專利名稱：一種硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離方法
技術領域：
本發明涉及礦物浮選領域，涉及一種對含砷硫鐵礦進行硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選 分離方法。
背景技術：
我國大部分的金屬硫化礦石都賦存有硫鐵礦物，主要是黃鐵礦(FeS2)和磁黃鐵礦 (FeS)，在選礦生產過程中這部分硫鐵礦物一般通過浮選富集的方式獲得硫精礦，硫精礦是 硫酸生產的主要原料。但是在我國有相當多的金屬硫化礦中或多或少地賦存有砷黃鐵礦 (FeAsS)，也稱為毒砂，由于砷黃鐵礦與硫鐵礦緊密共生，且它們的某些物理化學性質相似， 致使硫砷分離成為浮選的難題，砷黃鐵礦在浮選過程中進入硫精礦，硫精礦中As含量成為 制約硫鐵礦制酸、燒渣中貴金屬的利用以及硫精礦燒渣鐵綜合利用的關鍵因素。因此針對含砷硫鐵礦，開發硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離方法，提高硫鐵礦精礦 質量與回收率，具有實際意義。
發明內容
針對目前現有浮選工藝中硫砷分離難題，通過調節浮選工藝因素和使用高效藥 劑，擴大砷黃鐵礦與黃鐵礦、磁黃鐵礦等硫鐵礦物浮選分離選擇性，解決含砷硫鐵礦中硫鐵 礦與砷黃鐵礦的浮選分離難題，特提出一種硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離方法。本發明的技術方案包括以下步驟1)含砷硫鐵礦礦漿的調節對于含砷硫鐵原礦，在攪拌設備中固液質量比2. 5 3. 5 1進行攪拌調漿，加 入PH調整劑使pH值保持在9 10，加入礦漿電位調整劑過硫酸鈉(Na2S208) 500-800g/t 原礦和次氯酸鈣(Ca(C10)2)800-1000g/t原礦，調節礦漿電位為相對于氫標準電位350 380mV ；通過空氣壓縮機向攪拌桶通入空氣，攪拌；本發明的礦漿電位的調節通過加入過硫酸鈉(Na2S208)、次氯酸鈣與充入空氣實 現。2)含砷硫鐵礦中硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離①含砷硫鐵礦的第一次浮選包括粗選和掃選；粗選加入捕收劑乙黃藥20 30g/ t原礦、起泡劑松醇油20 30g/t原礦；掃選過程加入捕收劑乙黃藥10g/t原礦、起泡劑松 醇油10g/t原礦；②硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離包括粗選、掃選和精選；粗選過程加入pH調整劑使pH值保持在9 10，加入過硫酸鈉 (Na2S208) 300-400g/t原礦、次氯酸鈣(Ca (CIO) 2) 200-300g/t原礦，調節礦漿電位為相對于 氫標準電位350 380mV ；加入水玻璃200_300g/t原礦、腐植酸鈉300_400g/t原礦；加入 捕收劑二苯胺基二硫代磷酸(C12H13N202PS2) 10 20g/t原礦，乙黃藥10 20g/t原礦。掃選過程加入pH調整劑使pH值保持在9 10，加入過硫酸鈉
