CN112642576B - 一种硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化及浮选分离方法 - Google Patents

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Abstract

本发明属于矿物浮选技术领域，具体涉及一种硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其将包含硫化矿和氧化剂的浆料在式1结构式的催化剂、光辐照下处理，对其中的黄铁矿脉石进行光催化选择性氧化。本发明还包括一种基于所述的选择性氧化方法对硫化矿进行预处理，随后再进行浮选分离的手段。本发明技术方案，基于所述的式1介导的光催化能够特异性地氧化硫化矿中的硫化铁脉石矿物，如此有助于硫化铁脉石和有用硫化矿的浮选分离。

Description

一种硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化及浮选分离方法
技术领域
本发明属于矿物分离技术领域，具体涉及一种有用硫化矿和其中的硫化铁脉石的高效分选方法。
背景技术
黄铁矿(FeS2)是地壳中分布最广的硫化矿物，也是黄铜矿(CuFeS2)、方铅矿(PbS)、闪锌矿(ZnS)等硫化矿物的常见脉石矿物，主要通过浮选实现上述矿物的分离。黄铁矿与黄铜矿等目的矿物的浮选性质相似，常常伴随目的矿物精矿产品浮出，不仅会影响精矿产品的回收率和品位，也会对后续冶炼环节造成困扰。黄铁矿是生产硫酸的主要原料，掺杂黄铁矿的其他硫化矿精矿产品在冶炼过程中会产生硫化废气和废水，对周边环境造成负面影响。现阶段，在矿物加工过程中，浮选是分离黄铁矿的最常见的工艺流程。但是在硫化矿物浮选领域，最为常用的黄药类捕收剂(ROCSS─)易于捕收包括黄铁矿在内的多种硫化矿物。因此对黄铁矿进行抑制分离是矿物加工中分选含铁硫化矿物的主要手段，现阶段抑制黄铁矿的主要途径包括磨矿抑制，有机或无机抑制剂抑制，微生物及电化学抑制，抑制的机理主要分为氧化转化活性位点和吸附掩盖活性位点两种。现有的方法具有一定的抑制效果，但仍存在一些不足，例如微生物氧化的菌落培养较费时，氰化物等无机抑制剂有剧毒等。因此，进一步发展黄铁矿抑制新方法，实现铅铁矿物分选的目的是具有重要意义的。
发明内容
为解决现有硫化矿中有用硫化矿与脉石矿物黄铁矿(本发明也称为黄铁矿脉石或者脉石硫化铁)难以分离的难题，本发明第一目的在于，提供一种预先对硫化矿中脉石硫化铁选择性氧化预处理的方法，旨在对硫化矿中的脉石硫化铁进行选择性氧化改性，从而利于后续和有用矿物的选择性分离。
本发明第二目的在于，提供一种光催化选择性氧化-浮选联合工艺选择性分离硫化矿中有用硫化矿和脉石硫化铁的方法。
一种硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，将包含硫化矿和氧化剂的浆料(本发明也称为含水浆料)在式1结构式的催化剂、光辐照下处理，对其中的黄铁矿脉石进行光催化选择性氧化；
Figure BDA0002686884780000021
所述的R1～R8独自为H、C1～C6的烷基、C1～C6的烷氧基、羟基、卤素或硝基；
所述的M1、M2独自为H、Na、K或NH4；
所述的硫化矿中的有用硫化矿为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿中的至少一种。
本发明旨在解决硫化矿中有用硫化矿和脉石黄铁矿的选择性分离问题。为解决该技术问题，本发明创新地发现，采用式1化合物介导的光催化性能能够意外地特异性氧化硫化矿中的脉石黄铁矿，且基本不会影响其中的有用硫化矿，如此将极大地改善后续的有用硫化矿和脉石硫化铁的分离选择性，降低有用硫化矿和脉石硫化铁的分离难度，改善有用硫化矿的分离回收率和品位。
本发明首创新性地提出一种对硫化矿中的硫化铁脉石选择性光催化氧化改性思路；并进一步研究发现，基于式1结构式介导的光催化能够意外地特异性氧化硫化铁脉石。本发明中，所述的式1结构式是实现所述选择性光催化氧化的关键；本发明进一步研究发现，对式1化合物的结构中的基团进一步控制，有助于进一步改善式1化合物在改善硫化矿中的硫化铁光催化氧化中的选择性。
作为优选，式1中，所述的R1～R4独自为H或者卤素；所述的R5～R8独自为卤素。进一步优选，所述的所述的R1～R4选自相同取代基。所述的R5～R8选自相同取代基。
优选地，所述的卤素为F、Cl或Br；
优选地，所述的M1、M2为Na或K。本发明中，当M1、M2为Na或K时，所述的式1化合物为酚的盐。
进一步优选，所述的催化剂为具有式1-A、式1-B化合物中的至少一种；
Figure BDA0002686884780000031
Figure BDA0002686884780000032
最优选，所述的所述的催化剂为具有式1-A化合物。研究意外发现，所述的式1-A化合物可出人意料地对硫化矿中的脉石硫化铁具有更优的光催化氧化特异性。
作为优选，所述的催化剂用量大于或等于硫化矿摩尔量的0.03％；优选不低于0.5％；进一步优选不低于1％；更进一步优选为1.00-1.50％。本发明中，采用微量的催化剂即可获得良好的脉石硫化铁的选择性催化氧化效果，不仅如此，该催化剂还可循环再生，适用于工业推广。
本发明中，所述的氧化剂为含氧气氛。所述的含氧气氛例如为纯氧、氧气和其他气体的混合气。考虑到经济性，所述的氧化剂优选为氧气、空气中的至少一种。
