CN109967261A - 一种二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿的浮选工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿的浮选工艺，包括以下步骤：(1)活化：采用铅锌矿选别后得到的锌尾矿的碱性矿浆作为硫给矿浆，往硫给矿浆中通入二氧化碳气体并充分搅拌混合；(2)粗选：在步骤(1)活化后的矿浆中加入浮选药剂，搅拌后进行两次粗选，将第一次粗选得到的尾矿进行第二次粗选，将第一次粗选和第二次粗选得到的硫铁矿物合并为硫粗精矿；(3)扫选：对步骤(2)中第二次粗选得到的尾矿进行扫选，扫选得到的硫铁矿物返回步骤(2)中再选，得到的尾矿为硫尾矿。本发明的浮选工艺具有安全环保、节能高效、容易操作等优点。

Description

一种二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿的浮选工艺
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，特别是涉及一种二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿的浮选工艺。
背景技术
当前的有色金属选矿工艺中，通常需要先在浮选矿浆中添加石灰，在高碱条件下抑制硫铁矿物，如黄铁矿，目的是为了浮选获得高品位的铜、铅、锌等精矿，石灰对硫铁矿物的抑制机理分为以下两点：石灰体系中，Ca2+在硫铁矿物表面吸附形成CaSO4、Ca(OH)2等亲水薄膜，排斥捕收剂在硫铁矿物表面吸附，从而使硫铁矿物受到抑制；OH-与硫铁矿物表面晶格的铁离子生成Fe(OH)2、Fe(OH)3等亲水性物质，阻止硫铁矿物附着于气泡上。因此，在后续的选硫工序中，又需要添加大量硫酸来降低矿浆的pH，以活化硫铁矿物，促进对硫铁矿物浮选的效果。
目前，国内大部分的硫化铅锌矿山，在回收铅锌时，几乎都采用石灰来抑制黄铁矿，这就导致了几乎所有生产硫精矿的选矿厂在活化高碱体系的黄铁矿时均以硫酸作为活化剂。
虽然硫酸活化效果很好，但是硫酸的用量过高，对设备腐蚀严重，且危险系数高，成为日常生产中的一个重大安全隐患。首先，添加的浓硫酸在每吨矿浆中通常需要达到6kg左右，且添加时以浓硫酸的方式与矿浆进行搅拌混合，造成局部产生高温并伴随有二氧化硫、硫化氢和酸雾产生，存在重大危险。其次，添加硫酸的方式会带来硫酸储存、运输和使用过程中的巨大安全风险，若硫酸意外泄漏还会产生剧毒硫化氢气体，严重威胁生产及人身安全，并造成严重的安全环保问题。再者，在矿选厂厂前水处理试验过程中，发现矿浆中COD及硫酸根是影响选矿的主要因素，硫酸根的富集给废水处理与回用带来了极大的压力，而硫酸根的主要来源即为选硫工序中所添加的硫酸。
因此，寻求一种浓硫酸的代用品进行选硫，对选矿厂选硫的安全作业、废水处理以及大气环保方面都具有十分重要的意义。
发明内容
基于此，本发明的目的是提供一种二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿的浮选工艺，其具有安全环保、节能高效、容易操作等优点。
本发明采取的技术方案如下：
一种二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿的浮选工艺，包括以下步骤：
(1)活化：采用铅锌矿选别后得到的锌尾矿的碱性矿浆作为硫给矿浆，往硫给矿浆中通入二氧化碳气体并充分搅拌混合；
(2)粗选：在步骤(1)活化后的矿浆中加入浮选药剂，搅拌后进行两次粗选，将第一次粗选得到的尾矿进行第二次粗选，将第一次粗选和第二次粗选得到的硫铁矿物合并为硫粗精矿；
