低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法

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1.本发明属于矿物加工技术领域，具体的涉及一种低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法。

背景技术：

2.黄铁矿是金的重要载体矿物，其中常常含有以毒砂为主要存在形式的有害元素砷，砷的存在不仅会强烈干扰金的氰化浸出，含砷黄铁矿的冶炼还会产生大量无机砷，成为皮肤癌、肝癌及肺癌的主要诱因之一。资源无害化的绿发展理念及市场对产品质量的要求，决定了砷含量成为精矿质量的关键标准，只有从源头上降低砷的危害，避免砷进入冶金作业，才能提高黄铁矿及伴生金的应用价值。
3.浮选是黄铁矿脱砷最重要的手段。然而，当采用黄药作为捕收剂时，毒砂和黄铁矿呈现相似的浮选响应及电化学活性，表面疏水性产物均为双黄药，使得黄原酸盐丧失阳离子选择性。因此，常规加药浮选难以实现毒砂和黄铁矿的有效分离。于是，研发新型高效表面调控技术，已成为诱导多金属硫化矿浮选分离的新途径。
4.低温等离子体是实现矿物表面调控的一种新型预处理手段。等离子体由气体在高温或特定激励条件下转变而成，其中包含有大量活性粒子，它们可以轰击矿物表面，促使矿物表面旧键断裂并诱导新键形成，从而实现矿物的选择性改性。
5.专利cn108246512a中公开了一种等离子体强化低阶煤泥反浮选脱灰的方法，采用等离子体预处理-调浆加药-反浮选来强化低阶煤泥的回收，进而显著降低了低阶煤反浮选抑制剂的消耗，提高了浮选指标。然而，其改性过程是将矿浆通入至低温等离子体反应腔内，然后通入气体进行等离子体放电，因此，等离子体存活于矿浆上方的气相中，其对矿浆中矿物颗粒表面改性的速率取决于等离子体向矿浆中的溶解速率，使得其改性速率较低，改性需在较高的输出功率(100w)下进行，且仅降低了反浮选抑制剂用量的10％以上，并未实现无抑制剂浮选分离。
6.专利cn111408481a中公开了一种煤泥等离子体浮选脱灰脱硫的方法，首先正浮选脱灰-对含硫炼焦煤泥加水调浆得到第一矿浆，然后对所述第一矿浆进行正浮选脱灰，得到含硫浮选精煤矿浆；随后采用等离子体对含硫精煤矿浆进行处理，最后进行反浮选脱硫，得到低灰低硫的精煤产品。然而，该方法中等离子体在矿物表面改性过程中仍使用的是水面放电的形式，其高压电极悬挂于矿浆上方0.5-1.5cm处，等离子体对矿浆中矿物表面改性的方式仍是依赖于活性粒子在气液界面层中的迁移、扩散，导致活性粒子的传质效率较低。因此，需采用较高的处理电压(50-100v)、处理电流(1.5-3a)及较长的处理时间(1-9min)才可实现选择性改性。
7.专利cn110508403a中公开了一种氢、氧等离子体联合强化煤泥浮选的方法，采用氢等离子体选择性处理干煤泥以实现改性，采用氧等离子体在水溶液中对乳化后的常规捕收剂进行激活，然后采用常规浮选方法，将两者混合以实现可燃体的高效浮选回收。然而，该方法是采用氢等离子体对干燥的煤泥进行的改性，浮选是在多相体系中的矿浆中进行
的，经磨矿后的矿物表面无法干燥，这极大限制了该方法的实际应用。

技术实现要素：

8.本发明的目的是：提供一种低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法。该选矿方法解决了目前低温等离子体在矿浆表面迁移、扩散速率慢，传质效率低，改性速率慢等问题，大大提高了黄铁矿脱砷的效率。
9.本发明所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，由以下步骤组成：
10.(1)磨矿：将含砷黄铁矿磨矿至-0.074mm占50％～95％；
