专利名称：一种硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离方法
技术领域：
本发明涉及矿物浮选领域，涉及一种对含砷硫铁矿进行硫铁矿与砷黄铁矿的浮选 分离方法。
背景技术：
我国大部分的金属硫化矿石都赋存有硫铁矿物，主要是黄铁矿(FeS2)和磁黄铁矿 (FeS)，在选矿生产过程中这部分硫铁矿物一般通过浮选富集的方式获得硫精矿，硫精矿是 硫酸生产的主要原料。但是在我国有相当多的金属硫化矿中或多或少地赋存有砷黄铁矿 (FeAsS)，也称为毒砂，由于砷黄铁矿与硫铁矿紧密共生，且它们的某些物理化学性质相似， 致使硫砷分离成为浮选的难题，砷黄铁矿在浮选过程中进入硫精矿，硫精矿中As含量成为 制约硫铁矿制酸、烧渣中贵金属的利用以及硫精矿烧渣铁综合利用的关键因素。因此针对含砷硫铁矿，开发硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离方法，提高硫铁矿精矿 质量与回收率，具有实际意义。
发明内容
针对目前现有浮选工艺中硫砷分离难题，通过调节浮选工艺因素和使用高效药 剂，扩大砷黄铁矿与黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿物浮选分离选择性，解决含砷硫铁矿中硫铁 矿与砷黄铁矿的浮选分离难题，特提出一种硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离方法。本发明的技术方案包括以下步骤1)含砷硫铁矿矿浆的调节对于含砷硫铁原矿，在搅拌设备中固液质量比2. 5 3. 5 1进行搅拌调浆，加 入PH调整剂使pH值保持在9 10，加入矿浆电位调整剂过硫酸钠(Na2S208) 500-800g/t 原矿和次氯酸钙(Ca(C10)2)800-1000g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电位350 380mV ；通过空气压缩机向搅拌桶通入空气，搅拌；本发明的矿浆电位的调节通过加入过硫酸钠(Na2S208)、次氯酸钙与充入空气实 现。2)含砷硫铁矿中硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离①含砷硫铁矿的第一次浮选包括粗选和扫选；粗选加入捕收剂乙黄药20 30g/ t原矿、起泡剂松醇油20 30g/t原矿；扫选过程加入捕收剂乙黄药10g/t原矿、起泡剂松 醇油10g/t原矿；②硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离包括粗选、扫选和精选；粗选过程加入pH调整剂使pH值保持在9 10，加入过硫酸钠 (Na2S208) 300-400g/t原矿、次氯酸钙(Ca (CIO) 2) 200-300g/t原矿，调节矿浆电位为相对于 氢标准电位350 380mV ；加入水玻璃200_300g/t原矿、腐植酸钠300_400g/t原矿；加入 捕收剂二苯胺基二硫代磷酸(C12H13N202PS2) 10 20g/t原矿，乙黄药10 20g/t原矿。扫选过程加入pH调整剂使pH值保持在9 10，加入过硫酸钠
3(Na2S208) 100-200g/t原矿、次氯酸钙(Ca(C10)2) 100-200g/t原矿，调节矿浆电位为相对于 氢标准电位350 380mV ；加入水玻璃100_150g/t原矿、腐植酸钠50_100g/t原矿；加入捕 收剂乙黄药5 10g/t原矿。精选过程加入了腐植酸钠。所述1)步中的pH调整剂优选加入的是碳酸钠，加入量为1500_2000g/t原矿。所述1)步，本发明方法优选通过空气压缩机按5立方/分钟的量向搅拌桶通入空 气，搅拌10分钟。所述1)步，在搅拌设备中优选固液质量比3 1进行搅拌调浆。所述2)步，硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离中的粗选加入pH调整剂优选加入的是 碳酸钠，加入量为500-800g/t原矿。所述2)步，硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离中的扫选优选加入碳酸钠，加入量为 200-300g/t 原矿。所述2)步，二次精选过程每次精选加入腐植酸钠50g/t原矿。本发明的具体的工艺步骤如下1)含砷硫铁矿矿浆的调节针对含砷硫铁矿，在搅拌设备中固液比(质量比)按3 1进行搅拌调浆，加入 pH调整剂碳酸钠1500-2000g/t原矿使pH值保持在9 10，加入矿浆电位调整剂过硫酸钠 (Na2S208) 500-800g/t原矿、次氯酸钙(Ca (CIO) 2) 800-1000g/t原矿，调节矿浆电位为相对于 氢标准电位350 380mV。通过空气压缩机按5立方/分钟的量向搅拌桶通入空气，搅拌 10分钟。所使用的搅拌设备为一般选矿厂使用的提升搅拌桶，空气压缩机为常规空压机。