(3)扫选：对步骤(2)中第二次粗选得到的尾矿进行扫选，扫选得到的硫铁矿物返回步骤(2)中再选，得到的尾矿为硫尾矿。
二氧化碳作为一种常见的气体，其来源广泛，价格低廉，化学活性弱，在与矿浆中的强碱物质反应，降低矿浆pH时，不会产生有毒有害副产物，具有储存、运输安全方便、使用高效、成本低的优点。
本发明利用二氧化碳气体代替硫酸作为黄铁矿的活化剂，二氧化碳主要以液体的形式运输、储存，在使用时二氧化碳可以经过减压阀由液体形态转变为气体形态，再经过搅拌装置(如搅拌器、搅拌桶)进行气液混合，改善目标矿物表面性质，以达到活化目标矿物的目的，且二氧化碳气体与矿浆的气液混合效率要远远高于硫酸与矿浆的混合效率。
二氧化碳活化的机理为：通入二氧化碳后，与黄铁矿表面的Ca2+形成难溶CaCO3，从而从矿物表面脱离，同时，二氧化碳与黄铁矿表面亲水性的Fe(OH)2、Fe(OH)3发生中和反应，使亲水薄膜脱落，暴露出黄铁矿的新鲜表面，使黄铁矿更容易附着于气泡上，从而达到活化黄铁矿的目的。
此外，二氧化碳液体气化时必须有气化核心，硫化矿中的疏水矿粒正好为二氧化碳的气化提供了晶核，使得二氧化碳在疏水矿粒表面发生气化，产生二氧化碳微泡，从而选择性活化目标矿物，并且在搅拌作用下，气泡与矿物充分混合，提高了黄铁矿的活化效率。
由此，本发明的浮选工艺利用二氧化碳代替硫酸作为黄铁矿活化剂，克服了硫酸运输、储存、稀释及使用过程的巨大安全风险，其具有安全环保、节能高效、容易操作等优点，同时还能保证选硫指标不低于原采用硫酸活化的选硫指标，采用两粗一扫的选别工艺浮选出硫粗精矿，可以达到硫粗精矿的硫品位在42％以上，硫粗选作业回收率在93％以上。
进一步地，步骤(1)中，采用的锌尾矿的主要成分为黄铁矿，其中硫的品位为25～30％，铁的品位为23～28％。
进一步地，步骤(1)中，通入二氧化碳之前，所述硫给矿浆的pH值为11.5～12.5。
进一步地，步骤(1)中，二氧化碳的通入量为2000～4000克/每吨矿浆。
进一步地，步骤(1)中的搅拌混合时间为5分钟。
进一步地，步骤(1)活化后得到矿浆的pH值为6.0～6.5，重量浓度为48～53％。
进一步地，步骤(2)的所述浮选药剂包括捕收剂和起泡剂，所捕收剂为黄药，所述起泡剂为2#油。
进一步地，步骤(2)中，在第一次浮选前，往活化后的矿浆中加入丁基黄药作为捕收剂，并加入2#油作为起泡剂，其中，丁基黄药的加入量为50克/每吨矿浆，2#油的加入量为6.88克/每吨矿浆；在第一次粗选完成后，在第一次粗选得到的尾矿中再加入丁基黄药，加入量为50克/每吨矿浆，然后进行第二次粗选。
进一步地，步骤(2)中每次粗选的浮选重量浓度控制在52％，浮选机的充气量为1.8升/分钟，每次粗选的浮选时间不少于3分钟。
进一步地，步骤(3)中扫选的浮选时间不少于2分钟，扫选后得到的硫铁矿物返回到步骤(2)中进行第二次粗选。
本发明的浮选工艺，将选完铅锌的尾矿经过浓缩后，通入二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿，再添加捕收剂和起泡剂，经过两粗一扫的选别工艺浮选出硫粗精矿，通过适宜的浮选条件，得到硫粗精矿的品位高于42％，作业回收率大于93％，该工艺能彻底取代98％浓硫酸活化黄铁矿，减少工业生产过程中一个重大危险源点，安全、环保、社会效益显著。
为了更好地理解和实施，下面结合附图详细说明本发明。
附图说明
图1为本发明的二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿的浮选工艺的工艺流程图；
图2为捕收剂种类试验的工艺流程图；
图3为粗选充气量试验的工艺流程图；
图4为粗选充气量试验中硫粗泡的硫品位及回收率与充气量的关系图；
图5为粗选浮选速度试验的工艺流程图；
