分步回收磁铁矿、单斜磁黄铁矿、六方磁黄铁矿和黄铁矿的方法

摘要

本发明公开了分步回收磁铁矿、单斜磁黄铁矿、六方磁黄铁矿和黄铁矿的方法，它包括以下步骤：（1）磁选；2）磁精矿浮选；（3）黄铁矿粗选；（4）黄铁矿扫选；（5）黄铁矿精选；（6）接种磁选；（7）磁精矿浮选。本发明的有益效果是解决了由于磁铁矿与单斜磁黄铁矿密度和磁性相近，磁铁矿含硫较高；六方磁黄铁矿容易泥化、氧化，与脉石矿物可浮性相近而造成硫精矿品位不高等技术难题。本发明对提高企业经济效益及社会效益均具有重要意义。

说明书

技术领域

本发明涉及选矿领域，尤其涉及分步回收磁铁矿、受抑制的单斜磁黄铁矿、六方磁黄铁矿和黄铁矿的方法。

背景技术

随着现代工业的高速发展，我国有限的富矿和易选的铁矿资源逐渐枯竭，每年都要从国外进口大量铁矿石。与此同时、国内很大一部分含硫磁铁矿还未完全得到开发利用。为满足生铁生产和炼钢工程对原料的要求，需要充分提高含硫磁铁矿石的利用价值。

硫铁矿矿床主要是在内生作用下形成的。地球深处尚未凝固的岩浆中含有大量的硫，当岩浆侵入地壳时，由于压力减小，岩浆内所含硫就分离出来，与各种金属化合生产不同的硫化矿物。当岩浆中含有大量的硫，且氧气也很充足时，就产生硫铁矿；否则，就产生磁黄铁矿。黄铁矿和磁黄铁矿虽然都由铁原子和硫原子组成，但晶格结构和性质存在很大差异，黄铁矿没有磁性，可浮性比磁黄铁矿好。

磁黄铁矿[Fe_1-xS]具有单斜、六方、斜方三种同质多象变体，不同晶系的磁黄铁矿磁性和可浮性差异较大。磁黄铁矿的密度在4.58-4.65g/cm³之间，硬度4。磁黄铁矿化学式中x值在0-0.233之间，当x接近于0.233时为单斜晶体结构。单斜磁黄铁矿与磁铁矿的密度、磁性相近，通过磁选的方法很难将磁黄铁矿与磁铁矿分离开来；六方晶系磁黄铁矿和斜方晶系磁黄铁矿磁性较弱。

此外、磁铁矿和单斜磁黄铁矿除本身易于产生磁团聚外，细粒单斜磁黄铁矿由于磁化作用容易罩盖在磁铁矿表面，特别是当矿物粒度较细时，磁团聚较为严重，致使二者通过磁选的方法很难分离。

磁黄铁矿容易氧化、泥化。在同一条件下，磁黄铁矿的氧化速度是黄铁矿的20-100倍。一定范围内氧化生成FeSO₄与Fe₂(SO₄)₃，并伴随有单质硫产生。但泥化后其比表面积大，易严重氧化在表面生成Fe(OH)₃与FeO(OH)亲水层。磁黄铁矿氧化时，消耗矿浆中的氧，严重时开始阶段黄铁矿等硫化矿不浮。氧化和泥化后的磁黄铁矿可浮性变差，浮选过程中容易掉槽，给选别作业带来困难。

铜陵有色某矿山每年处理原矿石400万吨，主要有用矿物为黄铜矿和硫铁矿，其中硫铁矿以黄铁矿和磁黄铁矿为主，磁黄铁矿主要以单斜晶系（磁性较强）和六方晶系的形式存在。目前硫铁矿的回收方法是如图1所示：选铜尾矿采用磁选方法回收磁铁矿和单斜磁黄铁矿（磁性较强），获得高硫铁精矿；磁选尾矿以丁基黄药作为捕收剂，浮选回收黄铁矿和磁黄铁矿，即为硫精矿。该方法存在的缺点是：高硫铁精矿销售困难，附加值低；磁黄铁矿容易氧化、泥化，可浮性降低，与硅铁类矿物、滑石、蛇纹石等泥质脉石可浮性相近，最终导致硫精矿品位和回收率不高，对后续烧酸作业造成了较大影响，烧酸副产品红粉含铁品位不高，难以销售，造成了巨大的资源浪费，严重影响企业经济效益。

发明内容

本发明要解决的技术问题是现有的磁铁矿、磁黄铁矿与黄铁矿采用传统的方法很难产出合格的磁铁矿和高品位的硫精矿，为此提供一种分步回收磁铁矿、单斜磁黄铁矿、六方磁黄铁矿和黄铁矿的方法。

本发明的技术方案是：分步回收磁铁矿、单斜磁黄铁矿、六方磁黄铁矿和黄铁矿的方法，它包括以下步骤：

（1）磁选：将选铜尾矿调整浓度至25-30%，送入磁选机在1800-2200Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和磁选尾矿，磁精矿包括磁铁矿和单斜磁黄铁矿，磁选尾矿包括黄铁矿和六方磁黄铁矿；

（2）磁精矿浮选：将磁精矿调整浓度至于25-30%，添加草酸和硫酸亚铁各500g/t、搅拌5min后；添加捕收剂20-30g/t和起泡剂20-30 g/t，搅拌2-3min，浮选5-8min，得到浮选精矿和浮选尾矿，浮选精矿即单斜磁黄铁矿，浮选尾矿即磁铁矿；

（3）黄铁矿粗选：将磁选尾矿调节矿浆浓度至30-35%，放入搅拌桶，充气搅拌10min后，送入浮选机浮选；添加捕收剂60-80g/t，起泡剂40-60g/t，搅拌2-3min，浮选5-8min，得到粗选泡沫和粗选尾矿；

