尾矿为黄铁矿；所述高铁酸盐为高铁酸钾和高铁酸钠中的一种或者两种。所述矿浆中的固体是指矿浆中的黄铜矿和黄铁矿。
18.进一步地，所述黄铜矿及所述黄铁矿质量比优选为1:1，黄铜矿及黄铁矿混合矿总质量与所述模拟海水的物料比为1g:25-30ml；所述模拟海水的主要成分包括：0.45-0.47mol/l的nacl，0.01-0.02mol/l的kcl，0.01-0.02mol/l的cacl2,0.025-0.03mol/l的mgcl2，0.0018-0.002mol/l的nahco3，0.028-0.03mol/l的mgso4和0.00087-0.0009mol/l的kbr；所述黄铜矿或所述黄铁矿粒度为75-150μm。
19.高铁酸盐与黄铁矿的反应方程式如下：
20.feo
42-+3fe
2+
+4oh-+4h2o
→
4fe(oh)3↓
。
21.为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
22.下述实施例中，黄铜矿纯度为99.85％，其中cu占31.83％，fe占31.12％，s占36.90％；黄铁矿纯度为98.93％，其中fe占46.13％，s占52.80％。
23.试验例1
24.本实施例提出一种利用高铁酸盐浮选分离铜硫矿物的方法，包括以下步骤：
25.将黄铜矿磨细至粒度为75-150μm，将黄铜矿浸入质量浓度为1％的盐酸中，之后置于超声波清洗机超声处理10min得到去除氧化层的黄铜矿，按照所述黄铜矿的质量与所述模拟海水的物料比为1g:25ml，采用的模拟海水主要含有如下组分：0.45mol/l的nacl，0.01mol/l的kcl，0.01mol/l的cacl2，0.025mol/l的mgcl2，0.0018mol/l的nahco3，0.028mol/l的mgso4和0.00087mol/l的kbr，将黄铜矿和模拟海水放入挂槽浮选机的浮选槽
内，搅拌得到均匀矿浆，用ph调整剂调节所得矿浆ph＝9，按照高铁酸钾与矿浆中固体物料比250g:1t加入所述高铁酸钾搅拌6min，再按照丁基黄药与矿浆中固体物料比200g:1t加入捕收剂丁基黄药搅拌4min，然后充气浮选10min，得到浮选泡沫和尾矿产品，将浮选得到的产品烘干、称重、化验，结果如表1所示。
26.试验例2
27.本实施例提出一种利用高铁酸盐浮选分离铜硫矿物的方法，包括以下步骤：
28.将黄铁矿磨细至粒度为75-150μm，将黄铁矿浸入质量浓度为1％的盐酸中，之后置于超声波清洗机超声处理10min得到去除氧化层的黄铁矿，按照所述黄铁矿的质量与所述模拟海水的物料比为1g:25ml，采用的模拟海水主要含有如下组分：0.46mol/l的nacl，0.02mol/l的kcl，0.01mol/l的cacl2，0.026mol/l的mgcl2，0.0019mol/l的nahco3，0.028mol/l的mgso4和0.00088mol/l的kbr，将黄铁矿和模拟海水放入挂槽浮选机的浮选槽内，搅拌得到均匀矿浆，用ph调整剂调节矿浆ph至9，按照高铁酸钾与矿浆物料比250g:1t加入所述高铁酸钾并搅拌6min，再按照丁基黄药与矿浆中固体物料比200g:1t加入捕收剂丁基黄药，搅拌4min，然后充气浮选10min，得到浮选泡沫和尾矿产品，将浮选得到的产品烘干、称重、化验，结果如表1所示。
29.表1试验例1-2的选矿试验结果
[0030] 回收率/％试验例191.47试验例222.89
[0031]
从试验例1-2可以看出，本发明提出的方法能够高效浮选回收黄铜矿，而难以浮选黄铁矿。
[0032]
实施例1
[0033]
本实施例提出一种利用高铁酸盐浮选分离铜硫矿物的方法，包括以下步骤：
[0034]
将黄铜矿、黄铁矿磨细至粒度为75-150μm，将黄铜矿和黄铁矿浸入质量浓度为1％的盐酸中，之后置于超声波清洗机超声处理10min得到去除氧化层的黄铜矿和黄铁矿，按照所述黄铜矿及所述黄铁矿总质量与所述模拟海水的物料比为1g:30ml，采用的模拟海水主要含有如下组分：0.47mol/l的nacl，0.02mol/l的kcl，0.02mol/l的cacl2，0.027mol/l的mgcl2，0.0018mol/l的nahco3，0.029mol/l的mgso4和0.00090mol/l的kbr，将0.5g黄铜矿、0.5g黄铁矿和模拟海水放入挂槽浮选机的浮选槽内，搅拌得到均匀矿浆，用ph调整剂调节矿浆ph至8，按照高铁酸钾与矿浆中固体物料比250g:1t加入所述高铁酸钾并搅拌10min，再按照丁基黄药与矿浆中固体物料比250g:1t加入捕收剂丁基黄药搅拌5min，然后充气浮选15min，得到浮选泡沫和尾矿产品，将产品烘干、称重、化验，结果如表2所示。