图6为粗选浮选速度试验中硫粗泡的硫品位及回收率与浮选时间的关系图；
图7为粗选丁黄药用量及2#油用量试验的工艺流程图；
图8(a)为综合效率与丁黄药用量的关系图，图8(b)为综合效率与2#油用量的关系图；
图9为粗选矿浆pH值影响试验的工艺流程图；
图10为综合效率与矿浆pH值的关系图；
图11为二氧化碳混合搅拌时间试验的工艺流程图；
图12为综合效率与二氧化碳混合搅拌时间的关系图；
图13为二氧化碳与硫酸活化硫给粗选对比试验的工艺流程图；
图14为二氧化碳与硫酸活化硫给粗选对比试验中综合效率与丁黄药用量的关系图。
具体实施方式
如图1所示，本发明的二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿的浮选工艺，包括以下步骤：
(1)活化：采用铅锌矿选别后得到的锌尾矿的碱性矿浆作为硫给矿浆，往硫给矿浆中通入二氧化碳气体并充分搅拌混合；
(2)粗选：在步骤(1)活化后的矿浆中加入浮选药剂，搅拌后进行两次粗选，将第一次粗选得到的尾矿进行第二次粗选，将第一次粗选和第二次粗选得到的硫铁矿物合并为硫粗精矿；
(3)扫选：对步骤(2)中第二次粗选得到的尾矿进行扫选，扫选得到的硫铁矿物返回步骤(2)中再选，得到的尾矿为硫尾矿。
实施例
如图1所示，本实施例的二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿的浮选工艺，按以下步骤进行：
(1)活化：取铅锌矿在高碱体系中选别后得到的锌尾矿作为原料，该锌尾矿的主要成分为黄铁矿，其中硫的品位为25～30％(重量百分比)，铁的品位为23～28％(重量百分比)，将锌尾矿原料送入米浓密机进行浓缩，底流的重量浓度控制在48～53％范围内，其pH值在11.5～12.5范围内，并取现场底流作为硫给矿浆，将硫给矿浆送入搅拌器中，将二氧化碳液体经过减压阀转变为气体，再从搅拌器底部往硫给矿浆中通入，使得矿浆在搅拌的过程中与二氧化碳气体进行充分混合，从而达到活化的目的。二氧化碳的通入量为2000～4000克/每吨矿浆，矿浆在搅拌的过程中完成气液混合，搅拌混合时间为5分钟，使矿浆的pH值调至6.0～6.5；
(2)粗选：取步骤(1)活化后的矿浆送入浮选机中，在浮选机内搅拌开启时，加入丁基黄药(丁基钠黄药)作为捕收剂，搅拌2分钟，并加入2#油(松醇油)作为起泡剂，搅拌2分钟，其中，丁基黄药的加入量为50克/每吨矿浆，2#油的加入量为6.88克/每吨矿浆，然后进行第一次粗选，浮选浓度控制在52％(重量浓度)，浮选时间不少于3分钟；第一次粗选完成后，在得到的尾矿中再加入丁基黄药，加入量为50克/每吨矿浆，药剂搅拌时间为2分钟，然后进行第二次粗选，浮选浓度控制在52％(重量浓度)，浮选时间不少于3分钟；将第一次粗选和第二次粗选得到的硫铁矿物合并为硫粗精矿，第二次粗选得到的尾矿进入下一步骤；
(3)扫选：根据步骤(2)中第二次粗选得到的尾矿的处理量，往其中选择性地加入丁基黄药，其加入量为5克/每吨矿浆，再进行扫选，浮选浓度控制在52％，浮选时间不少于2分钟，并将扫选后得到的硫铁矿物返回到步骤(2)中进行第二次粗选。
以本实施例的浮选工艺作为二氧化碳选硫闭路试验，一共通过5次图1所示的闭路试验重复选别，最终完成整套小型闭路试验，在浮选槽内试验黄铁矿浮选效果。试验最终结果如下表1所示，得到硫粗精矿的硫品位为42.41％，硫回收率为93.50％，试验重复效果好，同时也说明二氧化碳取代硫酸作为黄铁矿的活化剂是完全可行的。
表1二氧化碳选硫闭路试验结果
样品名称 产率(％) S品位(％) S回收率(％)
硫粗精矿 63.41 42.41 93.50
硫尾矿 36.59 5.11 6.50
硫给矿 100.00 28.76 100.00
浮选条件试验