3(Na2S208) 100-200g/t原礦、次氯酸鈣(Ca(C10)2) 100-200g/t原礦，調節礦漿電位為相對于 氫標準電位350 380mV ；加入水玻璃100_150g/t原礦、腐植酸鈉50_100g/t原礦；加入捕 收劑乙黃藥5 10g/t原礦。精選過程加入了腐植酸鈉。所述1)步中的pH調整劑優選加入的是碳酸鈉，加入量為1500_2000g/t原礦。所述1)步，本發明方法優選通過空氣壓縮機按5立方/分鐘的量向攪拌桶通入空 氣，攪拌10分鐘。所述1)步，在攪拌設備中優選固液質量比3 1進行攪拌調漿。所述2)步，硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離中的粗選加入pH調整劑優選加入的是 碳酸鈉，加入量為500-800g/t原礦。所述2)步，硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離中的掃選優選加入碳酸鈉，加入量為 200-300g/t 原礦。所述2)步，二次精選過程每次精選加入腐植酸鈉50g/t原礦。本發明的具體的工藝步驟如下1)含砷硫鐵礦礦漿的調節針對含砷硫鐵礦，在攪拌設備中固液比(質量比)按3 1進行攪拌調漿，加入 pH調整劑碳酸鈉1500-2000g/t原礦使pH值保持在9 10，加入礦漿電位調整劑過硫酸鈉 (Na2S208) 500-800g/t原礦、次氯酸鈣(Ca (CIO) 2) 800-1000g/t原礦，調節礦漿電位為相對于 氫標準電位350 380mV。通過空氣壓縮機按5立方/分鐘的量向攪拌桶通入空氣，攪拌 10分鐘。所使用的攪拌設備為一般選礦廠使用的提升攪拌桶，空氣壓縮機為常規空壓機。2)含砷硫鐵礦中硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離①含砷硫鐵礦的第一次浮選含砷硫鐵礦的第一次浮選流程為一次粗選、一次掃選。含砷硫鐵礦礦漿通過攪拌桶進入浮選機，粗選過程加入捕收劑乙黃藥20 30g/ t原礦、起泡劑松醇油20 30g/t原礦。掃選過程加入捕收劑乙黃藥10g/t原礦、起泡劑松醇油10g/t原礦。浮選精礦進入后續的硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離工藝，浮選尾礦排出。所述的 浮選精礦含有硫鐵礦與砷黃鐵礦。②硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離將浮選精礦進入浮選機進行硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離，流程為一次粗選、一 次掃選和二次精選。粗選過程加入碳酸鈉500-800g/t原礦使pH值保持在9 10，加入過硫酸鈉 (Na2S208) 300-400g/t原礦、次氯酸鈣(Ca (CIO) 2) 200-300g/t原礦，調節礦漿電位為相對于 氫標準電位350 380mV ；(所述礦漿電位的調節通過加入過硫酸鈉(Na2S208)、次氯酸鈣實 現)。加入水玻璃200_300g/t原礦、腐植酸鈉300_400g/t原礦；加入捕收劑二苯胺基二 硫代磷酸(C12H13N202PS2) 10 20g/t原礦，乙黃藥10 20g/t原礦。掃選過程加入碳酸鈉200-300g/t原礦使pH值保持在9 10，加入過硫酸鈉 (Na2S208) 100-200g/t原礦、次氯酸鈣(Ca(C10)2) 100-200g/t原礦，調節礦漿電位為相對于
4氫標準電位350 380mV ；加入水玻璃100_150g/t原礦、腐植酸鈉50_100g/t原礦；加入捕 收劑乙黃藥5 10g/t原礦。二次精選過程每次精選加入腐植酸鈉50g/t原礦。經過一次粗選、一次掃選和二次精選，可獲得合格的硫精礦，使硫精礦中的As含 量低于0. 3%，合乎硫酸廠對硫精礦的要求。