[0035]
实施例2
[0036]
本实施例提出一种利用高铁酸盐浮选分离铜硫矿物的方法，包括以下步骤：
[0037]
将黄铜矿、黄铁矿磨细至粒度为75-150μm，将黄铜矿和黄铁矿浸入质量浓度为1％的盐酸中，之后置于超声波清洗机超声处理10min得到去除氧化层的黄铜矿和黄铁矿，按照所述黄铜矿及所述黄铁矿总质量与所述模拟海水的物料比为1g:28ml，采用的模拟海水主要含有如下组分：0.46mol/l的nacl，0.02mol/l的kcl，0.01mol/l的cacl2，0.027mol/l的mgcl2，0.0019mol/l的nahco3，0.029mol/l的mgso4和0.00089mol/l的kbr，将0.5g黄铜矿、
0.5g黄铁矿和模拟海水放入挂槽浮选机的浮选槽内，搅拌得到均匀矿浆，用ph调整剂调节矿浆ph至9，按照高铁酸钾与矿浆中固体物料比400g:1t加入所述高铁酸钾抑制剂搅拌8min，再按照丁基黄药与矿浆中固体物料比220g:1t加入捕收剂丁基黄药搅拌3min，然后充气浮选12min，得到浮选泡沫和尾矿产品，将产品烘干、称重、化验，结果如表2所示。
[0038]
实施例3
[0039]
本实施例提出一种利用高铁酸盐浮选分离铜硫矿物的方法，包括以下步骤：
[0040]
将黄铜矿、黄铁矿磨细至粒度为75-150μm，将黄铜矿和黄铁矿浸入质量浓度为1％的盐酸中，之后置于超声波清洗机超声处理15min得到去除氧化层的黄铜矿和黄铁矿，按照所述黄铜矿及所述黄铁矿总质量与所述模拟海水的物料比为1g:25ml，采用的模拟海水主要含有如下组分：0.47mol/l的nacl，0.02mol/l的kcl，0.01mol/l的cacl2，0.027mol/l的mgcl2，0.0020mol/l的nahco3，0.029mol/l的mgso4和0.00090mol/l的kbr，将0.5g黄铜矿、0.5g黄铁矿和模拟海水放入挂槽浮选机的浮选槽内，搅拌得到均匀矿浆，用ph调整剂调节矿浆ph至8，按照高铁酸钾与矿浆中固体物料比500g:1t加入所述高铁酸钾并搅拌9min，再按照丁基黄药与矿浆中固体物料比230g:1t加入捕收剂丁基黄药搅拌5min，然后充气浮选15min，得到浮选泡沫和尾矿产品，将产品烘干、称重、化验，结果如表2所示。
[0041]
对比例1
[0042]
本对比例与实施例1的区别在于：高铁酸钾的加入量较多，按照高铁酸钾与矿浆中固体物料比1000g:1t加入所述高铁酸钾，其他步骤和工艺条件均相同。
[0043]
对比例2
[0044]
本对比例与实施例1的区别在于：采用相同用量的硫化钠代替高铁酸钾。
[0045]
表2实施例1-3及对比例1-2的选矿试验结果
[0046] 精矿产率/％铜品位/％黄铜矿回收率/％实施例156.2124.2185.48实施例254.3623.6580.75实施例359.0222.0181.59对比例128.5820.8937.50对比例261.6514.0854.52
[0047]
从表2可以看出，实施例3浮选出来的精矿产率为59.02％，实施例1黄铜矿回收率为85.48％，而对比例1因为加入了过量高铁酸钾，导致其与黄铜矿发生氧化反应，黄铜矿表面的氧和铁浓度增加，被氧化物和氢氧化物所覆盖，从而增加了黄铜矿亲水性，使其回收率下降，反应式为feo
42-+3cu
+
+oh-+4h2o
→
3cu(oh)2↓
+fe(oh)3↓
。另外，对比例2采用的是硫酸钠作为抑制剂，虽然铜回收率较高，但铜品位较低。
[0048]
其他有益效果：
[0049]
1、本发明提供了一种低碱度条件下海水浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，将海水资源引入浮选工艺流程，在海水和低碱度条件下实现较好的铜硫浮选分离指标，对环境产生污染小。
[0050]
2、本方法浮选分离铜硫矿物时，可以有效实现铜硫分离且金属铜的损失少，黄铜矿回收率最高可达85.48％，精矿中铜品位为24.21％。
[0051]
以上所述本发明的具体实施方式，并不构成对本发明保护范围的限定。任何根据
本发明的技术构思所做出的各种其他相应的改变与变形，均应包含在本发明权利要求的保护范围内。