技术领域
[0001] 本
发明涉及矿物的浮选药剂，具体涉及一种锑硫混合精矿浮选分离工艺及组合抑制剂，属于锑硫矿物浮选技术领域。
背景技术
[0002] 由于辉锑矿的可浮性与黄
铁矿相近，因此在处理含硫辉锑矿时通常采用优先浮选流程，该流程在处理性质较为简单的辉锑
矿石时效果较好。但随着易选矿石的日益匮乏，复杂难选矿石成为目前选矿研究的重点，因此优先浮选流程存在诸多弊端。其一，由于黄铁矿在优浮时受到抑制，因此
尾矿难以进一步回收黄铁矿；其二，当原矿中含有其他有用
氧化矿物(如萤石)时，黄铁矿难以预先脱除干净，导致氧化矿物富集困难；其三，当矿石性质复杂并含有多种有用矿物时，优先浮选流程过长，且不易操作。
[0003] 等可浮流程浮选含硫辉锑矿时可以有效解决以上几个问题，但由于等可浮时未添加黄铁矿抑制剂，因此得到的锑硫混合精矿浮选分离是该流程的主要问题。辉锑矿和黄铁矿的可浮性相近，在
碱性条件下容易收到抑制，因此找寻一种有效抑制黄铁矿且同时对辉锑矿浮选不产生影响的抑制剂成为该技术突破的关键点。
发明内容
[0004] 针对现有锑硫分离缺乏高效选择性抑制剂的问题，本发明提出一种能选择性抑制黄铁矿，实现锑硫混合精矿浮选分离的组合抑制剂及其浮选方法。
[0005] 本发明的技术方案是，提供一种用于锑硫混合精矿浮选分离的组合抑制剂，所述组合抑制剂包括
质量比为1:1～1:2的二巯基丁二酸和硫氢化钠。
[0006] 进一步地，所述组合抑制剂由质量比为1:1～1:2的二巯基丁二酸和硫氢化钠组成。
[0007] 本发明还提供一种锑硫混合精矿浮选分离工艺，在锑硫混合精矿浮选工艺中，以每吨矿石计，每次浮选添加5～50g上述的组合抑制剂。
[0008] 进一步地，所述浮选包括一次粗选和数次精选。
[0009] 进一步地，所述粗选中，按每吨原矿矿石添加组合抑制剂40～50g。
[0010] 进一步地，所述精选中，每次精选按每吨原矿矿石添加组合抑制剂5～20g。
[0011] 进一步地，所述粗选中，以每吨原矿矿石计，先添加300～500g的
活性炭，再添加40～50g的组合抑制剂、3～7g的乙硫氮和2～5g的甲基异丁基甲醇。
[0012] 进一步地，所述浮选包括一次粗选、两次扫选和三次精选，其中，药剂的添加量以每吨原矿矿石计，具体步骤如下：
[0013] (1)一次粗选：先添加300～500g的活性炭进行脱药，再添加40～50g的组合抑制剂作黄铁矿的抑制剂、3～7g的乙硫氮作辉锑矿的捕收剂、2～5g的甲基异丁基甲醇作起泡剂；粗选得到粗精矿和粗尾矿；
[0014] (2)两次扫选：将粗尾矿进行扫选，每次扫选添加乙硫氮2～4g，扫选尾矿作硫精矿；三次精选：将粗精矿进行精选，每次精选添加组合抑制剂5～20g，精选精矿作锑精矿。
[0015] 进一步地，所述锑硫混合精矿由包括以下步骤的生产方法得到：以每吨原矿矿石计，在原矿矿石磨矿过程中添加500～1500g的
碳酸钠，磨矿至细度为-200目占65％～70％；磨矿后添加100～150g的
硝酸铅作活化剂，10～20g的乙硫氮作捕收剂，15～30g的甲基异丁基甲醇作起泡剂，搅拌，使锑硫等可浮，得到锑硫混合精矿。
[0016] 进一步地，原矿矿石中的锑含量不超过0.8％，可优选不超过0.7％，更可优选不超过0.65％；硫含量不低于6％，可优选不低于7％，不低于7.5％。
[0017] 为统一每个步骤中药剂添加量的标准，药剂的添加量均以以每吨原矿矿石计算。
[0018] 本发明用于锑硫浮选分离，具有如下优点：
[0019] 其一，组合抑制剂由按质量比为1:1～1:2的二巯基丁二酸和硫氢化钠混合组成，结合了两种抑制各自的优点。硫氢化钠
水解出的HS-可
覆盖在黄铁矿表面，同时二巯基丁二酸可与未被抑制的黄铁矿表面发生反应，形成亲水膜，使抑制效果得到加强。
[0020] 其二，二巯基丁二酸含有两个巯基和两个羧基，具有作用效果强，用量少等优点。
[0021] 其三，采用锑硫等可浮—锑硫分离流程，使工艺流程得到简化，工业生产操作容易，并有利于后续选矿
废水的回用。同时该流程可同时获得锑精矿和硫精矿，增加了选矿厂的经济效益。
[0022] 其四，对于含有有用氧化矿物(如萤石)的锑矿，该流程在锑硫等可浮时未添加抑制剂，有利于后续回收氧化矿物前的
脱硫工序。
具体实施方式
[0023] 图1为本发明小型闭路试验的工艺
流程图。
具体实施方式
[0024]
[0025] 以下结合
实施例子再进一步说明本发明，而非限制本发明。
[0026] 实施例一