11.(2)将步骤(1)所得矿浆的矿浆浓度控制在10～30％，然后转移至矿浆反应腔内，开启机械搅拌；将内置有高压电极、下方置有气泡发生器的低温等离子体发生器插入矿浆中，向低温等离子体发生器中通入气体，调节低温等离子体电源的电流和电压，激发气体产生等离子体，使等离子体在气流推动下通过气泡发生器以气泡核形式鼓入矿浆中，待反应完全后，获得改性后的矿浆；
12.(3)向改性后的矿浆加入捕收剂和起泡剂进行调浆，经一次粗选、多次精选和多次扫选后分别得到黄铁矿精矿和高砷尾矿产品。
13.其中：
14.步骤(1)中含砷黄铁矿中砷的质量含量≥0.5％，优选地，含砷黄铁矿中砷的质量含量为0.5～10％。
15.步骤(2)中低温等离子体发生器材质为石英或玻璃中的一种；高压电极形状为螺旋状弹簧、棒状或多针棒状中的一种，高压电极材料为不锈钢或钨碳钢中的一种；气泡发生器为石英砂、多孔陶瓷球或气盘石多孔介质中的一种。
16.步骤(2)中气泡发生器底端距矿浆反应腔底部的距离为0.5～1cm。
17.步骤(2)中放电气体为空气或氧气中的一种，流量为0.3～10l/min；放电电流为1～1.5a，放电功率为30～60w，等离子体改性时间为40s～5min。
18.步骤(3)中粗选作业捕收剂用量为50～200g/t，起泡剂用量为20～60g/t；精选作业不添加捕收剂和起泡剂；扫选作业捕收剂和起泡剂用量为上一作业的1/4～1/2；步骤(3)中精选和扫选的中矿产品循序返回至上一作业以形成浮选闭路。
19.步骤(3)中多次精选的次数为2-3次；多次扫选的次数为2-3次。
20.步骤(3)中所述的捕收剂为丁基黄药、乙基黄药、丁铵黑药、乙硫氮或乙硫氨酯中的一种或多种药剂的组合；起泡剂为松醇油、煤油或柴油中的一种。
21.步骤(3)中所述的向改性后的矿浆加入捕收剂和起泡剂进行调浆，捕收剂搅拌时间为2～4min，起泡剂搅拌时间为1～2min。
22.步骤(3)中粗选作业浮选时间为3～10min，一次精选作业浮选时间为1～5min，一次扫选作业浮选时间为1～6min。
23.本发明提供了一种低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，采用高压电极将背景气体激发形成等离子体，然后将等离子体通过气泡发生器鼓入，等离子体中的活性粒子以气泡核形式在水体相中扩散，气泡核的升浮驱动活性粒子与悬浮的矿物颗粒发生碰撞，并将能量与o3、o、o
*
等基团传质至矿物表面。同时，载有活性粒子的气泡核在传质过程中不断与水体相反应，生成
·
oh自由基、h2o2等次生活性基团，这些基团在水体相中迁移或扩
散，协同溶解的气相活性粒子，共同赋予矿浆特定的氧化氛围，进而诱导矿物表面的选择性改性。
24.本发明与现有技术相比，具有以下有益效果：
25.(1)本发明所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，采用微孔气泡发生器，将等离子体以气泡核形式传质至矿浆中，促使活性粒子在气液界面层中析出，并在机械搅拌作用下，促使活性粒子与悬浮在矿浆中的矿物颗粒充分反应，通过控制改性的电压、电流、气体流量、改性时间等参数，进而实现矿物表面的选择性改性。在本发明设计思想下，等离子体改性各气电参数及改性时间发挥协同作用，最终实现黄铁矿和毒砂的选择性改性。
26.(2)本发明所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，采用可拆卸式低温等离子体发生装置，将高压电极悬挂在发生器的上方，并与矿浆不直接接触，大大降低了后续维护的难度，有效解决了固定电极长期使用后表面氧化、更换困难、维护成本高等问题。
27.(3)本发明所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，采用多段浮选作业，在无砷抑制剂存在的情况下，仅添加捕收剂和起泡剂，即可实现黄铁矿的选择性回收，有效解决了砷抑制剂用量大、降解困难、选择性差等一系列问题，大大降低了选矿成本。
