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CN114074032B - 一种利用h2o2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法 - Google Patents

一种利用h2o2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法 Download PDF

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CN114074032B CN202111289644.3A CN202111289644A CN114074032B CN 114074032 B CN114074032 B CN 114074032B CN 202111289644 A CN202111289644 A CN 202111289644A CN 114074032 B CN114074032 B CN 114074032B
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Abstract

本发明公开一种利用H2O2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，属于矿物加工技术领域。该浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，包括以下步骤：S1、将黄铜矿、黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆；其中，黄铜矿和黄铁矿粒径小于150μm；S2、调节矿浆pH至7.5–9.0，之后加入H2O2，之后加入捕收剂，之后充气浮选，浮选泡沫为黄铜矿。该方法提高了黄铜矿的品位和回收率，精矿产率最高为55.01％，精矿中铜品位最高为26.06％，黄铜矿回收率最高为90.05％。

Description

一种利用H2O2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种利用H2O2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法。
背景技术
铜资源是国民经济发展中应用最为广泛的重要基础原材料之一，被广泛应用于电气、轻工、机械制造、建筑工业、国防工业等领域，在我国有色金属材料的消费中仅次于铝。
黄铜矿是重要的含铜矿物，常用浮选方法获得，浮选过程需要消耗大量淡水资源，采用海水代替淡水作为浮选媒介具有较好的应用前景。
目前铜硫分离主流浮选方案是添加大量石灰做抑制剂浮选黄铜矿，其pH为12左右，高碱性条件会使泡沫粘性增大，黄铜矿品位与回收率降低，且浮选用水需要处理之后才能继续使用或排放，增大环保成本。
发明内容
本发明的目的在于克服上述技术不足，提供一种利用H2O2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，解决现有技术中黄铜矿品位与回收率低的技术问题。
为达到上述技术目的，本发明的技术方案提供一种利用H2O2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，包括以下步骤：
S1、将黄铜矿、黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆；其中，黄铜矿和黄铁矿的粒径小于150μm；
S2、调节矿浆的pH至7.5-9.0，之后加入H2O2，之后加入捕收剂，之后充气浮选，得到的浮选泡沫为黄铜矿。
进一步地，在步骤S2中，所述H2O2的浓度为27.5％-35％。
进一步地，在步骤S2中，所述H2O2的加入量为矿浆体积的0- 0.1％。
进一步地，在步骤S1中，所述黄铜矿和所述黄铁矿的总质量与模拟海水的物料比为1g:25-30mL。
进一步地，在步骤S2中，所述捕收剂为丁基黄药。
进一步地，按照所述丁基黄药与矿浆的物料比200-250g:1t 加入所述丁基黄药。
在步骤S1中，所述模拟海水的主要成分包括0.45-0.47mol/L 的NaCl，0.01-0.02mol/L的KCl，0.01-0.02mol/L的CaCl2，0.025 -0.03mol/L的MgCl2，0.0018-0.002mol/L的NaHCO3，0.028-0.03 mol/L的MgSO4和0.00087-0.0009mol/L的KBr。
进一步地，在步骤S2中，所述充气浮选的时间为10-15min。
进一步地，在步骤S2中，用NaOH调节矿浆的pH至7.5-9.0。
进一步地，所述NaOH的浓度为0.1-0.2mol/L。
进一步地，在步骤S2中，加入H2O2并搅拌5-10min。
与现有技术相比，本发明的有益效果包括：将黄铜矿、黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆，其中，黄铜矿和黄铁矿的粒径小于150 μm；调节矿浆pH至7.5-9.0，矿浆为弱碱性，之后加入具有氧化作用的H2O2，由于黄铁矿较黄铜矿更易被氧化，因此黄铁矿表面的金属离子先被氧化溶解，生成大量羟基络合物，这些络合物更易吸附在黄铁矿表面，从而增加黄铁矿亲水性，抑制黄铁矿浮选；在H2O2浓度较低时，黄铜矿不会被氧化，且在表面形成聚硫层，增强黄铜矿疏水性，进而增加黄铜矿可浮性。从而提高了黄铜矿品位和回收率，精矿产率最高为55.01％，精矿中铜品位最高为26.06％，黄铜矿回收率最高为90.05％。
具体实施方式
本具体实施方式提供了一种利用H2O2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，包括以下步骤：