取铅锌矿在高碱体系中选别后得到的锌尾矿作为原料，该锌尾矿的主要成分为黄铁矿，其中硫的品位为25～30％，铁的品位为23～28％。每次称取含有固体矿物843g、pH值为11.5～12.5的锌尾矿矿浆作为硫给矿浆，进行各项浮选条件的试验。
(一)捕收剂种类试验
试验步骤和条件：试验流程图如图2所示，先将硫给矿浆加入高效搅拌器中，从高效搅拌器底部往硫给矿浆中通入1700克/每吨矿浆的二氧化碳进行活化，并充分搅拌混合5分钟；取活化后的矿浆送入1.0L XFD型单槽式浮选机中，在浮选机内搅拌开启时，加入丁黄药(丁基钠黄药)或乙黄药(乙基钠黄药)作为捕收剂，搅拌2分钟后，加入6.88克/每吨矿浆的2#油作为起泡剂，再搅拌1分钟，然后进行粗选，浮选浓度控制在52％左右，浮选机的充气量为1.8L/min，浮选时间为5分钟，粗选后得到硫粗泡和硫尾矿。
试验结果见下表2。
表2捕收剂种类试验结果
由表2的试验结果可知，在相同用量的前提下，乙黄药与丁黄药的选择性相近，故两者得到的硫粗泡品位也相近，但乙黄药的捕收性能不如丁黄药，其在回收率方面不如丁黄药，因此综合考虑选用丁黄药作为选硫捕收剂。
(二)粗选充气量试验
试验步骤和条件：试验流程图如图3所示，先将硫给矿浆加入高效搅拌器中，从高效搅拌器底部往硫给矿浆中通入1700克/每吨矿浆的二氧化碳进行活化，充分搅拌混合5分钟，将矿浆的pH值调至6.8；取活化后的矿浆送入1.0L XFD型单槽式浮选机中，在浮选机内搅拌开启时，加入50克/每吨矿浆的丁黄药作为捕收剂，搅拌2分钟后，加入6.88克/每吨矿浆的2#油作为起泡剂，再搅拌1分钟，然后进行粗选，浮选浓度控制在52％左右，浮选机的充气量采用0.9L/min、1.8L/min、2.8L/min或3.8L/min，浮选时间为5分钟，粗选后得到硫粗泡和硫尾矿。
试验结果见下表3，硫粗泡的硫品位及回收率与充气量的关系如图4所示。
表3粗选充气量试验结果
由表3的试验结果和图4可知，浮选机充气量在1.8L/min时，硫品位和硫回收率均比较理想，因此综合考虑选取硫粗选充气量为1.8L/min。
(三)粗选浮选速度试验
试验步骤和条件：试验流程图如图5所示，先将硫给矿浆加入高效搅拌器中，从高效搅拌器底部往硫给矿浆中通入1700克/每吨矿浆的二氧化碳进行活化，充分搅拌混合5分钟，将矿浆的pH值调至6.87；取活化后的矿浆送入1.0L XFD型单槽式浮选机中，在浮选机内搅拌开启时，加入50克/每吨矿浆的丁黄药作为捕收剂，搅拌2分钟后，加入6.88克/每吨矿浆的2#油作为起泡剂，再搅拌1分钟，然后进行粗选，浮选浓度控制在52％左右，浮选的充气量为1.8L/min，浮选时间长达6分钟，每隔1分钟从浮选出的泡沫中取样，然后过滤加工并化验硫品位，则依次得到K1～K6硫粗泡样品，以及对应的硫尾矿。
试验结果见下表4，硫粗泡的硫品位及回收率与浮选时间的关系如图6所示。
表4粗选浮选速度试验结果
样品名称 产率/％ 品位/％ 回收率/％
第1分钟泡沫K1 22.52 41.79 37.47
第2分钟泡沫K2 16.90 42.93 28.90
第3分钟泡沫K3 9.04 42.55 15.32
第4分钟泡沫K4 4.14 39.81 6.56
第5分钟泡沫K5 2.48 34.53 3.41
第6分钟泡沫K6 1.77 30.74 2.17
总硫粗泡 56.86 41.44 93.83
硫尾 43.14 3.59 6.17
硫给 100.00 25.11 100.00
由表4的试验结果和图6可知，当粗选时间达到6分钟时，硫粗泡的硫品位降至30.74％，且回收率仅为2.17％，故选择粗选时间为6分钟比较合适。
(四)粗选丁黄药用量及2#油用量试验