28.(4)本发明所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，因无砷抑制剂的加入，促使矿浆调浆时间显著降低，这有利于矿山处理能力的提升；同时，浮选过程只有捕收剂和起泡剂的加入，有效降低了因药剂用量控制不稳定造成的产品指标波动，并进一步降低了选厂的维护成本，可以低成本、高效率的获得砷含量符合标准的黄铁矿精矿产品。
29.(5)本发明所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，通过气泡将等离子体弥散传质至矿物表面，具有传质效率高、改性时间短、活性物种多、二次污染少等优点。相对而言，水面放电低温等离子体的绝大多数活性物质通过对流扩散损失于气相中，导致活性粒子在气液界面层的传质效率较低，需更长处理时间才能实现矿物表面的选择性改性。而以气泡核为介质的改性方式则通过微孔气泡发生器将等离子体传质至矿浆中，等离子体与矿浆的接触面积及概率大大提高，进而极大提高了对矿物表面的改性速率。
30.(6)本发明所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，具有活性粒子传质效率高、改性速率快、维护简单、选择性强、生产成本低、环境友好等优点，适合含毒砂较高的黄铁矿选矿脱砷。
附图说明
31.图1为本发明所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
32.以下结合实施例对本发明作进一步描述。
33.对比例1
34.本对比例1以云南某地高砷黄铁矿为研究对象，原矿主要矿物组成为黄铁矿、毒砂、石英、白云石等，s品位为31.47％，砷含量高达9.14％。工艺步骤如附图1所示，具体包括
以下步骤：
35.(1)磨矿：将高砷黄铁矿磨矿至-0.074mm占52％；
36.(2)将步骤(1)所得矿浆的矿浆浓度控制在10％，然后转移至矿浆反应腔内，开启机械搅拌，将内置有不锈钢螺旋状弹簧的高压电极、下方置有气泡发生器(石英砂)的石英制等离子体发生器插入矿浆中，并使气泡发生器下端距矿浆反应腔底部0.5cm，向低温等离子体发生器中通入氧气，调整氧气流量为0.3l/min，调节等离子体电源的电流和功率分别为1a和60w，激发氧气产生等离子体，使等离子体在气流推动下通过气泡发生器以气泡核形式鼓入矿浆中，反应30s后，获得改性后的矿浆。具体的等离子体发生器气电参数及改性参数见表1；
37.(3)向改性后的矿浆加入捕收剂乙基黄药和起泡剂松醇油进行调浆，分别搅拌2min和1min后，经一次粗选、三次精选和两次扫选后分别得到黄铁矿精矿和尾矿；三次精选、两次扫选的中矿产品循序返回至上一作业以形成浮选闭路。其中，粗选作业浮选时间为3min，精选i作业浮选时间为2min，精选ii作业浮选时间为1.5min，精选iii作业浮选时间为1min，扫选i作业浮选时间为2min，扫选ii作业浮选时间为1min。各作业具体的药剂用量见表2，选别指标见表3。
38.结果可知，采用较短的改性时间(30s)，黄铁矿精矿含砷7.83％，砷矿物几乎未受到明显抑制，说明较短的改性时间无法实现等离子体的选择性改性。
39.对比例2
40.本对比例2以云南某地高砷黄铁矿为研究对象，原矿主要矿物组成为黄铁矿、毒砂、石英、白云石等，s品位为31.47％，砷含量高达9.14％。工艺步骤如附图1所示，具体包括以下步骤：
41.(1)磨矿：将高砷黄铁矿磨矿至-0.074mm占52％；
42.(2)将步骤(1)所得矿浆的矿浆浓度控制在10％，然后转移至矿浆反应腔内，开启机械搅拌，将内置有不锈钢螺旋状弹簧的高压电极、下方置有气泡发生器(石英砂)的石英制等离子体发生器插入矿浆中，并使气泡发生器下端距矿浆反应腔底部0.5cm，向低温等离子体发生器中通入氧气，调整氧气流量为0.3l/min，调节等离子体电源的电流和功率分别为1a和60w，激发氧气产生等离子体，使等离子体在气流推动下通过气泡发生器以气泡核形式鼓入矿浆中，反应6min后，获得改性后的矿浆。具体的等离子体发生器气电参数及改性参数见表1；