2)含砷硫铁矿中硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离①含砷硫铁矿的第一次浮选含砷硫铁矿的第一次浮选流程为一次粗选、一次扫选。含砷硫铁矿矿浆通过搅拌桶进入浮选机，粗选过程加入捕收剂乙黄药20 30g/ t原矿、起泡剂松醇油20 30g/t原矿。扫选过程加入捕收剂乙黄药10g/t原矿、起泡剂松醇油10g/t原矿。浮选精矿进入后续的硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离工艺，浮选尾矿排出。所述的 浮选精矿含有硫铁矿与砷黄铁矿。②硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离将浮选精矿进入浮选机进行硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离，流程为一次粗选、一 次扫选和二次精选。粗选过程加入碳酸钠500-800g/t原矿使pH值保持在9 10，加入过硫酸钠 (Na2S208) 300-400g/t原矿、次氯酸钙(Ca (CIO) 2) 200-300g/t原矿，调节矿浆电位为相对于 氢标准电位350 380mV ；(所述矿浆电位的调节通过加入过硫酸钠(Na2S208)、次氯酸钙实 现)。加入水玻璃200_300g/t原矿、腐植酸钠300_400g/t原矿；加入捕收剂二苯胺基二 硫代磷酸(C12H13N202PS2) 10 20g/t原矿，乙黄药10 20g/t原矿。扫选过程加入碳酸钠200-300g/t原矿使pH值保持在9 10，加入过硫酸钠 (Na2S208) 100-200g/t原矿、次氯酸钙(Ca(C10)2) 100-200g/t原矿，调节矿浆电位为相对于
4氢标准电位350 380mV ；加入水玻璃100_150g/t原矿、腐植酸钠50_100g/t原矿；加入捕 收剂乙黄药5 10g/t原矿。二次精选过程每次精选加入腐植酸钠50g/t原矿。经过一次粗选、一次扫选和二次精选，可获得合格的硫精矿，使硫精矿中的As含 量低于0. 3%，合乎硫酸厂对硫精矿的要求。
本发明中，针对选矿厂产生的含砷硫铁矿，在搅拌设备中进行搅拌调浆，加入碳酸 钠调整矿浆PH值保持在9 10。通过加入氧化药剂过硫酸钠、次氯酸钙调节矿浆电位为相 对于氢标准电位350 380mV。通过空气压缩机按5立方/分钟的量向搅拌桶通入空气， 搅拌10分钟。由于空气中含有02，使体系保证在一个合适的氧化还原条件。根据电化学 浮选技术原理，砷黄铁矿与黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿在此条件下，砷黄铁矿矿物表面发生 剧烈氧化而变得亲水，而黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿物表面氧化不严重，使砷黄铁矿与黄铁 矿、磁黄铁矿等硫铁矿在后续的浮选过程可以选择性地和药剂作用。在硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离过程，第一次浮选粗选加入捕收剂乙黄药20 30g/t原矿、起泡剂松醇油20 30g/t原矿；扫选过程加入捕收剂乙黄药10g/t原矿、起泡 剂松醇油10g/t原矿。利用矿物浮选的电化学条件，将大部分硫铁矿浮出，抑制了一部分砷 黄铁矿的浮选。加入碳酸钠、过硫酸钠、次氯酸钙，继续使矿浆pH值保持在9 10、矿浆电位 350 380mV。加入水玻璃、腐植酸钠抑制砷黄铁矿。利用这种矿浆电位和pH条件，使捕收 剂二苯胺基二硫代磷酸、乙黄药与黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿发生作用，而不与砷黄铁矿及 脉石矿物发生反应，因此，可以对矿石中硫铁矿与砷黄铁矿进行浮选分离，形成含砷低硫粗 精矿。与现有技术相比，本发明具有以下优点(1)本发明在含砷硫铁矿矿浆的调节步骤中，通过采用加入碳酸钠调整矿浆pH值 保持在9 10，通过加入氧化药剂过硫酸钠、次氯酸钙调节矿浆电位为350 380mV，并通 过加入空气，提高矿浆中的氧气含量，稳定矿物浮选的电化学条件。(2)在硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离过程，通过加入氧化药剂过硫酸钠、次氯酸钙 稳定矿浆电位，根据电化学浮选技术原理，利用新的捕收剂二苯胺基二硫代磷酸和调整剂 水玻璃、腐植酸钠抑制砷黄铁矿，使砷黄铁矿与黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿在后续的浮选过 程可以选择性地和药剂作用。使矿石中硫铁矿与砷黄铁矿浮选分离，形成含砷低硫粗精矿。(3)本发明采用浮选方法和低毒药剂，环境污染少。
图1:硫砷分离流程图。