试验步骤和条件：试验流程图如图7所示，先将硫给矿浆加入高效搅拌器中，从高效搅拌器底部往硫给矿浆中通入2000克/每吨矿浆的二氧化碳进行活化，充分搅拌混合5分钟，将矿浆pH值调至6.8；取活化后的矿浆送入1.0L XFD型单槽式浮选机中，在浮选机内搅拌开启时，加入不同用量的丁黄药作为捕收剂，搅拌2分钟后，加入不同用量的2#油作为起泡剂，再搅拌1分钟，然后进行粗选，浮选浓度控制在52％左右，浮选机的充气量为1.8L/min，浮选时间为6分钟，粗选后得到硫粗泡和硫尾矿。
丁黄药用量和2#油用量的试验结果分别见下表5和表6，综合效率与丁黄药用量的关系如图8(a)所示，综合效率与2#油用量的关系如图8(b)所示。
表5粗选丁黄药用量试验结果
表6粗选2#油用量试验结果
由表5、表6的试验结果和图8可知，考虑到矿样的变化及硫给品位的波动，铅锌综合效率达到135(硫粗泡品位与硫粗泡作业回收率之和)，丁黄药的最佳用量为50g/t，2#油的最佳用量为6.88g/t。
(五)粗选矿浆pH值影响试验
试验步骤和条件：试验流程图如图9所示，先将硫给矿浆加入高效搅拌器中，从高效搅拌器底部往硫给矿浆中通入不同量的二氧化碳进行活化，充分搅拌混合5分钟；取活化后的矿浆送入1.0L XFD型单槽式浮选机中，在浮选机内搅拌开启时，加入25克/每吨矿浆的丁黄药作为捕收剂，搅拌2分钟后，加入6.88克/每吨矿浆的2#油作为起泡剂，再搅拌1分钟，然后进行粗选，浮选浓度控制在52％左右，浮选机的充气量为1.8L/min，浮选时间为6分钟，粗选后得到硫粗泡和硫尾矿。
试验结果分别见下表7，综合效率与矿浆pH值的关系如图10所示。
表7粗选矿浆pH值影响试验结果
由表7的试验结果和图10可知，硫给矿浆经过二氧化碳调浆活化后，随着二氧化碳用量的增加，矿浆pH值降低，硫回收率逐步升高，以综合效率考量，当矿浆pH值为6.0时，浮选效果较好，此时二氧化碳的用量为4Kg/t。
(六)二氧化碳混合搅拌时间试验
试验步骤和条件：试验流程图如图11所示，先将硫给矿浆加入高效搅拌器中，从高效搅拌器底部往硫给矿浆中通入4000克/每吨矿浆的二氧化碳进行活化，同时搅拌混合，搅拌时间为2分钟、5分钟、8分钟或14分钟；取活化后的矿浆送入1.0L XFD型单槽式浮选机中，在浮选机内搅拌开启时，加入50克/每吨矿浆的丁黄药作为捕收剂，搅拌2分钟后，加入6.88克/每吨矿浆的2#油作为起泡剂，再搅拌1分钟，然后进行粗选，浮选浓度控制在52％左右，浮选机的充气量为1.8L/min，浮选时间为6分钟，粗选后得到硫粗泡和硫尾矿。
试验结果分别见下表8，综合效率与搅拌时间的关系如图12所示。
表8二氧化碳混合搅拌时间试验结果
由表8的试验结果和图12可知，随着通入二氧化碳后搅拌时间的增加，硫粗泡品位和回收率未见明显变化，故搅拌时间选取5分钟，既能提高效率，又能保证二氧化碳充分起到降低矿浆pH值的活化作用。
二氧化碳与硫酸活化硫给粗选对比试验
取铅锌矿在高碱体系中选别后得到的锌尾矿作为原料，该锌尾矿的主要成分为黄铁矿，其中硫的品位为25～30％，铁的品位为23～28％。每次称取含有固体矿物843g、pH值为11.5～12.5的锌尾矿矿浆作为硫给矿浆，进行二氧化碳与硫酸活化硫给粗选对比试验。
试验步骤和条件：
试验流程图如图13所示，往硫给矿浆中加入7700克/每吨矿浆硫酸进行活化，充分搅拌混合，将矿浆pH值调至6.52；或者，将硫给矿浆加入高效搅拌器中，从高效搅拌器底部往硫给矿浆中通入4000克/每吨矿浆的二氧化碳进行活化，充分搅拌混合，将矿浆pH值调至6.5；
分别取硫酸和二氧化碳活化后的矿浆送入1.0L XFD型单槽式浮选机中，在浮选机内搅拌开启时，加入不同用量的丁黄药作为捕收剂，搅拌2分钟后，加入6.88克/每吨矿浆的2#油作为起泡剂，再搅拌1分钟，然后进行粗选，浮选浓度控制在52％左右，浮选机的充气量为1.8L/min，浮选时间为6分钟，粗选后得到硫粗泡和硫尾矿。