本发明中，可将所述的含氧气氛混入至包含硫化矿、催化剂、水的浆料中，并进行光辐照处理；从而对其中的硫化铁进行选择性光催化氧化，获得处理后的浆液，随后经固液分离，洗涤，得到所述的处理后的硫化矿(包含基本未氧化改性的有用硫化矿和氧化处理后的脉石硫化铁)。本发明中，所述的含氧气氛可以是以鼓泡的方式混入的浆料中，也可以是将所述的浆料置于含氧气氛中，基于含氧气氛的氧气的部分水溶性参与反应。
本发明中，作为优选，所述的光为白光、绿光或蓝光中的至少一种。例如，采用的光为白光LED或绿光LED或蓝光LED或以上光源两种及以上的混合使用。
本发明中，所述的光催化选择性氧化过程的温度没有特别要求，优选为35℃及以下；进一步优选为5～30℃。
优选地，光催化选择性氧化过程的时间可根据反应需求进行控制，例如，光催化选择性氧化过程的时间不低于15min；优选不低于3h；进一步优选为3～36h；更进一步优选为6～24h。
本发明还提供了一种所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，包括以下步骤：
步骤(1)：预处理
采用所述的选择性氧化方法对硫化矿进行光催化选择性氧化处理，对处理后的反应液进行固液分离，获得处理后的硫化矿；
步骤(2)：浮选
将处理后的硫化矿浆化并进行浮选处理，分离得到有用硫化矿。
本发明技术方案，得益于预先对硫化矿进行所述的光催化选择性氧化预处理，能够选择性地对硫化矿中的脉石硫化铁进行表面氧化预处理，且基本不会影响硫化矿中的有用矿，如此将很大程度放大脉石硫化铁和有用硫化矿的浮选表面差异，能够有效改善浮选选择性，改善硫化矿中的有用硫化矿的回收率和品位。
本发明中，所述的浮选手段可以是硫化矿领域的常规的手段，例如，本发明采用的浮选条件以及药剂均可以是硫化矿浮选领域的常规的。
作为优选，浮选过程的浮选药剂包括捕收剂和起泡剂。
优选地，所述的捕收剂为硫化矿用捕收剂；例如为黄药类捕收剂(结构式例如为ROCSS─M，其中，所述的R可以是C1～C8的烷基、苯基或苄基；所述的M为H或者碱金属元素或者铵根离子)，进一步优选为乙基黄原酸钠、乙基黄原酸钾、丁基黄原酸钠、丁基黄原酸钾、戊基黄原酸钠、戊基黄原酸钾中的至少一种；浮选过程中，矿浆中的捕收剂的浓度优选为1×10-5mol/L-1×10-3mol/L；
优选地，所述的起泡剂为松油醇，MIBC中的至少一种；浮选过程中，矿浆中的起泡剂的浓度为1×10-6mol/L-1×10-4mol/L。
优选地，浮选过程的pH＝4-10；优选为6-8；
优选地，浮选过程的温度为15-35℃；优选为15-25℃。
本发明还提供了一种优选的硫化铅铁矿高效分选方法，所述的浮选工艺为传统硫化矿浮选工艺，具体参数如下：起泡剂：松油醇，MIBC或其他常规起泡剂，或上述起泡剂的两种及以上混合，用量为1×10-6mol/L-1×10-4mol/L；捕收剂：乙基黄原酸钠，乙基黄原酸钾，丁基黄原酸钠，丁基黄原酸钾，戊基黄原酸钠，戊基黄原酸钾或其他常规硫化矿捕收剂，或上述捕收剂的两种及以上混合，用量为1×10-5mol/L-1×10-3mol/L；浮选时间：1min-10min；浮选体系酸碱度：pH＝4-10；浮选体系温度：15-35℃。优选地，浮选剂转子转速控制在1500-1950rpm之间；选地，浮选进料粒度控制在0.035-0.074mm之间；优选地，浮选体系温度控制在15-25℃；优选地，浮选体系酸碱度控制在pH＝6-8。作为优选，所述的起泡剂为松油醇，用量为1.5×10-6mol/L；作为优选，所述的捕收剂为乙基黄原酸钠和乙基黄原酸钾，用量为2×10-4mol/L。本发明首次发现，选用合适的光催化剂，在可见光驱动下，可以实现对脉石矿物黄铁矿的选择性氧化抑制，配合硫化矿物传统捕收剂即可实现黄铁矿和方铅矿的高效高选择性分离，进而提升目的矿物方铅矿的浮选回收率和品位。
本发明中，所述的选择性分离方法，从步骤(1)固液分离的液体部分以及对固液分离得到的固体进行洗涤的洗涤液进行合并，回收其中的催化剂，并将回收得到的催化剂循环使用。
有益效果
1、本发明提供了一种基于光催化方式实现硫化矿中脉石硫化铁的选择性氧化的思路。
2、本发明进一步研究发现，采用式1结构式的化合物介导的光催化能意外地特异性氧化硫化矿中的硫化铁脉石，从而放大硫化铁和有用矿的性质，进一步配合浮选方法，可实现有用硫化矿和硫化铁脉石的高选择性分离，利于高收率地获得高品位的有用硫化矿。
本发明中，选用式1结构的光催化剂，在光驱动下，可以实现对脉石矿物黄铁矿的选择性氧化抑制，配合硫化矿物传统捕收剂即可实现黄铁矿和有用硫化矿例如方铅矿的高效高选择性分离，进而提升目的矿物方铅矿的浮选回收率和品位。
3、本发明所述的式1催化剂廉价低毒，且用量少，不到传统氧化剂的百分之一，不仅如此，还能够循环使用。
4、本发明光催化反应利用了氧气和水作为氧化剂，反应过程温和且环保，而可见光是取之不尽用之不竭的能源，本发明的工艺流程符合可持续发展的理念。反应即使在可见光和空气中仍能保持良好的效果，具有极大的应用前景。
5、本发明技术方案，通过对不同矿物氧化反应的精准控制，借助光催化剂吸收光能，驱动氧气和水最大程度发挥了对黄铁矿的选择性氧化作用，而不对其他有用硫化矿例如方铅矿产生任何负面影响，极大的提升了硫化铅铁矿物的浮选分离效果。在简化药剂制度、节约成本和能源且绿色环保的前提下实现了铅精矿回收率和品位的大幅度提高。
附图说明
图1是本发明所用的光催化反应装置图。
图2是本发明实施例1-7的浮选流程图。
图3是本发明实施例2的结果图。
图4是本发明实施例3的结果图。
图5是本发明实施例4的结果图。
图6是本发明实施例5的结果图。
图7是本发明实施例6的结果图。
图8是本发明实施例7的结果图。
图9是本发明实施例8的结果图。
图10是本发明实施例9的结果图。
具体实施方式
下面结合附图、实施例以及对比例，对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。以下实施例用于说明本发明，但不用于限制本发明的范围。
