CN102989589A - 二步法回收受抑制的黄铁矿和磁黄铁矿的工艺方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种二步法回收受抑制的黄铁矿和磁黄铁矿的工艺方法,它包括以下步骤:(1)加入酸,使pH值〈10;(2)加入硫酸铜;(3)加入丁基黄药;(4)加入起泡剂;(5)浮选得到高硫精矿;(6)浮选后的矿浆再加入酸,使pH值为6-7;(7)加入硫酸铜;(8)加入丁基黄药;(9)加入起泡剂;(10)浮选得到低硫精矿。本发明大幅提高硫、铁回收率,提高矿产资源的综合回收利用率,并减少烧渣大量堆存带来的环境污染和占用土地问题。对提高矿山及社会经济效益均具有重要意义。

Description

二步法回收受抑制的黄铁矿和磁黄铁矿的工艺方法
技术领域
本发明涉及受抑制的黄铁矿和磁黄铁矿浮选产出硫精矿的工艺方法。
背景技术
矿石一般由有用矿物和脉石组成,矿石中有用矿物的含量一般都较低,不能直接进行冶炼,需要先进行加工,除去其中的大部分脉石与有害成分,使有用矿物富集成含量较高的精矿。矿物加工工艺技术是充分利用各种矿物的物理、化学等性质差异,达至矿物分离、富集的目的。常用的矿物加工工艺技术有重选、磁选、浮选等。硫精矿是制取硫酸的主要原料,主要由矿石中的含硫矿物富集产出。通常产出硫精矿的矿物为黄铁矿(分子式FeS2、理论含硫量53.3%)和磁黄铁矿(分子式FenSn+1、n值一般为7-11,理论含硫量38-40%)。黄铁矿表面疏水性较好,一般采用浮选回收;磁黄铁矿具有磁性,采用磁选回收。虽然两种矿物均为制酸原料,但由于二者的硫、铁元素含量、焙烧温度存在差异,对制酸的配料、焙烧温度要求均有差异;并且硫精矿含铁的不同、产出的硫酸烧渣的利用价值不同,含铁较高的烧渣可作为炼铁和铁球团的原料,而含铁较低的烧渣难以利用,且堆存对环境污染较大。如在安徽铜陵有色冬瓜山铜矿生产过程中,常常存在硫精矿的硫含量及回收率波动较大的情况,当硫精矿含硫大于40%时,硫回收率较低;当硫精矿含硫小于35%时,硫回收率较高;严重影响生产的稳定,给产品销售带来难度,且影响矿山的经济效益。
发明内容
本发明的目的就是提供一种回收受抑制的黄铁矿和磁黄铁矿的方法,分别选出高硫精矿和低硫精矿产品,达到提高矿产资源利用率、提高矿山和社会经济效益的目标。
本发明采用的技术方案是:二步法回收受抑制的黄铁矿和磁黄铁矿的工艺方法,其特征是它包括以下步骤:
(1)将铜铅等有色金属矿物优先浮选尾矿的矿浆加入酸,调节酸碱度,使pH值〈10;
(2)对上述调节酸碱度后的铜铅优先浮选尾矿矿浆中按100-300g/t,加入硫酸铜,搅拌2-3分钟;
(3)再按100-200 g/t加入丁基黄药,搅拌2-3分钟;
(4)加入按50-100 g/t加入起泡剂;
(5)浮选时间5-10分钟,即得到高硫精矿;
(6)对上述浮选后的矿浆再加入酸,调节酸碱度,使pH值为6-7;
(7)对步骤6调节酸碱度后的矿浆中同时加入1000-3000g/t硫酸亚铁和100-300g/t硫酸铜,并搅拌2-3分钟;
(8)再按100-200 g/t加入丁基黄药,搅拌2-3分钟;
(9)加入按80-102 g/t加入起泡剂;
(10)浮选时间5-10分钟,即得到低硫精矿。
上述的调节酸碱度用酸为硫酸,将进一步降低成本。
上述的起泡剂为2号油。
本发明中未受抑制黄铁矿可浮性较好、浮游速度较快,矿浆pH值大于12后浮游速度变慢、可浮性变差而难以上浮。受抑制黄铁矿采用硫酸调整矿浆pH值小于10后,可浮性恢复。而磁黄铁矿未受抑制时与黄铁矿相比较,可浮性略差、浮游速度略慢,矿浆pH值大于8后浮游速度变慢、可浮性变差。受抑制后的磁黄铁矿需调整矿浆pH值至6~7,可有效活化,并且被活化后抑制困难。根据二者的浮选特性及差异,采用二步浮硫法工艺,首先浮选黄铁矿、再浮磁黄铁矿,可有效地分别浮选受抑制的黄铁矿和磁黄铁矿,产出高硫精矿(主要为黄铁矿)和低硫精矿(主要为磁黄铁矿)。二步浮硫法工艺技术的关键,采用硫酸调整矿浆pH值至所需pH值、混合活化剂活化浮选,可有效地分别浮选受抑制的黄铁矿和磁黄铁矿,产出高硫精矿和低硫精矿两种产品。
本发明有益效果:经过试生产期,高硫精矿含硫42.18%、硫回收率30.3%,低硫精矿含硫24.32%、硫回收率13.31%;总硫回收率(硫精矿与高硫铁精矿二者硫回收率之和)69.9%。高硫精矿含硫稳定在40~44%,平均含硫较原硫精矿硫品位提高5%以上、总硫回收率较改造前提高15.46%。高硫精矿产品硫品位大于42%,制酸后的烧渣含铁55%~58%,可作为铁球团和炼铁原料,高硫精矿中的硫、铁资源利用率达100%,大幅提高硫、铁回收率,提高矿产资源的综合回收利用率,并减少烧渣大量堆存带来的环境污染和占用土地问题。对提高矿山及社会经济效益均具有重要意义。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
图2为本发明实施例1流程图。
图3为本发明实施例2流程图。
具体实施方式
实施例1:加图2所示;包括下述步骤:
(1)铜浮选尾矿流入药剂搅拌桶1,按要求用量浓(稀)硫酸由药剂泵泵入搅拌桶1,与硫酸充分作用的尾矿(pH值〈10)流入药剂搅拌桶2,添加硫酸铜至药剂搅拌桶2,与硫酸铜充分作用的尾矿流入浮选机1(丁基黄药和起泡剂添加于浮选机前端入口处),浮选5-10分钟,上浮泡沫(高硫精矿)由浮选机刮板刮出。硫酸用量根据铜浮选尾矿矿浆pH的高低而定,关键点为应将矿浆pH值调整至〈10;丁基黄药和起泡剂用量、浮选时间根据铜浮选尾矿含硫的高低确定。
(2)高硫精矿浮选尾矿流入药剂搅拌桶3,按要求用量浓(稀)硫酸由药剂泵泵入搅拌桶3,与硫酸充分作用的尾矿(pH值6--7)流入药剂搅拌桶4,添加硫酸亚铁和硫酸铜至药剂搅拌桶4,与硫酸亚铁和硫酸铜充分作用的尾矿流入浮选机2(丁基黄药和起泡剂添加于浮选机前端入口处),浮选5-10分钟,上浮泡沫(低硫精矿)由浮选机刮板刮出,分别得到高硫精矿和低硫精矿。关键点为矿浆pH值调整至6-7;丁基黄药和起泡剂用量、浮选时间根据铜浮选尾矿含硫的高低确定。
(3)为保证精矿产品质量,可根据需要对产出的精矿增加精选作业,以提高精矿品位(硫含量)。
实施例2:如图3所示,包括下述步骤:
(1)铜浮选尾矿流入药剂搅拌桶1,按要求用量浓(稀)硫酸由药剂泵泵入搅拌桶1,与硫酸充分作用的尾矿(pH值6--7)流入药剂搅拌桶2,添加硫酸亚铁和硫酸铜至药剂搅拌桶2,与硫酸铜充分作用的尾矿流入浮选机1(丁基黄药和起泡剂添加于浮选机前端入口处),黄铁矿可浮性较好,浮选速度较快,前5-10分钟,上浮泡沫为高硫精矿。后10-15分钟,上浮泡沫为低硫精矿,分别得到高硫精矿和低硫精矿。关键点为矿浆pH值调整至6-7;丁基黄药和起泡剂用量根据铜浮选尾矿含硫的高低确定;浮选时间较关键,应根据铜浮选尾矿含硫的高低、药剂用量通过试生产确定。
(2)高硫精矿需要采用精选保证精矿产品质量,低硫精矿可根据需要确定是否需要精选作业。
     实施方案2简化了药剂添加程序,操作精度要求较高。

