二步法回收受抑制的黃鐵礦和磁黃鐵礦的工藝方法技術

本發明專利技術公開了一種二步法回收受抑制的黃鐵礦和磁黃鐵礦的工藝方法，它包括以下步驟：（1）加入酸，使pH值〈10；（2）加入硫酸銅；（3）加入丁基黃藥；（4）加入起泡劑；（5）浮選得到高硫精礦；（6）浮選后的礦漿再加入酸，使pH值為6-7；（7）加入硫酸銅；（8）加入丁基黃藥；（9）加入起泡劑；（10）浮選得到低硫精礦。本發明專利技術大幅提高硫、鐵回收率，提高礦產資源的綜合回收利用率，并減少燒渣大量堆存帶來的環境污染和占用土地問題。對提高礦山及社會經濟效益均具有重要意義。

【技術實現步驟摘要】

本專利技術涉及受抑制的黃鐵礦和磁黃鐵礦浮選產出硫精礦的工藝方法。
技術介紹
礦石一般由有用礦物和脈石組成，礦石中有用礦物的含量一般都較低，不能直接進行冶煉，需要先進行加工，除去其中的大部分脈石與有害成分，使有用礦物富集成含量較高的精礦。礦物加工工藝技術是充分利用各種礦物的物理、化學等性質差異，達至礦物分離、富集的目的。常用的礦物加工工藝技術有重選、磁選、浮選等。硫精礦是制取硫酸的主要原料，主要由礦石中的含硫礦物富集產出。通常產出硫精礦的礦物為黃鐵礦(分子式FeS2、理論含硫量53. 3%)和磁黃鐵礦(分子式FenSn+1、η值一般為7_11，理論含硫量38-40%)。黃鐵礦表面疏水性較好，一般米用浮選回收；磁黃鐵礦具有磁性，米用磁選回收。雖然兩種礦物均為制酸原料，但由于二者的硫、鐵元素含量、焙燒溫度存在差異，對制酸的配料、焙燒溫 度要求均有差異；并且硫精礦含鐵的不同、產出的硫酸燒渣的利用價值不同，含鐵較高的燒渣可作為煉鐵和鐵球團的原料，而含鐵較低的燒渣難以利用，且堆存對環境污染較大。如在安徽銅陵有色冬瓜山銅礦生產過程中，常常存在硫精礦的硫含量及回收率波動較大的情況，當硫精礦含硫大于40%時，硫回收率較低；當硫精礦含硫小于35%時，硫回收率較高；嚴重影響生產的穩定，給產品銷售帶來難度，且影響礦山的經濟效益。
技術實現思路
本專利技術的目的就是提供一種回收受抑制的黃鐵礦和磁黃鐵礦的方法，分別選出高硫精礦和低硫精礦廣品，達到提聞礦廣資源利用率、提聞礦山和社會經濟效益的目標。本專利技術采用的技術方案是，其特征是它包括以下步驟(1)將銅鉛等有色金屬礦物優先浮選尾礦的礦漿加入酸，調節酸堿度，使PH值〈10; (2)對上述調節酸堿度后的銅鉛優先浮選尾礦礦漿中按100-300g/t，加入硫酸銅，攪拌2-3分鐘； (3)再按100-200g/t加入丁基黃藥，攪拌2-3分鐘； (4)加入按50-100g/t加入起泡劑； (5)浮選時間5-10分鐘，即得到高硫精礦； (6)對上述浮選后的礦漿再加入酸，調節酸堿度，使pH值為6-7； (7)對步驟6調節酸堿度后的礦漿中同時加入1000-3000g/t硫酸亞鐵和100-300g/t硫酸銅，并攪拌2-3分鐘； (8)再按100-200g/t加入丁基黃藥，攪拌2-3分鐘； (9)加入按80-102g/t加入起泡劑； (10)浮選時間5-10分鐘，即得到低硫精礦。上述的調節酸堿度用酸為硫酸，將進一步降低成本。上述的起泡劑為2號油。本專利技術中未受抑制黃鐵礦可浮性較好、浮游速度較快，礦漿pH值大于12后浮游速度變慢、可浮性變差而難以上浮。受抑制黃鐵礦采用硫酸調整礦漿PH值小于10后，可浮性恢復。而磁黃鐵礦未受抑制時與黃鐵礦相比較，可浮性略差、浮游速度略慢，礦漿pH值大于8后浮游速度變慢、可浮性變差。受抑制后的磁黃鐵礦需調整礦漿pH值至6 7，可有效活化，并且被活化后抑制困難。根據二者的浮選特性及差異，采用二步浮硫法工藝，首先浮選黃鐵礦、再浮磁黃鐵礦，可有效地分別浮選受抑制的黃鐵礦和磁黃鐵礦，產出高硫精礦(主要為黃鐵礦)和低硫精礦(主要為磁黃鐵礦)。二步浮硫法工藝技術的關鍵，采用硫酸調整礦漿PH值至所需pH值、混合活化劑活化浮選，可有效地分別浮選受抑制的黃鐵礦和磁黃鐵礦，廣出聞硫精礦和低硫精礦兩種廣品。