所述的光催化反应工艺流程在图1所示的光催化反应装置中进行；
光催化装置光源采用白光、绿色和蓝色的LED灯带(12V，每个装置灯带全长5米，每米60个灯珠，每个灯珠光通量为12-14流明)，反应器皿为50mL的烧瓶，为保证气体氛围，采用封口膜、生料带和19#橡皮塞对烧瓶瓶口进行密封后进行抽换气，使反应体系充满要求的气体后在封口处插入相应气体的气球作为备用气体，以保证反应体系内要求气体始终处于充满状态。光催化反应在室温下进行，也可采用循环水将反应体系温度控制在30℃以下。反应装置有磁力搅拌系统和温度测控系统。光催化反应的溶剂均为水，与后续浮选一致。
光催化反应工艺流程：
1.将指定矿物样品(例如黄铁矿与方铅矿混合矿物)、水、指定量和指定种类的光催化剂加入各自气体氛围充满的烧瓶中，磁力搅拌下，在指定光源装置中进行光催化反应直至特定时间；
2.将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品；
3.将得到的矿物样品冲入浮选槽进行浮选工艺，即可得到得到的方铅矿精矿产品和黄铁矿尾矿产品。
以下案例中，除特别声明外，浮选工艺为传统硫化矿浮选工艺，具体参数如下：
起泡剂：松油醇，用量为1×10-6mol/L；
捕收剂：乙基黄原酸钠或乙基黄原酸钾，用量为2×10-4mol/L；
浮选时间：3min；矿浆酸碱度：pH＝7
以下案例中，除特别声明外，所述的光催化剂的用量以所述的硫化矿中的硫化矿(包括有用硫化矿和硫化铁脉石)的摩尔量为基准。
实施例1：(黄铁矿或方铅矿单矿物光催化剂筛选-浮选案例)
对黄铁矿或方铅矿单矿物的光催化性能进行分析，具体的光催化反应工艺流程为：
将3g黄铁矿/方铅矿纯矿物(0.035-0.074mm)、10mL水、1.5mol％的指定光催化剂(表1)加入氧气氛围充满的25mL烧瓶中，磁力搅拌下，在白光LED光源装置中进行光催化反应直至3h；将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品，该过程的pH均为7。
浮选工艺流程：
将得到光催化反应处理后的矿物样品用水冲入40mL浮选槽中，补入适量水，搅拌充气3分钟，使其矿浆化，加入乙基黄原酸钠浮选药剂溶液，搅拌充气3分钟后刮取与泡沫一同上浮的精矿，每分钟刮取20次，持续3分钟，将精矿和尾矿分别烘干称重，计算回收率如表1所示，浮选流程如图2所示(浮选过程的pH均为7)。
表1
Figure BDA0002686884780000081
注：孟加拉玫瑰红(Rose bengal；以下各案例中，所述的Rosebengal的结构式均为式1-B)、曙红Y(EosinY；以下各案例中，所述的EosinY的结构式均为式1-A)、9-三甲基-10-苯基吖啶四氟硼酸盐(Acr-MesBF4)、2’,7’-二氯荧光黄(2',7'-dichl)、荧光素(Fluorescein)，二苯甲酮(Benzophenone)、三联吡啶氯化钌六水合物(Ru(bpy)3Cl2)。
在白色光源，光催化剂用量为1.5mol％，光照时间为180min，气体氛围为氧气时，用2',7'-dichl，Fluorescein，Benzophenone和Ru(bpy)3Cl2四种光催化剂光催化氧化反应后，黄铁矿和方铅矿的回收率均无明显变化。Rosebengal光催化剂作用后，黄铁矿的回收率下降了21％，而方铅矿的回收率微弱下降了2％。Acr-MesBF4作用后，黄铁矿和方铅矿的回收率均有明显下降，分别由91％和99％下降到47％和64％。而EosinY光催化剂作用后，在方铅矿的回收率几乎不变的情况下，黄铁矿的回收率急剧下降到31％，下降幅度为60％。因此，我们选取回收率差值最大(67％)的EosinY作为最优选光催化剂。
实施例2：(黄铁矿或方铅矿单矿物光催化反应气体氛围筛选-浮选案例)
对黄铁矿或方铅矿单矿物的光催化气氛进行分析，具体的光催化反应工艺流程：
将3g黄铁矿/方铅矿纯矿物(0.035-0.074mm)、10mL水、1.5mol％的光催化剂(EosinY，式1-B)加入指定气体氛围(氧气、空气、氮气或二氧化碳)充满的25mL烧瓶中，磁力搅拌下，在白光LED光源装置中进行光催化反应直至3h；将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品，该过程的pH均为7。
浮选工艺流程：
将得到光催化反应处理后的矿物样品用水冲入40mL浮选槽中，补入适量水，搅拌充气3分钟，使其矿浆化，加入乙基黄原酸钠浮选药剂溶液，搅拌充气3分钟后刮取与泡沫一同上浮的精矿，每分钟刮取20次，持续3分钟，将精矿和尾矿分别烘干称重，计算回收率如图3所示，浮选流程如图2所示(浮选过程的pH均为7)。
为探究氧气在光催化氧化反应中的作用，以及验证氧气是否是主要氧化剂，分别在氧气、空气、氮气和二氧化碳氛围中进行了光催化氧化反应和浮选实验，结果如图3所示。实验结果显示，在氧气氛围下，黄铁矿的回收率显著降低了60％，而方铅矿的回收率变化不明显，二者的回收率差值提高到67％，此时光催化氧化的选择性优异。在空气氛围下，黄铁矿的回收率也显著降低了49％，方铅矿的回收率变化仍旧不明显，二者的回收率差值提高到56％，此时光催化氧化的选择性较为优异。但是，在气体氛围换为氮气或是二氧化碳时，黄铁矿和方铅矿的回收率均无明显变化，说明此时光催化氧化无法进行。因此，氧气是光催化氧化的必要条件，也是主要的氧化剂。因此，氧气为优选气体氛围。
实施例3：(黄铁矿或方铅矿单矿物光催化反应光源筛选-浮选案例)
对黄铁矿或方铅矿单矿物的光催化光源进行分析，具体的光催化反应工艺流程：