43.(3)向改性后的矿浆加入捕收剂乙基黄药和起泡剂松醇油进行调浆，分别搅拌2min和1min后，经一次粗选、三次精选和两次扫选后分别得到黄铁矿精矿和尾矿；三次精选、两次扫选的中矿产品循序返回至上一作业以形成浮选闭路。其中，粗选作业浮选时间为3min，精选i作业浮选时间为2min，精选ii作业浮选时间为1.5min，精选iii作业浮选时间为1min，扫选i作业浮选时间为2min，扫选ii作业浮选时间为1min。各作业具体的药剂用量见表2，选别指标见表3。
44.结果可知，采用较长的改性时间(6min)，黄铁矿精矿含砷0.25％，砷矿物被显著抑制，然而，黄铁矿精矿的产率仅有18.74％，s的回收率仅有30.26％，说明较长的改性时间会同时抑制两种矿物，而导致有价组分回收率的降低。
45.实施例1
46.本实施例1以云南某地高砷黄铁矿为研究对象，原矿主要矿物组成为黄铁矿、毒砂、石英、白云石等，s品位为31.47％，砷含量高达9.14％。工艺步骤如附图1所示，具体包括以下步骤：
47.(1)磨矿：将高砷黄铁矿磨矿至-0.074mm占52％；
48.(2)将步骤(1)所得矿浆的矿浆浓度控制在10％，然后转移至矿浆反应腔内，开启机械搅拌，然后将内置有不锈钢螺旋状弹簧的高压电极、下方置有气泡发生器(石英砂)的石英制等离子体发生器插入矿浆中，并使气泡发生器下端距矿浆反应腔底部0.5cm，向低温等离子体发生器中通入氧气，调整氧气流量为0.3l/min，调节等离子体电源的电流和功率分别为1a和60w，激发氧气产生等离子体，使等离子体在气流推动下通过气泡发生器以气泡核形式鼓入矿浆中，反应1min后，获得改性后的矿浆。具体的等离子体发生器气电参数及改性参数见表1；
49.(3)向改性后的矿浆加入捕收剂乙基黄药和起泡剂松醇油进行调浆，分别搅拌2min和1min后，经一次粗选、三次精选和两次扫选后得到黄铁矿精矿和尾矿；即加入捕收剂和起泡剂后进行粗选作业，经粗选作业得到粗精矿和粗选尾矿；然后对粗精矿进行三次精选，对粗选尾矿进行两次扫选，其中一段精选的尾矿和一段扫选的精矿合并成中矿，并返回至粗选作业；二段精选的中矿返回一段精选作业，三段精选的中矿返回二段精选作业；二段扫选的中矿返回一段扫选作业；即三次精选、两次扫选的中矿产品循序返回至上一作业以形成浮选闭路。
50.其中，粗选作业浮选时间为3min，精选i作业浮选时间为2min，精选ii作业浮选时间为1.5min，精选iii作业浮选时间为1min，扫选i作业浮选时间为2min，扫选ii作业浮选时间为1min。各作业具体的药剂用量见表2，选别指标见表3。
51.实施例2
52.本实施例2以内蒙古某地高砷黄铁矿为研究对象，原矿主要矿物组成为黄铁矿、毒砂、石英、长石、云母等，s品位为34.12％，砷含量高达7.45％。工艺步骤如附图1所示，具体包括以下步骤：
53.(1)磨矿：将高砷黄铁矿磨矿至-0.074mm占68％；
54.(2)将步骤(1)所得矿浆的矿浆浓度控制在15％，然后转移至矿浆反应腔内，开启机械搅拌，然后将内置有不锈钢棒状的高压电极、下方置有气泡发生器(多孔陶瓷球)的石英制等离子体发生器插入矿浆中，并使气泡发生器下端距矿浆反应腔底部0.7cm，向低温等离子体发生器中通入氧气，调整氧气流量为1l/min，调节等离子体电源的电流和功率分别为1.5a和40w，激发氧气产生等离子体，使等离子体在气流推动下通过气泡发生器以气泡核形式鼓入矿浆中，反应40s后，获得改性后的矿浆。具体的等离子体发生器气电参数及改性参数见表1；
