一种利用h2o2浮选分离黄铜矿与黄铁矿的方法
技术领域
1.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：
2.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。
3.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。
4.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。
技术实现要素：
5.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。
6.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：
7.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；
8.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。
9.进一步地，在步骤s2中，所述h2o2的浓度为27.5％-35％。
10.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％。
11.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。
12.进一步地，在步骤s2中，所述捕收剂为丁基黄药。
13.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。
14.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nahco3，0.028-0.03mol/l的mgso4和0.00087-0.0009mol/l的kbr。
15.进一步地，在步骤s2中，所述充气浮选的时间为10-15min。
16.进一步地，在步骤s2中，用naoh调节矿浆的ph至7.5-9.0。
17.进一步地，所述naoh的浓度为0.1-0.2mol/l。
18.进一步地，在步骤s2中，加入h2o2并搅拌5-10min。
19.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150μm；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
20.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：
21.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，0.01-0.02mol/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；
22.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％。
23.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。
24.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％。
25.实施例1
26.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：
27.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cacl2，0.025mol/l的mgcl2，0.0018mol/l的nahco3，0.028mol/l的mgso4和0.00087mol/l的kbr。
28.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％。
29.实施例2
30.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：
31.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cacl2，0.025mol/l的mgcl2，0.002mol/l的nahco3，0.03mol/l的mgso4和0.0009mol/l的kbr。
32.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％。
33.实施例3
34.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：
35.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cacl2，0.027mol/l的mgcl2，0.0019mol/l的nahco3，0.028mol/l的mgso4和0.00089mol/l的kbr。
36.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％。
37.对比例1
38.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。
39.对比例2
40.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。
41.对比例3
42.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。
43.表1实施例1-3及对比例1-3的选矿试验结果
[0044] 精矿产率/％铜品位/％黄铜矿回收率/％实施例155.0126.0690.05实施例257.1224.4387.65实施例355.2323.5981.84对比例125.2418.5229.36对比例254.4823.0778.95对比例362.8319.5577.16
[0045]
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。
[0046]
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。
技术领域
1.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：
2.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。
3.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。
4.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。
技术实现要素：
5.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。
6.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：
7.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；
8.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。
9.进一步地，在步骤s2中，所述h2o2的浓度为27.5％-35％。
10.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％。
11.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。
12.进一步地，在步骤s2中，所述捕收剂为丁基黄药。
13.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。
14.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nahco3，0.028-0.03mol/l的mgso4和0.00087-0.0009mol/l的kbr。
15.进一步地，在步骤s2中，所述充气浮选的时间为10-15min。
16.进一步地，在步骤s2中，用naoh调节矿浆的ph至7.5-9.0。
17.进一步地，所述naoh的浓度为0.1-0.2mol/l。
18.进一步地，在步骤s2中，加入h2o2并搅拌5-10min。
19.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150μm；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
20.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：
21.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，0.01-0.02mol/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；
22.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％。
23.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。
24.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％。
25.实施例1
26.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：
27.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cacl2，0.025mol/l的mgcl2，0.0018mol/l的nahco3，0.028mol/l的mgso4和0.00087mol/l的kbr。
28.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％。
29.实施例2
30.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：
31.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cacl2，0.025mol/l的mgcl2，0.002mol/l的nahco3，0.03mol/l的mgso4和0.0009mol/l的kbr。
32.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％。
33.实施例3
34.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：
35.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cacl2，0.027mol/l的mgcl2，0.0019mol/l的nahco3，0.028mol/l的mgso4和0.00089mol/l的kbr。
36.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％。
37.对比例1
38.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。
39.对比例2
40.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。
41.对比例3
42.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。
43.表1实施例1-3及对比例1-3的选矿试验结果
[0044] 精矿产率/％铜品位/％黄铜矿回收率/％实施例155.0126.0690.05实施例257.1224.4387.65实施例355.2323.5981.84对比例125.2418.5229.36对比例254.4823.0778.95对比例362.8319.5577.16
[0045]
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。
[0046]
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。
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