S1、将黄铜矿、黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆；其中，黄铜矿和黄铁矿的粒径小于150μm；所述黄铜矿和所述黄铁矿的总质量与模拟海水的物料比为1g:25-30mL；所述模拟海水的主要成分包括0.45-0.47mol/L的NaCl，0.01-0.02mol/L的KCl，0.01-0.02 mol/L的CaCl2,0.025-0.03mol/L的MgCl2，0.0018-0.002mol/L的 NaHCO3，0.028-0.03mol/L的MgSO4和0.00087-0.0009mol/L的 KBr；
S2、调节矿浆pH至7.5-9.0，稳定pH值6-10min，之后加入抑制剂H2O2搅拌5-10min，之后按照所述丁基黄药与矿浆的物料比200-250g:1t加入捕收剂丁黄药，之后充气浮选10-15min，得到的浮选泡沫为黄铜矿；其中，所述H2O2浓度为27.5％-35％，所述H2O2的加入量为矿浆体积的0-0.1％。
为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
下述实施例中的黄铜矿和黄铁矿进行人工破碎后，使用三头研磨机研磨，得到粒径小于150μm的颗粒，黄铜矿原料中黄铜矿的纯度为91.9％，黄铁矿原料中黄铁矿的纯度为98.93％。黄铜矿和黄铁矿的质量比为1:1混合得到混合矿物，混合矿物中铜品位为15.92％，铁品位为38.63％，硫品位为44.85％。
实施例1
本实施例提出一种利用H2O2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，包括以下步骤：
S1、将黄铜矿、黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆；其中，黄铜矿和黄铁矿的粒径小于150μm；所述黄铜矿和所述黄铁矿的总质量与模拟海水的物料比为1g:25mL；模拟海水主要含有如下组分： 0.47mol/L的NaCl，0.01mol/L的KCl，0.01mol/L的CaCl2，0.025 mol/L的MgCl2，0.0018mol/L的NaHCO3，0.028mol/L的MgSO4和0.00087mol/L的KBr。
S2、调节矿浆pH至8.0，稳定pH值6min，之后加入抑制剂H2O2搅拌6min，之后按照所述丁基黄药与矿浆物料比200g:1t加入所述丁基黄药，之后充气浮选10min，得到的浮选泡沫为黄铜矿，槽内产品为黄铁矿，过滤法进行固液分离，得到精矿与尾矿，结果如表1所示；其中，所述H2O2的浓度为35％，所述H2O2的加入量为矿浆体积的 0.05％。
实施例2
本实施例提出一种利用H2O2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，包括以下步骤：
S1、将黄铜矿、黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆；其中，黄铜矿和黄铁矿的粒径小于150μm；所述黄铜矿和所述黄铁矿的总质量与模拟海水的物料比为1g:30mL；模拟海水主要含有如下组分： 0.46mol/L的NaCl，0.015mol/L的KCl，0.015mol/L的CaCl2，0.025 mol/L的MgCl2，0.002mol/L的NaHCO3，0.03mol/L的MgSO4和 0.0009mol/L的KBr。
S2、调节矿浆pH至7.5，稳定pH值10min，之后加入抑制剂H2O2搅拌10min，之后按照所述丁基黄药与矿浆的物料比250g:1t加入所述丁基黄药，之后充气浮选15min，得到的浮选泡沫为黄铜矿，槽内产品为黄铁矿，过滤法进行固液分离，得到精矿与尾矿，结果如表1所示；其中，所述H2O2的浓度为30％，所述H2O2的加入量为矿浆体积的0.025％。
实施例3
本实施例提出一种利用H2O2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，包括以下步骤：
S1、将黄铜矿、黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆；其中，黄铜矿和黄铁矿的粒径小于150μm；所述黄铜矿和所述黄铁矿的总质量与模拟海水的物料比为1g:28mL；模拟海水主要含有如下组分： 0.45mol/L的NaCl，0.02mol/L的KCl，0.01mol/L的CaCl2，0.027 mol/L的MgCl2，0.0019mol/L的NaHCO3，0.028mol/L的MgSO4和0.00089mol/L的KBr。
S2、调节矿浆的pH至9.0，稳定pH值8min，之后加入抑制剂H2O2搅拌5min，之后按照所述丁基黄药与矿浆的物料比220g:1t加入所述丁基黄药，之后充气浮选12min，得到的浮选泡沫为黄铜矿，槽内产品为黄铁矿，过滤法进行固液分离，得到精矿与尾矿，结果如表1所示；其中，所述H2O2的浓度为27.5％，所述H2O2的加入量为矿浆体积的0.06％。
对比例1
本对比例与实施例1的区别仅在于添加H2O2添加量为矿浆体积的 1％，结果如表1所示。
对比例2
本对比例与实施例1的区别仅在于用淡水代替模拟海水，结果如表1所示。
对比例3
本对比例与实施例1的区别仅在于没有添加H2O2，结果如表1所示。
表1实施例1-3及对比例1-3的选矿试验结果
精矿产率/％ 铜品位/％ 黄铜矿回收率/％
实施例1 55.01 26.06 90.05
实施例2 57.12 24.43 87.65
实施例3 55.23 23.59 81.84
对比例1 25.24 18.52 29.36
对比例2 54.48 23.07 78.95
对比例3 62.83 19.55 77.16
从表1可以看出，本发明提出的浮选方法，黄铜矿的回收率高，而且铜品位也得到了大幅度提升，对比例1的黄铜矿回收率与铜品位都非常低，无法实现铜硫浮选分离，说明过高浓度H2O2严重抑制了矿物浮选。对比例2表明，模拟海水对铜硫浮选的分离效果优于淡水，对比例3表明，在不添加H2O2时，黄铜矿与黄铁矿会同时被浮选到精矿中，缺乏对黄铁矿的抑制效果，导致精矿中黄铜矿回收率较低，铜品位也非常低。
以上所述本发明的具体实施方式，并不构成对本发明保护范围的限定。任何根据本发明的技术构思所做出的各种其他相应的改变与变形，均应包含在本发明权利要求的保护范围内。