试验结果分别见下表9，综合效率与丁黄药用量的关系如图14所示。
表9二氧化碳与硫酸活化硫给粗选对比试验结果
由表9的试验结果和图14可知，将矿浆调整至相同pH值的前提下，为达到相同的综合效率，硫酸活化后的硫给矿浆比二氧化碳活化后的硫给矿浆在丁黄药的用量上要更大，即，相同的丁黄药的用量下，硫酸活化硫给粗选所能达到的综合效率低于二氧化碳活化硫给粗选达到的综合效率，初步原因分析可能是硫酸加入后在矿浆内搅拌不均匀造成活化不充分引起，而二氧化碳由于是气体通入，其在矿浆内更容易与黄铁矿表面接触。可见，二氧化碳完全能代替传统的硫酸对硫给矿浆进行活化，并有利于提高浮选效率。
本发明采用铅锌选别后的锌尾作为原料，经浓缩后加二氧化碳调至合适的入选矿浆浓度和pH值后，经两次粗选和一次扫选作业，同时选取适宜的浮选条件，将硫粗精矿中硫品位提高到42％以上，作业回收率达到93％以上，同时减少工业生产过程中一个重大危险源点，安全、环保、社会效益显著。
以上所述实施例仅表达了本发明的几种实施方式，其描述较为具体和详细，但并不能因此而理解为对发明专利范围的限制。应当指出的是，对于本领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明构思的前提下，还可以做出若干变形和改进，这些都属于本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种二氧化碳代替硫酸活化黄铁矿的浮选工艺，其特征在于：包括以下步骤：
(1)活化：采用铅锌矿选别后得到的锌尾矿的碱性矿浆作为硫给矿浆，往硫给矿浆中通入二氧化碳气体并充分搅拌混合；
(2)粗选：在步骤(1)活化后的矿浆中加入浮选药剂，搅拌后进行两次粗选，将第一次粗选得到的尾矿进行第二次粗选，将第一次粗选和第二次粗选得到的硫铁矿物合并为硫粗精矿；
(3)扫选：对步骤(2)中第二次粗选得到的尾矿进行扫选，扫选得到的硫铁矿物返回步骤(2)中再选，得到的尾矿为硫尾矿。
2.根据权利要求1所述的浮选工艺，其特征在于：步骤(1)中，采用的锌尾矿的主要成分为黄铁矿，其中硫的品位为25～30％，铁的品位为23～28％。
3.根据权利要求1所述的浮选工艺，其特征在于：步骤(1)中，通入二氧化碳之前，所述硫给矿浆的pH值为11.5～12.5。
4.根据权利要求1-3任一项所述的浮选工艺，其特征在于：步骤(1)中，二氧化碳的通入量为2000～4000克/每吨矿浆。
5.根据权利要求4所述的浮选工艺，其特征在于：步骤(1)中的搅拌混合时间为5分钟。
6.根据权利要求4所述的浮选工艺，其特征在于：步骤(1)活化后得到矿浆的pH值为6.0～6.5，重量浓度为48～53％。
7.根据权利要求1所述的浮选工艺，其特征在于：步骤(2)的所述浮选药剂包括捕收剂和起泡剂，所捕收剂为黄药，所述起泡剂为2#油。
8.根据权利要求7所述的浮选工艺，其特征在于：步骤(2)中，在第一次浮选前，往活化后的矿浆中加入丁基黄药作为捕收剂，并加入2#油作为起泡剂，其中，丁基黄药的加入量为50克/每吨矿浆，2#油的加入量为6.88克/每吨矿浆；在第一次粗选完成后，在第一次粗选得到的尾矿中再加入丁基黄药，加入量为50克/每吨矿浆，然后进行第二次粗选。
9.根据权利要求1所述的浮选工艺，其特征在于：步骤(2)中每次粗选的浮选重量浓度控制在52％，浮选机的充气量为1.8升/分钟，每次粗选的浮选时间不少于3分钟。
10.根据权利要求1所述的浮选工艺，其特征在于：步骤(3)中扫选的浮选时间不少于2分钟，扫选后得到的硫铁矿物返回到步骤(2)中进行第二次粗选。
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