55.(3)向改性后的矿浆加入捕收剂丁基黄药和起泡剂煤油进行调浆，分别搅拌3min和2min后，经一次粗选、两次精选和两次扫选后分别得到黄铁矿精矿和尾矿；两次精选、两次扫选的中矿产品循序返回至上一作业以形成浮选闭路。其中，粗选作业浮选时间为5min，精选i作业浮选时间为3min，精选ii作业浮选时间为2min，扫选i作业浮选时间为3min，扫选ii作业浮选时间为3min。各作业具体的药剂用量见表2，选别指标见表3。
56.实施例3
57.本实施例3以贵州某地高砷黄铁矿为研究对象，原矿主要矿物组成为黄铁矿、毒砂、石英、云母等，s品位为27.18％，au品位2.43g/t，砷含量高达2.14％。工艺步骤如附图1所示，具体包括以下步骤：
58.(1)磨矿：将高砷黄铁矿精矿磨矿至-0.074mm占76％；
59.(2)将步骤(1)所得矿浆的矿浆浓度控制在20％，然后转移至矿浆反应腔内，开启机械搅拌，然后将内置有钨碳钢多针棒状的高压电极、下方置有气泡发生器(气盘石)的玻璃制等离子体发生器插入矿浆中，并使气泡发生器下端距矿浆反应腔底部1cm，向低温等离子体发生器中通入空气，调整空气流量为7l/min，调节等离子体电源的电流和功率分别为1.2a和30w，激发空气产生等离子体，使等离子体在气流推动下通过气泡发生器以气泡核形式鼓入矿浆中，反应5min后，获得改性后的矿浆。具体的等离子体发生器气电参数及改性参数见表1；
60.(3)向改性后的矿浆加入捕收剂乙硫氮和丁铵黑药和起泡剂柴油进行调浆，分别搅拌4min和2min后，经一次粗选、两次精选和三次扫选后分别得到含金黄铁矿精矿和尾矿；两次精选、三次扫选的中矿产品循序返回至上一作业以形成浮选闭路。其中，粗选作业浮选时间为8min，精选i作业浮选时间为4min，精选ii作业浮选时间为3min，扫选i作业浮选时间为5min，扫选ii作业浮选时间为3min，扫选iii作业浮选时间为2min。各作业具体的药剂用量见表2，选别指标见表3。
61.实施例4
62.本实施例4以广西某地含砷黄铁矿为研究对象，原矿主要矿物组成为黄铁矿、毒砂、石英、长石等，s品位为37.12％，砷含量为0.50％。工艺步骤如附图1所示，具体包括以下步骤：
63.(1)磨矿：将含砷黄铁矿磨矿至-0.074mm占95％；
64.(2)将步骤(1)所得矿浆的矿浆浓度控制在30％，然后转移至矿浆反应腔内，开启机械搅拌，然后将内置有钨碳钢螺旋状弹簧高压电极、下方置有气泡发生器(气盘石)的玻璃制等离子体发生器插入矿浆中，并使气泡发生器下端距矿浆反应腔底部0.5cm，向低温等离子体发生器中通入空气，调整空气流量为10l/min，调节等离子体电源的电流和功率分别为1.0a和50w，激发空气产生等离子体，使等离子体在气流推动下通过气泡发生器以气泡核形式鼓入矿浆中，反应3min后，获得改性后的矿浆。具体的等离子体发生器气电参数及改性参数见表1；
65.(3)向改性后的矿浆加入捕收剂乙硫氨酯和起泡剂松醇油进行调浆，分别搅拌4min和2min后，经一次粗选、两次精选和两次扫选后分别得到黄铁矿精矿和尾矿；两次精选、两次次扫选的中矿产品循序返回至上一作业以形成浮选闭路。其中，粗选作业浮选时间为10min，精选i作业浮选时间为5min，精选ii作业浮选时间为3min，扫选i作业浮选时间为6min，扫选ii作业浮选时间为4min。各作业具体的药剂用量见表2，选别指标见表3。
66.表1对比例1-2以及实施例1-4等离子体改性重要的气电参数
[0067][0068]
表2对比例1-2以及实施例1-4浮选药剂用量(克/吨
·
给矿)
[0069]
[0070][0071]
表3对比例1-2以及实施例1-4选别指标
[0072]

技术特征：