本發明中，針對選礦廠產生的含砷硫鐵礦，在攪拌設備中進行攪拌調漿，加入碳酸 鈉調整礦漿PH值保持在9 10。通過加入氧化藥劑過硫酸鈉、次氯酸鈣調節礦漿電位為相 對于氫標準電位350 380mV。通過空氣壓縮機按5立方/分鐘的量向攪拌桶通入空氣， 攪拌10分鐘。由于空氣中含有02，使體系保證在一個合適的氧化還原條件。根據電化學 浮選技術原理，砷黃鐵礦與黃鐵礦、磁黃鐵礦等硫鐵礦在此條件下，砷黃鐵礦礦物表面發生 劇烈氧化而變得親水，而黃鐵礦、磁黃鐵礦等硫鐵礦物表面氧化不嚴重，使砷黃鐵礦與黃鐵 礦、磁黃鐵礦等硫鐵礦在后續的浮選過程可以選擇性地和藥劑作用。在硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離過程，第一次浮選粗選加入捕收劑乙黃藥20 30g/t原礦、起泡劑松醇油20 30g/t原礦；掃選過程加入捕收劑乙黃藥10g/t原礦、起泡 劑松醇油10g/t原礦。利用礦物浮選的電化學條件，將大部分硫鐵礦浮出，抑制了一部分砷 黃鐵礦的浮選。加入碳酸鈉、過硫酸鈉、次氯酸鈣，繼續使礦漿pH值保持在9 10、礦漿電位 350 380mV。加入水玻璃、腐植酸鈉抑制砷黃鐵礦。利用這種礦漿電位和pH條件，使捕收 劑二苯胺基二硫代磷酸、乙黃藥與黃鐵礦、磁黃鐵礦等硫鐵礦發生作用，而不與砷黃鐵礦及 脈石礦物發生反應，因此，可以對礦石中硫鐵礦與砷黃鐵礦進行浮選分離，形成含砷低硫粗 精礦。與現有技術相比，本發明具有以下優點(1)本發明在含砷硫鐵礦礦漿的調節步驟中，通過采用加入碳酸鈉調整礦漿pH值 保持在9 10，通過加入氧化藥劑過硫酸鈉、次氯酸鈣調節礦漿電位為350 380mV，并通 過加入空氣，提高礦漿中的氧氣含量，穩定礦物浮選的電化學條件。(2)在硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離過程，通過加入氧化藥劑過硫酸鈉、次氯酸鈣 穩定礦漿電位，根據電化學浮選技術原理，利用新的捕收劑二苯胺基二硫代磷酸和調整劑 水玻璃、腐植酸鈉抑制砷黃鐵礦，使砷黃鐵礦與黃鐵礦、磁黃鐵礦等硫鐵礦在后續的浮選過 程可以選擇性地和藥劑作用。使礦石中硫鐵礦與砷黃鐵礦浮選分離，形成含砷低硫粗精礦。(3)本發明采用浮選方法和低毒藥劑，環境污染少。
圖1:硫砷分離流程圖。
具體實施例方式實施例1云南蒙自某鉛鋅硫化礦鉛鋅浮選后的含砷黃鐵礦的硫鐵礦，硫主要分布在黃鐵礦 和磁黃鐵礦，次為毒砂，含砷的礦物為毒砂。原礦多元素分析結果見表1。表1原礦多元素分析 采用如圖1所示工藝流程，具體工藝參數如下1)含砷硫鐵礦礦漿的調節在攪拌設備中固液比(質量比)按3 1進行攪拌調漿，加入pH調整劑碳酸鈉 1500g/t原礦使pH值保持在9. 0-9. 3，加入礦漿電位調整劑過硫酸鈉(Na2S208) 500g/t原礦、 次氯酸鈣(Ca(C10)2)800g/t原礦，調節礦漿電位為相對于氫標準電位350-360mV。通過空 氣壓縮機按5立方/分鐘的量向攪拌桶通入空氣，攪拌10分鐘。2)含砷硫鐵礦中硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離①含砷硫鐵礦的第一次浮選含砷硫鐵礦的第一次浮選流程為一次粗選、一次掃選。粗選過程加入捕收劑乙黃藥20g/t原礦、起泡劑松醇油20g/t原礦。掃選過程加入捕收劑乙黃藥10g/t原礦、起泡劑松醇油10g/t原礦。②硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離流程為一次粗選、一次掃選和二次精選。粗選過程加入碳酸鈉500g/t原礦使pH值保持在9. 0-9. 