将3g黄铁矿/方铅矿纯矿物(0.035-0.074mm)、10mL水、1.5mol％的Eosin Y加入氧气氛围充满的25mL烧瓶中，磁力搅拌下，在指定光源装置中进行光催化反应直至3h；将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品，该过程的pH均为7。
浮选工艺流程：
将得到光催化反应处理后的矿物样品用水冲入40mL浮选槽中，补入适量水，搅拌充气3分钟，使其矿浆化，加入乙基黄原酸钠浮选药剂溶液，搅拌充气3分钟后刮取与泡沫一同上浮的精矿，每分钟刮取20次，持续3分钟，将精矿和尾矿分别烘干称重，计算回收率如图4所示，浮选流程如图2所示(浮选过程的pH均为7)。
由于不同的光催化剂和催化体系需要相应颜色的光源，我们选用常见的三种颜色光源进行了光源颜色条件筛选实验。进一步地，为了验证氧化过程是否是光驱动的，光源是否是必要条件，黑暗中的反应同时被进行，作为空白对照组。实验结果如图4所示。实验结果表明，白光、绿光和蓝光下，光催化剂EosinY均可以催化选择性氧化过程，对黄铁矿进行选择性氧化抑制，其中绿光为最优光源，其次为白光，最后为蓝光。因绿光和白光下选择性氧化效果相差无几，选用白光为优选光源进行后续实验和测试。实验中作为空白对照组的黑暗下的光催化氧化反应结果显示，去除光源后，光催化剂EosinY无法对黄铁矿或方铅矿产生氧化抑制的效果，因此，光照对该选择性氧化反应至关重要，光照驱动了光催化剂选择性氧化反应。该结果也表明，在无光照时，光催化剂EosinY本身不会对黄铁矿或方铅矿产生氧化或吸附抑制效果。
实施例4：(黄铁矿或方铅矿纯矿物光催化反应光照时间筛选-浮选案例)
对黄铁矿或方铅矿单矿物的光催化时间进行分析，具体的光催化反应工艺流程：
将3g黄铁矿/方铅矿纯矿物(0.035-0.074mm)、10mL水、1.5mol％的EosinY加入氧气氛围充满的25mL烧瓶中，磁力搅拌下，在白光LED光源装置中进行光催化反应直至指定时间；将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品，该过程的pH均为7。
浮选工艺流程：
将得到光催化反应处理后的矿物样品用水冲入40mL浮选槽中，补入适量水，搅拌充气3分钟，使其矿浆化，加入乙基黄原酸钠浮选药剂溶液，搅拌充气3分钟后刮取与泡沫一同上浮的精矿，每分钟刮取20次，持续3分钟，将精矿和尾矿分别烘干称重，计算回收率如图5所示，浮选流程如图2所示(浮选过程的pH均为7)。
为确定黄铁矿和方铅矿氧化速率，选取不同光照时间进行了光催化氧化反应和浮选实验，实验结果图5所示。从图5可以看出黄铁矿易于被光催化剂EosinY氧化，而方铅矿则很难被光催化剂EosinY氧化。黄铁矿的回收率在光催化氧化反应0-3h内急剧下降，由90％下降到33％，在3h后，黄铁矿被光催化氧化的速率放缓，可能是由于已经氧化生成的铁氧化物和铁氢氧化物趋于饱和，并遮住了未被氧化的少部分矿物颗粒，使其难以参与反应被氧化。方铅矿自始至终未被明显氧化抑制，表明方铅矿难以被光催化剂EosinY氧化，即使增加方铅矿与光催化剂EosinY的接触时间也难以实现对方铅矿的氧化抑制。
实施例5：(黄铁矿或方铅矿纯矿物光催化反应光催化剂用量筛选-浮选案例)
对黄铁矿或方铅矿单矿物的光催化用量进行分析，具体的光催化反应工艺流程：
将3g黄铁矿/方铅矿纯矿物(0.035-0.074mm)、10mL水、指定量的EosinY(式1-A)加入氧气氛围充满的25mL烧瓶中，磁力搅拌下，在白光LED光源装置中进行光催化反应直至3h；将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品，该过程的pH均为7。
浮选工艺流程：
将得到光催化反应处理后的矿物样品用水冲入40mL浮选槽中，补入适量水，搅拌充气3分钟，使其矿浆化，加入乙基黄原酸钠浮选药剂溶液，搅拌充气3分钟后刮取与泡沫一同上浮的精矿，每分钟刮取20次，持续3分钟，将精矿和尾矿分别烘干称重，计算回收率如图6所示，浮选流程如图2所示(浮选过程的pH均为7)。
对光催化剂用量条件进行了筛选实验，以期进一步降低光催化剂的用量。实验结果如图6所示。随着光催化剂EosinY用量的增加，方铅矿的回收率无明显变化，表明方铅矿难以被光催化剂EosinY氧化抑制。而对于黄铁矿而言，随着光催化剂EosinY用量的增加，回收率有了明显的下降，这表明，随着光催化用量增大，黄铁矿被氧化抑制的速率加快，程度加深。考虑到经济和对后续流程的影响，我们选择1.5mol％为优选光催化剂用量，并在后续实验和测试中使用。
实施例6：(黄铁矿-方铅矿混合硫化矿物光催化反应气体氛围筛选-浮选案例)
光催化反应工艺流程：
将3g黄铁矿-方铅矿混合硫化矿物(0.035-0.074mm)、10mL水、1.5mol％的光催化剂(EosinY，式1-A)加入指定气体氛围充满的25mL烧瓶中，磁力搅拌下，在白光LED光源装置中进行光催化反应直至3h；将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品，该过程的pH均为7。
浮选工艺流程：
将得到光催化反应处理后的矿物样品用水冲入40mL浮选槽中，补入适量水，搅拌充气3分钟，使其矿浆化，加入乙基黄原酸钠浮选药剂溶液，搅拌充气3分钟后刮取与泡沫一同上浮的精矿，每分钟刮取20次，持续3分钟，将精矿和尾矿分别烘干称重，计算回收率如图7所示，浮选流程如图2所示(浮选过程的pH均为7)。