本專利技術有益效果經過試生產期，高硫精礦含硫42. 18%、硫回收率30. 3%，低硫精礦含硫24. 32%、硫回收率13. 31% ;總硫回收率(硫精礦與高硫鐵精礦二者硫回收率之和)69. 9%ο聞硫精礦含硫穩定在40 44%,平均含硫較原硫精礦硫品位提聞5%以上、總硫回收率較改造前提高15. 46%。高硫精礦產品硫品位大于42%，制酸后的燒渣含鐵55% 58%，可作為鐵球團和煉鐵原料，聞硫精礦中的硫、鐵資源利用率達100%,大幅提聞硫、鐵回收率，提高礦產資源的綜合回收利用率，并減少燒渣大量堆存帶來的環境污染和占用土地問題。對提高礦山及社會經濟效益均具有重要意義。附圖說明圖1為本專利技術工藝流程圖。圖2為本專利技術實施例1流程圖。圖3為本專利技術實施例2流程圖。具體實施例方式實施例1:加圖2所示；包括下述步驟 (I)銅浮選尾礦流入藥劑攪拌桶1，按要求用量濃(稀)硫酸由藥劑泵泵入攪拌桶1，與硫酸充分作用的尾礦(pH值〈10)流入藥劑攪拌桶2，添加硫酸銅至藥劑攪拌桶2，與硫酸銅充分作用的尾礦流入浮選機I (丁基黃藥和起泡劑添加于浮選機前端入口處)，浮選5-10分鐘，上浮泡沫(高硫精礦)由浮選機刮板刮出。硫酸用量根據銅浮選尾礦礦漿PH的高低而定，關鍵點為應將礦漿PH值調整至〈10 ;丁基黃藥和起泡劑用量、浮選時間根據銅浮選尾礦含硫的聞低確定。(2)高硫精礦浮選尾礦流入藥劑攪拌桶3，按要求用量濃(稀)硫酸由藥劑泵泵入攪拌桶3，與硫酸充分作用的尾礦(pH值6-7)流入藥劑攪拌桶4，添加硫酸亞鐵和硫酸銅至藥劑攪拌桶4，與硫酸亞鐵和硫酸銅充分作用的尾礦流入浮選機2 (丁基黃藥和起泡劑添加于浮選機前端入口處)，浮選5-10分鐘，上浮泡沫(低硫精礦)由浮選機刮板刮出，分別得到高硫精礦和低硫精礦。關鍵點為礦漿PH值調整至6-7 ;丁基黃藥和起泡劑用量、浮選時間根據銅浮選尾礦含硫的高低確定。(3)為保證精礦產品質量，可根據需要對產出的精礦增加精選作業，以提高精礦品位(硫含量)。實施例2 :如圖3所示，包括下述步驟 (I)銅浮選尾礦流入藥劑攪拌桶1，按要求用量濃(稀)硫酸由藥劑泵泵入攪拌桶1，與硫酸充分作用的尾礦(pH值6-7)流入藥劑攪拌桶2，添加硫酸亞鐵和硫酸銅至藥劑攪拌桶2，與硫酸銅充分作用的尾礦流入浮選機I (丁基黃藥和起泡劑添加于浮選機前端入口處)，黃鐵礦可浮性較好，浮選速度較快，前5-10分鐘，上浮泡沫為高硫精礦。后10-15分鐘，上浮泡沫為低硫精礦，分別得到高硫精礦和低硫精礦。關鍵點為礦漿PH值調整至6-7 ;丁基黃藥和起泡劑用量根據銅浮選尾礦含硫的高低確定；浮選時間較關鍵，應根據銅浮選尾礦含硫的高低、藥劑用量通過試生產確定。(2)高硫精礦需要采用精選保證精礦產品質量,低硫精礦可根據需要確定是否需要精選作業。實施方案2簡化了藥劑添加程序，操作精度要求較高。權利要求1.二步法回收黃鐵礦和磁黃鐵礦銅鉛優先浮選尾礦礦漿的方法，其特征是它包括以下步驟(1)將銅鉛優先浮選尾礦礦漿加入酸，調節酸堿度，使PH值〈10;(2)對上述調節酸堿度后的銅鉛優先浮選尾礦礦漿中按100-300g/t，加入硫酸銅，攪拌 2-3分鐘；(3)再按100-200g/t加入丁基黃藥，攪拌2-3分鐘；(4)加入按50-100g/t加入起泡劑；(5)浮選時間5-10分鐘，即得到高硫精礦；(6)對上述浮選后的礦漿再加入酸，調節酸堿度，使pH值為6-7；(7)對步驟6調節酸堿度后的礦漿中同時加入1000-3000g/t硫酸亞鐵和100-300g/t 硫酸銅，并攪拌2-3分鐘；(8)再按100-200g/t加入丁基黃藥，攪拌2-3分鐘；(9)加入按80-102g/t加入起泡劑；(10)浮選時間5-10分鐘，得到低硫精礦。2.根據權利要求1所述的二步法回收黃鐵礦和磁黃鐵礦銅鉛優先浮選尾礦礦漿的方法，其特征是所述調節酸堿度用酸為硫酸。3.根據權本文檔來自技高網...