5，加入過硫酸鈉 (Na2S208) 300g/t原礦、次氯酸鈣(Ca(C10)2)200g/t原礦，調節礦漿電位為相對于氫標準電 位350 360mV ；加入水玻璃200g/t原礦、腐植酸鈉300g/t原礦；加入捕收劑二苯胺基二 硫代磷酸(C12H13N202PS2) 10g/t原礦，乙黃藥10g/t原礦。掃選過程加入碳酸鈉200g/t原礦使pH值保持在9. 0 9. 5，加入過硫酸鈉 (Na2S208) 100g/t原礦、次氯酸鈣(Ca(C10)2) 100g/t原礦，調節礦漿電位為相對于氫標準電 位350-360mV ；加入水玻璃100g/t原礦、腐植酸鈉50g/t原礦；加入捕收劑乙黃藥5g/t原 礦。二次精選過程每次精選加入腐植酸鈉50g/t原礦。經過一次粗選、一次掃選和二次精選，可獲得合格的硫精礦。技術指標硫精礦硫品位42. 85%，含砷0. 28%，硫的作業回收率是81. 98%。實施例2云南文山某鉛鋅硫化礦鉛鋅浮選后的含砷黃鐵礦的硫鐵礦，硫主要分布在黃鐵 礦，含砷的礦物為毒砂。原礦多元素分析結果見表2。表2原礦多元素分析 采用如圖1所示工藝流程，具體工藝參數如下1)含砷硫鐵礦礦漿的調節針對含砷硫鐵礦，在攪拌設備中固液比(質量比)按3 1進行攪拌調漿，加入
6pH調整劑碳酸鈉2000g/t原礦使pH值保持在9. 5 10，加入礦漿電位調整劑過硫酸鈉 (Na2S2O8) 800g/t原礦、次氯酸鈣(Ca(ClO)2) 1000g/t原礦，調節礦漿電位為相對于氫標準電 位360-380mV。通過空氣壓縮機按5立方/分鐘的量向攪拌桶通入空氣，攪拌10分鐘。2)含砷硫鐵礦中硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離①含砷硫鐵礦的第一次浮選含砷硫鐵礦的第一次浮選流程為一次粗選、一次掃選。 粗選過程加入捕收劑乙黃藥30g/t原礦、起泡劑松醇油30g/t原礦。掃選過程加入捕收劑乙黃藥10g/t原礦、起泡劑松醇油10g/t原礦。②硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離流程為一次粗選、一次掃選和二次精選。粗選過程加入碳酸鈉800g/t原礦使pH值保持在9. 5 10，加入過硫酸鈉 (Na2S2O8) 400g/t原礦、次氯酸鈣(Ca (ClO) 2)300g/t原礦，調節礦漿電位為相對于氫標準電 位360 380mV ；加入水玻璃300g/t原礦、腐植酸鈉400g/t原礦；加入捕收劑二苯胺基二 硫代磷酸(C12H13N2O2PS2) 20g/t原礦，乙黃藥20g/t原礦。掃選過程加入碳酸鈉300g/t原礦使pH值保持在9. 5 10，加入過硫酸鈉 (Na2S2O8) 200g/t原礦、次氯酸鈣(Ca (ClO) 2)200g/t原礦，調節礦漿電位為相對于氫標準電 位360 380mV ；加入水玻璃150g/t原礦、腐植酸鈉100g/t原礦；加入捕收劑乙黃藥5 10g/t原礦。二次精選過程每次精選加入腐植酸鈉50g/t原礦。經過一次粗選、一次掃選和二次精選，可獲得合格的硫精礦。技術指標硫精礦硫 品位45. 32%，含砷0. 26%，硫的作業回收率是82. 32%。
權利要求
一種含鐵閃鋅礦、磁黃鐵礦型復雜鉛鋅銀硫化礦浮選方法，其特征在于，包括以下步驟(1)在含砷硫鐵礦礦漿的調節在攪拌設備中固液質量比按2.5-3.5∶1進行攪拌調漿，加入pH調整劑使pH值保持在9～10，加入礦漿電位調整劑過硫酸鈉(Na2S2O8)500-800g/t原礦和次氯酸鈣(Ca(ClO)2)800-1000g/t原礦，調節礦漿電位為相對于氫標準電位350～380mV；通過空氣壓縮機向攪拌桶通入空氣，攪拌；(2)在硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