[0027] 试验原料(原矿矿石)中锑含量为0.71％，硫含量为7.89％，工艺矿物学研究结果表明该矿的主要金属矿物为黄铁矿和辉锑矿。采用本发明提供的一种用于锑硫分离的组合抑制剂及其使用方法，对该矿进行实验室小型闭路试验，试验具体步骤如下：
[0028] 1)在矿石磨矿过程中添加1000g/t的碳酸钠，磨矿至细度为-200目70％，磨矿后添加150g/t的硝酸铅作活化剂，15g/t的乙硫氮作捕收剂，20g/t的MIBC作起泡剂，搅拌，进行锑硫等可浮得到锑硫混合精矿；
[0029] 2)锑硫混合精矿浮选分离时，先添加500g/t的活性炭脱药，再添加50g/t的组合抑制剂作黄铁矿的抑制剂，5g/t的乙硫氮作辉锑矿的捕收剂，5g/t的MIBC作起泡剂，搅拌，进行一次粗选；
[0030] 3)粗选后的粗尾矿进行两次扫选，扫选1添加乙硫氮3g/t、扫选2添加乙硫氮2g/t，扫选尾矿作硫精矿；
[0031] 4)粗选后的锑粗精矿进行三次精选(即为锑精选)，锑精选1添加组合抑制剂20g/t，锑精选2添加组合抑制剂10g/t，锑精选3添加组合抑制剂5g/t，精选精矿作锑精矿。
[0032] 试验采用的工艺流程见图1，试验结果见表1。
[0033] 从试验结果可以看出，采用本发明提供的组合抑制剂及其使用方法，该矿实验室小型闭路试验可获得锑品位为46.18％的锑精矿，锑回收率为87.81％，硫精矿中硫品位为42.19％，硫回收率为48.08％。其中尾矿中的硫可通过浮选进一步回收。
[0034] 表1实施例一试验结果/％
[0035]
[0036] 实施例二
[0037] 试验原料(原矿矿石)中锑含量为0.65％，硫含量为7.51％，工艺矿物学研究结果表明该矿的主要金属矿物为黄铁矿和辉锑矿。采用本发明提供的一种用于锑硫分离的组合抑制剂及其使用方法，对该矿进行实验室小型闭路试验，试验具体步骤如下：
[0038] 1)在矿石磨矿过程中添加1000g/t的碳酸钠，磨矿至细度为-200目70％，磨矿后添加120g/t的硝酸铅作活化剂，15g/t的乙硫氮作捕收剂，20g/t的MIBC作起泡剂，搅拌，进行锑硫等可浮得到锑硫混合精矿；
[0039] 2)锑硫混合精矿浮选分离时，先添加500g/t的活性炭脱药，再添加50g/t的组合抑制剂作黄铁矿的抑制剂，5g/t的乙硫氮作辉锑矿的捕收剂，5g/t的MIBC作起泡剂，搅拌，进行一次粗选；
[0040] 3)粗选后的粗尾矿进行两次扫选，扫选1添加乙硫氮3g/t、扫选2添加乙硫氮2g/t，扫选尾矿作硫精矿；
[0041] 4)粗选后的锑粗精矿进行三次精选(锑精选)，精选1添加组合抑制剂20g/t，精选2添加组合抑制剂10g/t，精选3添加组合抑制剂5g/t，精选精矿作锑精矿。
[0042] 试验采用的工艺流程见图1，试验结果见表2。
[0043] 从试验结果可以看出，该矿实验室小型闭路试验可获得锑品位为44.62％的锑精矿，锑回收率为88.03％，硫精矿中硫品位为43.55％，硫回收率为47.83％。其中尾矿中的硫可通过浮选进一步回收。
[0044] 表2实施例二试验结果/％
[0045]
[0046] 实施例三
[0047] 针对实施例一中的矿样，保持流程结构和其他药剂制度不变的条件下，将本发明提供的组合抑制剂替换为CMC，对该矿进行实验室小型闭路试验，试验具体步骤如下：
[0048] 1)在矿石磨矿过程中添加1000g/t的碳酸钠，磨矿至细度为-200目70％，磨矿后添加150g/t的硝酸铅作活化剂，15g/t的乙硫氮作捕收剂，20g/t的MIBC作起泡剂，搅拌，进行锑硫等可浮得到锑硫混合精矿；
[0049] 2)锑硫混合精矿浮选分离时，先添加500g/t的活性炭脱药，再添加200g/t的CMC(羧甲基
纤维素)作黄铁矿的抑制剂，5g/t的乙硫氮作辉锑矿的捕收剂，5g/t的MIBC作起泡剂，搅拌，进行一次粗选；
[0050] 3)粗选后的粗尾矿进行两次扫选，扫选1添加乙硫氮3g/t、扫选2添加乙硫氮2g/t，扫选尾矿作硫精矿；
[0051] 4)粗选后的锑粗精矿进行三次精选(锑精选)，精选1添加CMC 50g/t，精选2添加CMC 20g/t，精选3添加CMC 10g/t，精选精矿作锑精矿。
[0052] 试验结果见表3。
[0053] 从试验结果可以看出，采用CMC作抑制剂时，小型闭路试验可获得锑品位为36.72％的锑精矿，锑回收率为85.87％，硫精矿中硫品位为42.38％，硫回收率为46.47％。
对比发现，采用本发明提供的组合抑制剂，获得的锑精矿品位和回收率均较高，且抑制剂用量少，优势明显。
[0054] 表3实施例三试验结果/％
[0055]