为探究再铅铁混合矿复杂体系中，氧气对光催化氧化反应的作用，以及验证氧气是否是主要氧化剂，分别在氧气、空气、氮气和二氧化碳氛围中进行了光催化氧化反应和浮选实验，结果如图7所示。实验结果显示，在氧气氛围下，黄铁矿的回收率显著降低了63％，同时方铅矿的回收率下降了18％，二者的回收率差值提高到50％，Fe的品位由原矿的22％降低到10％，同时Pb的品位由44％上升到66％，此时光催化氧化的选择性优异。但相比单矿物实验，黄铁矿和方铅矿的回收率都明显下降了，这可能是由于黄铁矿和方铅矿颗粒之间形成了电耦合作用，加速了黄铁矿的氧化，同时黄铁矿又间接氧化了方铅矿。
在空气氛围下，黄铁矿的回收率降低了28％，同时方铅矿的回收率下降了7％，二者的回收率差值提高到26％，Fe的品位由原矿的22％降低到18％，同时Pb的品位由44％上升到50％，此时光催化氧化的选择性一般。相比单矿物实验，空气氛围下，光催化剂EosinY在铅铁混合硫化矿物体系中只能初步实现对黄铁矿的选择性氧化，但是效率远低于在氧气氛围下。在气体氛围换为氮气或是二氧化碳时，黄铁矿和方铅矿的回收率均无明显变化，与单矿物的实验结果一致，说明此时光催化氧化无法进行。因此，氧气是光催化氧化的必要条件，也是主要的氧化剂。因此，氧气为优选气氛。
实施例7：(黄铁矿-方铅矿混合硫化矿物光催化反应光源筛选-浮选案例)
光催化反应工艺流程：
将3g黄铁矿-方铅矿混合硫化矿物(0.035-0.074mm)、10mL水、1.5mol％的EosinY(式1-A)加入氧气氛围充满的25mL烧瓶中，磁力搅拌下，在指定光源装置中进行光催化反应直至3h；将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品，该过程的pH均为7。
浮选工艺流程：
将得到光催化反应处理后的矿物样品用水冲入40mL浮选槽中，补入适量水，搅拌充气3分钟，使其矿浆化，加入乙基黄原酸钠浮选药剂溶液，搅拌充气3分钟后刮取与泡沫一同上浮的精矿，每分钟刮取20次，持续3分钟，将精矿和尾矿分别烘干称重，计算回收率如图8所示，浮选流程如图2所示(浮选过程的pH均为7)。
对于铅铁混合矿体系，同样选用了常见的三种颜色光源进行了光源颜色条件筛选实验。进一步地，为了验证氧化过程是否是光驱动的，光源是否是必要条件，黑暗中的反应同时被进行，作为空白对照组。实验结果如图8所示。实验结果显示，在使用白光或绿光光源时，黄铁矿的回收率显著降低了63％，同时方铅矿的回收率下降了18％/17％，二者的回收率差值提高到约50％，Fe的品位由原矿的22％降低到10％，同时Pb的品位由44％上升到66％，此时光催化氧化的选择性优异。说明白光和绿光是驱动光催化氧化反应的高效光源。但相比单矿物实验，黄铁矿和方铅矿的回收率都明显下降了，这可能是由于黄铁矿和方铅矿颗粒之间形成了电耦合作用，加速了黄铁矿的氧化，同时黄铁矿又间接氧化了方铅矿。
在使用蓝光光源时，黄铁矿的回收率降低了42％，同时方铅矿的回收率下降了13％，二者的回收率差值提高到30％，Fe的品位由原矿的22wt.％降低到17wt.％，同时Pb的品位由44wt.％上升到53wt.％，此时光催化氧化的选择性一般。相比同等反应条件下的单矿物实验，光催化剂EosinY在铅铁混合硫化矿物体系中只能初步实现对黄铁矿的选择性氧化，但是效率远低于使用白光或绿光光源。在光源被移除时，黄铁矿和方铅矿的回收率均无明显变化，与单矿物的实验结果一致，说明此时光催化氧化无法进行。因此，光源是激发光催化氧化的必要条件，也是反应启动所需能量的来源。综合考虑到应用和经济问题，白光光源为优选光源，被用于后续的实验和测试。
实施例8：(黄铁矿-方铅矿混合硫化矿物光催化反应光照时间筛选-浮选案例)
光催化反应工艺流程：
将3g黄铁矿4-方铅矿混合硫化矿物(0.035-0.074mm)、10mL水、1.5mol％的EosinY加入氧气氛围充满的25mL烧瓶中，磁力搅拌下，在白光LED光源装置中进行光催化反应直至指定时间；将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品，该过程的pH均为7。
浮选工艺流程：
将得到光催化反应处理后的矿物样品用水冲入40mL浮选槽中，补入适量水，搅拌充气3分钟，使其矿浆化，加入乙基黄原酸钠浮选药剂溶液，搅拌充气3分钟后刮取与泡沫一同上浮的精矿，每分钟刮取20次，持续3分钟，将精矿和尾矿分别烘干称重，计算回收率如图9所示，浮选流程如图2所示(浮选过程的pH均为7)。
为确定铅铁混合矿物体系中黄铁矿和方铅矿氧化速率，选取不同光照时间进行了光催化氧化反应，实验结果图9所示。从图9可以看出在铅铁混合矿中黄铁矿仍易于被光催化剂EosinY氧化，同时方铅矿仍很难被光催化剂EosinY氧化。黄铁矿的回收率在光催化氧化反应0-3h内急剧下降，由83％下降到20％，下降了63％，同时Fe的品位由22％降到10％。在3h后，黄铁矿被光催化氧化的速率放缓，与单矿物氧化速率实验结果一致，这可能是由于已经氧化生成的铁氧化物和铁氢氧化物趋于饱和，并遮住了未被氧化的少部分矿物颗粒，使其难以参与反应被氧化。而方铅矿的回收率在0-3h内下降了18％，但Pb的品位明显得到提升，由44wt.％提升到66wt.％，升高了22wt.％。表明方铅矿由于与黄铁矿颗粒接触被一定程度的氧化抑制，但其氧化抑制的程度远远弱于黄铁矿。在3h后方铅矿的回收率保持稳定，未被进一步氧化。
实施例9：(黄铁矿-方铅矿混合硫化矿物光催化反应光催化剂用量筛选-浮选案例)
光催化反应工艺流程：
将3g黄铁矿-方铅矿混合硫化矿物(0.035-0.074mm)、10mL水、指定量的EosinY加入氧气氛围充满的25mL烧瓶中，磁力搅拌下，在白光LED光源装置中进行光催化反应直至3h；将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品，该过程的pH均为7。
浮选工艺流程：