離①第一次浮選，包括粗選和掃選；粗選加入捕收劑乙黃藥20～30g/t原礦、起泡劑松醇油20～30g/t原礦；掃選過程加入捕收劑乙黃藥10g/t原礦、起泡劑松醇油10g/t原礦；②硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離，包括粗選、掃選和精選；粗選過程加入碳酸鈉500-800g/t原礦使pH值保持在9～10，加入過硫酸鈉(Na2S2O8)300-400g/t原礦、次氯酸鈣(Ca(ClO)2)200-300g/t原礦，調節礦漿電位為相對于氫標準電位350～380mV；加入水玻璃200-300g/t原礦、腐植酸鈉300-400g/t原礦；加入捕收劑二苯胺基二硫代磷酸(C12H13N2O2P52)10～20g/t原礦，乙黃藥10～20g/t原礦。掃選過程加入碳酸鈉200-300g/t原礦使pH值保持在9～10，加入過硫酸鈉(Na2S2O8)100-200g/t原礦、次氯酸鈣(Ca(ClO)2)100-200g/t原礦，調節礦漿電位為相對于氫標準電位350～380mV；加入水玻璃100-150g/t原礦、腐植酸鈉50-100g/t原礦；加入捕收劑乙黃藥5～10g/t原礦。
2.如權利要求1所述的方法，其特征在于所述1)步中的PH調整劑加入的是碳酸鈉， 加入量為1500-2000g/t原礦。
3.如權利要求1所述的方法，其特征在于所述1)步，通過空氣壓縮機按5立方/分 鐘的量向攪拌桶通入空氣，攪拌10分鐘。
4.如權利要求1所述的方法，其特征在于所述1)步，在攪拌設備中固液質量比3 1 進行攪拌調漿。
5.如權利要求1所述的方法，其特征在于所述2)步，硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離 中的粗選加入PH調整劑加入的是碳酸鈉，加入量為500-800g/t原礦。
6.如權利要求1所述的方法，其特征在于所述2)步，硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離 中的掃選加入碳酸鈉，加入量為200-300g/t原礦。
7.如權利要求1所述的方法，其特征在于所述2)步中含砷硫鐵礦的第一次浮選流程 為一次粗選、一次掃選。
8.如權利要求1所述的方法，其特征在于所述2)步中硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分 離，流程為一次粗選、一次掃選和二次精選。
9.如權利要求8所述的方法，其特征在于所述2)步，二次精選過程每次精選加入腐 植酸鈉50g/t原礦。
全文摘要
本發明針對含砷硫鐵礦的硫砷浮選分離，首先進行礦漿的調節，通過調整礦漿pH值保持在9～10，通過加入氧化藥劑過硫酸鈉、次氯酸鈣調節礦漿電位為350～380mV，并通過加入空氣，提高礦漿中的氧氣含量，穩定礦物浮選的電化學條件。在硫鐵礦與砷黃鐵礦的浮選分離過程，通過加入氧化藥劑過硫酸鈉、次氯酸鈣穩定礦漿電位，根據電化學浮選技術原理，利用新的捕收劑二苯胺基二硫代磷酸和調整劑水玻璃、腐植酸鈉抑制砷黃鐵礦，使砷黃鐵礦與黃鐵礦、磁黃鐵礦等硫鐵礦在后續的浮選過程可以選擇性地和藥劑作用。使礦石中硫鐵礦與砷黃鐵礦浮選分離，形成含砷低的硫精礦。
文檔編號B03D101/02GK101844108SQ20101014786
公開日2010年9月29日 申請日期2010年4月13日 優先權日2010年4月13日
發明者何名飛, 劉瑞增, 曾科, 楊聰仁, 覃文慶, 陳業建, 黃偉忠, 黎維中 申請人:中南大學;蒙自礦冶有限責任公司