Claims (5)

1.一种利用 H2O2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、将黄铜矿、黄铁矿和模拟海水混合得到矿浆；其中，黄铜矿和黄铁矿粒径小于150 μm；
S2、用 NaOH 调节矿浆的 pH 至 7.5 - 9.0，之后加入 H2O2，之后加入捕收剂，之后充气浮选，得到的浮选泡沫为黄铜矿，在步骤S2 中，所述 H2O2的浓度为27.5% - 35%，在步骤S2 中，所述 H2O2的加入量为矿浆体积的0.05%，所述 NaOH 的浓度为 0.1 - 0.2 mol/L，在步骤S1 中，所述模拟海水的成分包括 0.45 - 0.47 mol/L 的 NaCl，0.01 - 0.02 mol/L的 KCl，0.01 - 0.02 mol/L 的 CaCl2, 0.025 - 0.03 mol/L 的 MgCl2，0.0018 - 0.002mol/L 的 NaHCO3，0.028- 0.03 mol/L 的 MgSO4 和 0.00087 - 0.0009 mol/L 的 KBr。
2.根据权利要求 1 所述的浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，其特征在于，在步骤 S1中，所述黄铜矿和所述黄铁矿的总质量与模拟海水的物料比为 1 g : 25 - 30 mL。
3.根据权利要求 1 所述的浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，其特征在于，在步骤S2中，所述捕收剂为丁基黄药。
4.根据权利要求3 所述的浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，其特征在于，按照所述丁基黄药与矿浆的物料比 200 - 250 g : 1 t 加入所述丁基黄药。
5.根据权利要求 1 所述的浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法，其特征在于，在步骤S2中，所述充气浮选时间为 10 - 15 min。
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