将得到光催化反应处理后的矿物样品用水冲入40mL浮选槽中，补入适量水，搅拌充气3分钟，使其矿浆化，加入乙基黄原酸钠浮选药剂溶液，搅拌充气3分钟后刮取与泡沫一同上浮的精矿，每分钟刮取20次，持续3分钟，将精矿和尾矿分别烘干称重，计算回收率如图10所示，浮选流程如图2所示(浮选过程的pH均为7)。
接下来，同样对铅铁混合矿体系的光催化剂用量条件进行了筛选实验，探究铅铁矿物混合体系种的最佳光催化剂用量。实验结果如图10所示。从图10可以看出在铅铁混合矿中，随着光催化剂EosinY用量的增加，方铅矿的回收率仅降低了18％，但Pb的品位却提升了22wt.％，这表明方铅矿难以被光催化剂Eosin Y氧化抑制。而对于黄铁矿而言，随着光催化剂EosinY用量的增加，回收率有显著的下降，由83％下降到20％，下降幅度为方铅矿的3.5倍，Fe的品位显著下降了12wt.％。这表明，在铅铁混合矿体系中，相比方铅矿，黄铁矿被光催化氧化的速率更快，程度更深。同时，黄铁矿随着光催化用量增大，黄铁矿被氧化抑制的速率进一步加快，程度进一步加深。考虑到经济和对后续流程的影响，我们选择1.5mol％为优选光催化剂用量，并在后续实验和测试中使用。
实施例10：(黄铁矿-方铅矿混合硫化矿物光催化反应光催化剂用量筛选-浮选案例)
光催化反应工艺流程：
将3g黄铁矿-方铅矿混合硫化矿物(0.035-0.074mm)、10mL水、1.5wt.％的Rosebengal光催化剂加入指定气体氛围充满的25mL烧瓶中，磁力搅拌下，在指定光源颜色的反应装置中进行光催化反应直至3h；将反应后的固液混合物经过过滤-冲洗-抽滤，经过反复冲洗和抽滤后将矿物样品表面黏附的光催化剂洗净，得到处理后的矿物样品，该过程的pH均为7。
浮选工艺流程：
将得到光催化反应处理后的矿物样品用水冲入40mL浮选槽中，补入适量水，搅拌充气3分钟，使其矿浆化，加入乙基黄原酸钠浮选药剂溶液，搅拌充气3分钟后刮取与泡沫一同上浮的精矿，每分钟刮取20次，持续3分钟，将精矿和尾矿分别烘干称重，计算回收率如图10所示，浮选流程如图2所示(浮选过程的pH均为7)。
表2
Figure BDA0002686884780000161
Figure BDA0002686884780000171
表中的Fe的回收率以及品位指黄铁矿的回收率和品位；所述的Pb的回收率以及品位指方铅矿的回收率和品位。
对铅铁混合矿体系的Rose bengal光催化剂的光源条件及气体氛围进行了筛选实验。实验结果如表2所示。从表2可以看出在铅铁混合矿中，Rose bengal光催化剂在白光/绿光和蓝光下均对黄铁矿有明显的选择性氧化抑制效果，其中蓝光最佳，白光其次，绿光再次，同时再黑暗下无明显氧化抑制效果，这表明光源是光催化剂氧化的重要驱动力。气体氛围实验表明，氧气下Rose bengal光催化剂的选择性抑制黄铁矿的效果最佳，其次是空气，而在氮气中无明显氧化抑制效果，这表明，氧气氛围是光催化氧化反应的必要条件。
综上，本发明提供的技术方案，通过对不同矿物氧化反应的精准控制，借助光催化剂吸收光能，驱动氧气和水最大程度发挥了对黄铁矿的选择性氧化作用，而不对方铅矿产生任何负面影响，极大的提升了硫化铅铁矿物的浮选分离效果。在简化药剂制度、节约成本和能源且绿色环保的前提下实现了铅精矿回收率和品位的大幅度提高，为解决复杂硫化矿难选问题提供了新的思路和方法。

Claims (28)

1.一种硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，将包含硫化矿和氧化剂的浆料在式1结构式的催化剂、光辐照下处理，对其中的黄铁矿脉石进行光催化选择性氧化；
Figure 470944DEST_PATH_IMAGE002
式1
所述的R1~R8独自为H、C1~C6的烷基、C1~C6的烷氧基、羟基、卤素或硝基；
所述的M1、M2独自为H、Na、K或NH4；
所述的硫化矿中的有用硫化矿为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿中的至少一种。
2.如权利要求1所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，式1中，所述的R1~R4独自为H或者卤素；所述的R5~R8独自为卤素。
3.如权利要求1所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，所述的卤素为F、Cl或Br。
4.如权利要求1所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，所述的M1、M2为Na或K。
5.如权利要求1所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，所述的催化剂为具有式1-A、式1-B化合物中的至少一种；
Figure 60188DEST_PATH_IMAGE004
式1-A
Figure 40258DEST_PATH_IMAGE006
式1-B。
6.如权利要求1~5任一项所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，所述的催化剂用量大于或等于硫化矿摩尔量的0.03%。
7.如权利要求1所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，所述的催化剂用量大于或等于硫化矿摩尔量的0.5%。
8.如权利要求1所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，所述的催化剂用量大于或等于硫化矿摩尔量的1%。