具体实施例方式实施例1云南蒙自某铅锌硫化矿铅锌浮选后的含砷黄铁矿的硫铁矿，硫主要分布在黄铁矿 和磁黄铁矿，次为毒砂，含砷的矿物为毒砂。原矿多元素分析结果见表1。表1原矿多元素分析 采用如图1所示工艺流程，具体工艺参数如下1)含砷硫铁矿矿浆的调节在搅拌设备中固液比(质量比)按3 1进行搅拌调浆，加入pH调整剂碳酸钠 1500g/t原矿使pH值保持在9. 0-9. 3，加入矿浆电位调整剂过硫酸钠(Na2S208) 500g/t原矿、 次氯酸钙(Ca(C10)2)800g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电位350-360mV。通过空 气压缩机按5立方/分钟的量向搅拌桶通入空气，搅拌10分钟。2)含砷硫铁矿中硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离①含砷硫铁矿的第一次浮选含砷硫铁矿的第一次浮选流程为一次粗选、一次扫选。粗选过程加入捕收剂乙黄药20g/t原矿、起泡剂松醇油20g/t原矿。扫选过程加入捕收剂乙黄药10g/t原矿、起泡剂松醇油10g/t原矿。②硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离流程为一次粗选、一次扫选和二次精选。粗选过程加入碳酸钠500g/t原矿使pH值保持在9. 0-9. 5，加入过硫酸钠 (Na2S208) 300g/t原矿、次氯酸钙(Ca(C10)2)200g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电 位350 360mV ；加入水玻璃200g/t原矿、腐植酸钠300g/t原矿；加入捕收剂二苯胺基二 硫代磷酸(C12H13N202PS2) 10g/t原矿，乙黄药10g/t原矿。扫选过程加入碳酸钠200g/t原矿使pH值保持在9. 0 9. 5，加入过硫酸钠 (Na2S208) 100g/t原矿、次氯酸钙(Ca(C10)2) 100g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电 位350-360mV ；加入水玻璃100g/t原矿、腐植酸钠50g/t原矿；加入捕收剂乙黄药5g/t原 矿。二次精选过程每次精选加入腐植酸钠50g/t原矿。经过一次粗选、一次扫选和二次精选，可获得合格的硫精矿。技术指标硫精矿硫品位42. 85%，含砷0. 28%，硫的作业回收率是81. 98%。实施例2云南文山某铅锌硫化矿铅锌浮选后的含砷黄铁矿的硫铁矿，硫主要分布在黄铁 矿，含砷的矿物为毒砂。原矿多元素分析结果见表2。表2原矿多元素分析 采用如图1所示工艺流程，具体工艺参数如下1)含砷硫铁矿矿浆的调节针对含砷硫铁矿，在搅拌设备中固液比(质量比)按3 1进行搅拌调浆，加入
6pH调整剂碳酸钠2000g/t原矿使pH值保持在9. 5 10，加入矿浆电位调整剂过硫酸钠 (Na2S2O8) 800g/t原矿、次氯酸钙(Ca(ClO)2) 1000g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电 位360-380mV。通过空气压缩机按5立方/分钟的量向搅拌桶通入空气，搅拌10分钟。2)含砷硫铁矿中硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离①含砷硫铁矿的第一次浮选含砷硫铁矿的第一次浮选流程为一次粗选、一次扫选。 粗选过程加入捕收剂乙黄药30g/t原矿、起泡剂松醇油30g/t原矿。扫选过程加入捕收剂乙黄药10g/t原矿、起泡剂松醇油10g/t原矿。②硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离流程为一次粗选、一次扫选和二次精选。粗选过程加入碳酸钠800g/t原矿使pH值保持在9. 5 10，加入过硫酸钠 (Na2S2O8) 400g/t原矿、次氯酸钙(Ca (ClO) 2)300g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电 位360 380mV ；加入水玻璃300g/t原矿、腐植酸钠400g/t原矿；加入捕收剂二苯胺基二 硫代磷酸(C12H13N2O2PS2) 20g/t原矿，乙黄药20g/t原矿。扫选过程加入碳酸钠300g/t原矿使pH值保持在9. 5 10，加入过硫酸钠 (Na2S2O8) 200g/t原矿、次氯酸钙(Ca (ClO) 2)200g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电 位360 380mV ；加入水玻璃150g/t原矿、腐植酸钠100g/t原矿；加入捕收剂乙黄药5 10g/t原矿。二次精选过程每次精选加入腐植酸钠50g/t原矿。经过一次粗选、一次扫选和二次精选，可获得合格的硫精矿。技术指标硫精矿硫 品位45. 32%，含砷0. 26%，硫的作业回收率是82. 32%。
权利要求