1.一种低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，其特征在于：由以下步骤组成：(1)磨矿：将含砷黄铁矿磨矿至-0.074mm占50％～95％；(2)将步骤(1)所得矿浆的矿浆浓度控制在10-30％，然后转移至矿浆反应腔内，开启机械搅拌；将内置有高压电极、下方置有气泡发生器的低温等离子体发生器插入矿浆中，向低温等离子体发生器中通入气体，调节低温等离子体电源的电流和电压，激发气体产生等离子体，使等离子体在气流推动下通过气泡发生器以气泡核形式鼓入矿浆中，待反应完全后，获得改性后的矿浆；(3)向改性后的矿浆加入捕收剂和起泡剂进行调浆，经一次粗选、多次精选和多次扫选后分别得到黄铁矿精矿和高砷尾矿产品。2.根据权利要求1所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，其特征在于：步骤(1)中含砷黄铁矿中砷的质量含量≥0.5％。3.根据权利要求2所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，其特征在于：步骤(1)中含砷黄铁矿中砷的质量含量为0.5～10％。4.根据权利要求1所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，其特征在于：步骤(2)中所述的低温等离子体发生器材质为石英或玻璃中的一种；高压电极形状为螺旋状弹簧、棒状或多针棒状中的一种，高压电极材料为不锈钢或钨碳钢中的一种；气泡发生器为石英砂、多孔陶瓷球或气盘石多孔介质中的一种。5.根据权利要求1所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，其特征在于：步骤(2)中气泡发生器底端距矿浆反应腔底部的距离为0.5～1cm。6.根据权利要求1所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，其特征在于：步骤(2)中放电气体为空气或氧气中的一种，流量为0.3～10l/min；放电电流为1～1.5a，放电功率为30～60w，等离子体改性时间为40s～5min。7.根据权利要求1所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，其特征在于：步骤(3)中粗选作业捕收剂用量为50～200g/t，起泡剂用量为20～60g/t；精选作业不添加捕收剂和起泡剂；扫选作业捕收剂和起泡剂用量为上一作业的1/4～1/2；步骤(3)所述精选和扫选的中矿产品循序返回至上一作业以形成浮选闭路。8.根据权利要求1所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，其特征在于：步骤(3)中所述的捕收剂为丁基黄药、乙基黄药、丁铵黑药、乙硫氮或乙硫氨酯中的一种或多种药剂的组合；起泡剂为松醇油、煤油或柴油中的一种。9.根据权利要求1所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，其特征在于：步骤(3)中所述的向改性后的矿浆加入捕收剂和起泡剂进行调浆，捕收剂搅拌时间为2～4min，起泡剂搅拌时间为1～2min。10.根据权利要求1所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，其特征在于：步骤(3)中粗选作业浮选时间为3～10min，一次精选作业浮选时间为1～5min，一次扫选作业浮选时间为1～6min；步骤(3)中多次精选的次数为2-3次；多次扫选的次数为2-3次。

技术总结

本发明属于矿物加工技术领域，具体的涉及一种低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法。首先将其磨矿至单体解离，调浆后插入等离子体反应器，随后通入气体并调节等离子体电源的电流和电压，激发气体产生等离子体以实现矿物的选择性改性，最后，在无砷抑制剂存在的前提下，采用常规浮选工艺获得合格低砷黄铁矿精矿产品。本发明所述的低温等离子体改性强化黄铁矿脱砷的选矿方法，具有活性粒子传质效率高、改性速率快、维护简单、选择性强、生产成本低、环境友好等优点，适合含毒砂较高的黄铁矿选矿脱砷。选矿脱砷。选矿脱砷。