9.如权利要求1所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，所述的催化剂用量为硫化矿摩尔量的1.00-1.50%。
10.如权利要求1~5任一项所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，所述的氧化剂为含氧气氛。
11.如权利要求10所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，所述的氧化剂为氧气、空气中的至少一种。
12.如权利要求1~5任一项所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，所述的光为白光、绿光或蓝光中的至少一种。
13.如权利要求1~5任一项所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，光催化选择性氧化过程的温度为35℃及以下。
14.如权利要求1~5任一项所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，光催化选择性氧化过程的时间不低于15min。
15.如权利要求14所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，光催化选择性氧化过程的时间不低于3h。
16.如权利要求14所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，光催化选择性氧化过程的时间为3~36h。
17.如权利要求14所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性氧化方法，其特征在于，光催化选择性氧化过程的时间为6~24h。
18.一种硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤(1)：预处理
采用权利要求1~17任一项所述的方法对硫化矿进行光催化选择性氧化处理，对处理后的反应液进行固液分离，获得处理后的硫化矿；
步骤(2)：浮选
将处理后的硫化矿浆化并进行浮选处理，分离得到有用硫化矿。
19.如权利要求18所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，浮选过程的浮选药剂包括捕收剂和起泡剂。
20.如权利要求19所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，所述的捕收剂为硫化矿用捕收剂。
21.如权利要求20所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，所述的捕收剂为乙基黄原酸钠、乙基黄原酸钾、丁基黄原酸钠、丁基黄原酸钾、戊基黄原酸钠、戊基黄原酸钾中的至少一种。
22.如权利要求20所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，浮选过程中，矿浆中的捕收剂的浓度为1×10-5 mol/L-1×10-3 mol/L。
23.如权利要求19所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，所述的起泡剂为松油醇，MIBC中的至少一种；浮选过程中，矿浆中的起泡剂的浓度为1×10-6 mol/L-1×10-4 mol/L。
24.如权利要求18所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，浮选过程的pH=4-10。
25.如权利要求24所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，浮选过程的pH=6-8。
26.如权利要求18所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，浮选过程的温度为15-35℃。
27.如权利要求18所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，浮选过程的温度为15-25℃。
28.如权利要求18~27任一项所述的硫化矿中黄铁矿脉石的选择性分离方法，其特征在于，从步骤（1）固液分离的液体部分回收其中的催化剂，并循环使用。
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Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113893947B (zh) * 2021-10-08 2023-03-24 中南大学 一种用于工业矿石光催化氧化预处理装置
CN113880218B (zh) * 2021-10-12 2022-11-29 中南大学 一种利用黄铁矿尾矿的有机染料废水处理系统
CN114074032B (zh) * 2021-11-02 2023-02-03 武汉理工大学 一种利用h2o2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法
CN115007323B (zh) * 2022-06-17 2024-01-23 中南大学 一种抑制矿物中黄铁矿浮选的方法
CN115138482B (zh) * 2022-07-06 2024-01-23 中南大学 一种黄铜矿和/或黄铁矿的靶向抑制及Cu-Fe-Mo硫化矿浮选分离方法

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1031566A (zh) * 1987-06-22 1989-03-08 中国科学院化工冶金研究所 催化氧化酸法预处理难冶炼金精矿