一种含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿浮选方法，其特征在于，包括以下步骤(1)在含砷硫铁矿矿浆的调节在搅拌设备中固液质量比按2.5-3.5∶1进行搅拌调浆，加入pH调整剂使pH值保持在9～10，加入矿浆电位调整剂过硫酸钠(Na2S2O8)500-800g/t原矿和次氯酸钙(Ca(ClO)2)800-1000g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电位350～380mV；通过空气压缩机向搅拌桶通入空气，搅拌；(2)在硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离①第一次浮选，包括粗选和扫选；粗选加入捕收剂乙黄药20～30g/t原矿、起泡剂松醇油20～30g/t原矿；扫选过程加入捕收剂乙黄药10g/t原矿、起泡剂松醇油10g/t原矿；②硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离，包括粗选、扫选和精选；粗选过程加入碳酸钠500-800g/t原矿使pH值保持在9～10，加入过硫酸钠(Na2S2O8)300-400g/t原矿、次氯酸钙(Ca(ClO)2)200-300g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电位350～380mV；加入水玻璃200-300g/t原矿、腐植酸钠300-400g/t原矿；加入捕收剂二苯胺基二硫代磷酸(C12H13N2O2P52)10～20g/t原矿，乙黄药10～20g/t原矿。扫选过程加入碳酸钠200-300g/t原矿使pH值保持在9～10，加入过硫酸钠(Na2S2O8)100-200g/t原矿、次氯酸钙(Ca(ClO)2)100-200g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电位350～380mV；加入水玻璃100-150g/t原矿、腐植酸钠50-100g/t原矿；加入捕收剂乙黄药5～10g/t原矿。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述1)步中的PH调整剂加入的是碳酸钠， 加入量为1500-2000g/t原矿。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述1)步，通过空气压缩机按5立方/分 钟的量向搅拌桶通入空气，搅拌10分钟。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述1)步，在搅拌设备中固液质量比3 1 进行搅拌调浆。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述2)步，硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离 中的粗选加入PH调整剂加入的是碳酸钠，加入量为500-800g/t原矿。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述2)步，硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离 中的扫选加入碳酸钠，加入量为200-300g/t原矿。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述2)步中含砷硫铁矿的第一次浮选流程 为一次粗选、一次扫选。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述2)步中硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分 离，流程为一次粗选、一次扫选和二次精选。
9.如权利要求8所述的方法，其特征在于所述2)步，二次精选过程每次精选加入腐 植酸钠50g/t原矿。
全文摘要
本发明针对含砷硫铁矿的硫砷浮选分离，首先进行矿浆的调节，通过调整矿浆pH值保持在9～10，通过加入氧化药剂过硫酸钠、次氯酸钙调节矿浆电位为350～380mV，并通过加入空气，提高矿浆中的氧气含量，稳定矿物浮选的电化学条件。在硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离过程，通过加入氧化药剂过硫酸钠、次氯酸钙稳定矿浆电位，根据电化学浮选技术原理，利用新的捕收剂二苯胺基二硫代磷酸和调整剂水玻璃、腐植酸钠抑制砷黄铁矿，使砷黄铁矿与黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿在后续的浮选过程可以选择性地和药剂作用。使矿石中硫铁矿与砷黄铁矿浮选分离，形成含砷低的硫精矿。
文档编号B03D101/02GK101844108SQ20101014786
公开日2010年9月29日 申请日期2010年4月13日 优先权日2010年4月13日
发明者何名飞, 刘瑞增, 曾科, 杨聪仁, 覃文庆, 陈业建, 黄伟忠, 黎维中 申请人:中南大学;蒙自矿冶有限责任公司