Claims (3)

1.二步法回收黄铁矿和磁黄铁矿铜铅优先浮选尾矿矿浆的方法,其特征是它包括以下步骤:
(1)将铜铅优先浮选尾矿矿浆加入酸,调节酸碱度,使pH值〈10;
(2)对上述调节酸碱度后的铜铅优先浮选尾矿矿浆中按100-300g/t,加入硫酸铜,搅拌2-3分钟;
(3)再按100-200 g/t加入丁基黄药,搅拌2-3分钟;
(4)加入按50-100 g/t加入起泡剂;
(5)浮选时间5-10分钟,即得到高硫精矿;
(6)对上述浮选后的矿浆再加入酸,调节酸碱度,使pH值为6-7;
(7)对步骤6调节酸碱度后的矿浆中同时加入1000-3000g/t硫酸亚铁和100-300g/t硫酸铜,并搅拌2-3分钟;
(8)再按100-200 g/t加入丁基黄药,搅拌2-3分钟;
(9)加入按80-102 g/t加入起泡剂;
(10)浮选时间5-10分钟,得到低硫精矿。
2.根据权利要求1所述的二步法回收黄铁矿和磁黄铁矿铜铅优先浮选尾矿矿浆的方法,其特征是所述调节酸碱度用酸为硫酸。
3.根据权利要求1或2所述的二步法回收黄铁矿和磁黄铁矿铜铅优先浮选尾矿矿浆的方法,其特征是所述的起泡剂为2号油。
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