US6143259A (en) * 1995-08-23 2000-11-07 Arias; Jesus A Treatment of pyrite and arsenophrite containing material with ferric ions and sulfur dioxide/oxygen mixture to improve extraction of valuable metals therefrom
CN1724162A (zh) * 2005-06-07 2006-01-25 天门市天宝化工科技有限公司 一种多元复合脱硫催化剂
KR20100129181A (ko) * 2009-05-28 2010-12-08 일진머티리얼즈 주식회사 생체 분해성 스텐트 및 이의 제조 방법
CN102008977A (zh) * 2010-02-24 2011-04-13 中南大学 蒽醌-2-磺酸钠在氰化浸取氧化矿料中高品位金中的应用
CN102126804A (zh) * 2011-04-25 2011-07-20 中南大学 一种降解高浓度有机废水的方法
CN104080541A (zh) * 2012-01-27 2014-10-01 赢创德固赛有限公司 通过氧化剂辅助的泡沫浮选法富集金属硫化物矿石

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP3964682B2 (ja) * 2002-01-08 2007-08-22 独立行政法人産業技術総合研究所 非化学量論的金属化合物微粒子の分離方法及び分離装置
US7152741B2 (en) * 2002-02-12 2006-12-26 Air Liquide Canada Use of ozone to increase the flotation efficiency of sulfide minerals
CN100362113C (zh) * 2005-11-25 2008-01-16 东北大学 一种含钛高炉渣的处理方法
WO2008102418A1 (ja) * 2007-02-19 2008-08-28 Sanyo Chemical Industries, Ltd. 多層構造粒子
CN100560517C (zh) * 2007-08-10 2009-11-18 南京大学 一种电化学氧化絮凝组合工艺预处理焦化废水的方法
CN105060455B (zh) * 2015-07-29 2017-08-25 中国科学院南海海洋研究所 一种基于天然黄铁矿能协同去除水体中重金属‑有机污染物的光催化法
CN109647628B (zh) * 2019-01-28 2020-03-10 中南大学 1,3,4-噻二唑类化合物在硫化矿浮选中的应用
CN111549220B (zh) * 2020-04-09 2022-02-18 中国恩菲工程技术有限公司 低品位金属硫化矿提取有价金属的方法

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1031566A (zh) * 1987-06-22 1989-03-08 中国科学院化工冶金研究所 催化氧化酸法预处理难冶炼金精矿
US6143259A (en) * 1995-08-23 2000-11-07 Arias; Jesus A Treatment of pyrite and arsenophrite containing material with ferric ions and sulfur dioxide/oxygen mixture to improve extraction of valuable metals therefrom
CN1724162A (zh) * 2005-06-07 2006-01-25 天门市天宝化工科技有限公司 一种多元复合脱硫催化剂
KR20100129181A (ko) * 2009-05-28 2010-12-08 일진머티리얼즈 주식회사 생체 분해성 스텐트 및 이의 제조 방법
CN102008977A (zh) * 2010-02-24 2011-04-13 中南大学 蒽醌-2-磺酸钠在氰化浸取氧化矿料中高品位金中的应用
CN102126804A (zh) * 2011-04-25 2011-07-20 中南大学 一种降解高浓度有机废水的方法
CN104080541A (zh) * 2012-01-27 2014-10-01 赢创德固赛有限公司 通过氧化剂辅助的泡沫浮选法富集金属硫化物矿石

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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Eosin Y as a Redox Catalyst and Photosensitizer for Sequential Benzylic C-H Amination and Oxidation;Wen-Jing Xiao 等;《Chemistry-A European Journal》;20181113;第24卷(第63期);16895-16901 *

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CN112642576A (zh) 2021-04-13

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