【技術保護點】
二步法回收黃鐵礦和磁黃鐵礦銅鉛優先浮選尾礦礦漿的方法，其特征是它包括以下步驟：（1）將銅鉛優先浮選尾礦礦漿加入酸，調節酸堿度，使pH值〈10；（2）對上述調節酸堿度后的銅鉛優先浮選尾礦礦漿中按100?300g/t，加入硫酸銅，攪拌2?3分鐘；（3）再按100?200?g/t加入丁基黃藥，攪拌2?3分鐘；（4）加入按50?100?g/t加入起泡劑；（5）浮選時間5?10分鐘，即得到高硫精礦；（6）對上述浮選后的礦漿再加入酸，調節酸堿度，使pH值為6?7；（7）對步驟6調節酸堿度后的礦漿中同時加入1000?3000g/t硫酸亞鐵和100?300g/t硫酸銅，并攪拌2?3分鐘；（8）再按100?200?g/t加入丁基黃藥，攪拌2?3分鐘；（9）加入按80?102?g/t加入起泡劑；（10）浮選時間5?10分鐘，得到低硫精礦。

【技術特征摘要】

【專利技術屬性】
技術研發人員：趙紅芬，胡新付，汪太平，何國勇，李冬，代獻仁，鄧禾淼，朱繼生，王周和，
申請(專利權)人：銅陵有色金屬集團股份有限公司，
類型：發明
國別省市：