（4）黄铁矿扫选：在粗选尾矿中添加捕收剂30-40g/t和起泡剂10-20g/t，搅拌2-3min，浮选5-8min,得扫选泡沫和尾矿1，尾矿1丢弃；

（5）黄铁矿精选：将粗选泡沫送入浮选机，浮选4-5min，得到精选泡沫和精选尾矿，精选泡沫即为黄铁矿精矿；

（6）接种磁选：将精选尾矿和扫选泡沫合并后放入搅拌桶，向搅拌桶中添加六偏磷酸钠200g/t、单斜磁黄铁矿5-6kg/t，搅拌3-5min后，送入磁选机在2000-3000Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和尾矿2；

（7）磁精矿浮选：将磁精矿送入浮选机，调节浮选矿浆浓度至25-30%，添加草酸和硫酸亚铁各500g/t，搅拌2-3min；添加捕收剂40g/t和起泡剂20g/t，搅拌3-5min；最后添加碳酸氢铵500g/t，浮选4-6min，得到六方磁黄铁矿精矿和尾矿3。

上述方案中所述捕收剂为丁基钠黄药，起泡剂为松油。

上述方案中所述步骤（1）中的磁选强度为2000Gs。

本发明的有益效果是解决了由于磁铁矿与单斜磁黄铁矿密度和磁性相近，磁铁矿含硫较高；六方磁黄铁矿容易泥化、氧化，与脉石矿物可浮性相近而造成硫精矿品位不高等技术难题。本发明对提高企业经济效益及社会效益均具有重要意义。本发明的优点在于：（1）根据磁铁矿、单斜磁黄铁矿、六方磁黄铁矿和黄铁矿性质的差异，采用分步磁选、分步浮选相结合的工艺流程，消除浮选过程中磁铁矿、磁黄铁矿及黄铁矿的相互影响，解决了磁铁矿含硫过高、硫精矿品位不高的技术难题。

（2）磁黄铁矿在搅拌、浮选过程中容易氧化，磁黄铁矿氧化时，消耗矿浆中大量氧气，严重时开始阶段黄铁矿等硫化矿与捕收剂的不能作用，黄铁矿不浮。采用充气搅拌的方式，可有效降低由于磁黄铁矿氧化耗氧、而对黄铁矿浮选造成的影响。

（3）单斜磁黄铁矿属于强磁性矿物，离开磁场后保留一定的剩磁；六方磁黄铁矿属于弱磁性矿物，在弱磁场条件下不能回收。在六偏磷酸钠存在的条件下，单斜磁黄铁矿可以选择性地覆盖在六方磁黄铁矿表面，六方磁黄铁矿磁性大大增强，实现了在弱磁场条件下对六方磁黄铁矿的回收。从而解决了强磁选机价格昂贵、磁选介质孔隙容易堵塞、选别指标不稳定等技术难题。

（4）磁黄铁矿浮选过程中容易掉槽，可浮性差，在酸性条件下，添加适量碳酸氢钠，产生二氧化碳微泡，有利于磁黄铁矿的浮选回收。

本发明对黄铁矿和磁黄铁矿的综合回收，具有很强的指导意义和参考价值。

附图说明

图1是现有的磁铁矿和硫精矿分离工艺流程图；

图2是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合实施例及附图2 ，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。

实施例1：分步回收磁铁矿、单斜磁黄铁矿、六方磁黄铁矿和黄铁矿的方法，它包括以下步骤：

（1）磁选：将选铜尾矿调整浓度至25%，送入磁选机在1800Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和磁选尾矿，磁精矿包括磁铁矿和单斜磁黄铁矿，磁选尾矿包括黄铁矿和六方磁黄铁矿；

（2）磁精矿浮选：将磁精矿调整浓度至于25%，添加草酸和硫酸亚铁各500g/t、搅拌5min后；添加丁基钠黄药20g/t和松油20 g/t，搅拌2min，浮选5min，得到浮选精矿和浮选尾矿，浮选精矿即单斜磁黄铁矿，浮选尾矿即磁铁矿；

（3）黄铁矿粗选：将磁选尾矿调节矿浆浓度至30%，放入搅拌桶，充气搅拌10min后，送入浮选机浮选；添加丁基钠黄药60g/t，松油40g/t，搅拌2min，浮选5min，得到粗选泡沫和粗选尾矿；

（4）黄铁矿扫选：在粗选尾矿中添加丁基钠黄药30g/t和松油10g/t，搅拌2min，浮选5min,得扫选泡沫和尾矿1，尾矿1丢弃；

（5）黄铁矿精选：将粗选泡沫送入浮选机，浮选4min，得到精选泡沫和精选尾矿，精选泡沫即为黄铁矿精矿；

（6）接种磁选：将精选尾矿和扫选泡沫合并后放入搅拌桶，向搅拌桶中添加六偏磷酸钠200g/t、单斜磁黄铁矿5kg/t，搅拌3min后，送入磁选机在2000Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和尾矿2；

（7）磁精矿浮选：将磁精矿送入浮选机，调节浮选矿浆浓度至25%，添加草酸和硫酸亚铁各500g/t，搅拌2min；添加丁基钠黄药40g/t和松油20g/t，搅拌3min；最后添加碳酸氢铵500g/t，浮选4min，得到六方磁黄铁矿精矿和尾矿3。

实施例2：分步回收磁铁矿、单斜磁黄铁矿、六方磁黄铁矿和黄铁矿的方法，它包括以下步骤：

（1）磁选：将选铜尾矿调整浓度至28%，送入磁选机在2000Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和磁选尾矿，磁精矿包括磁铁矿和单斜磁黄铁矿，磁选尾矿包括黄铁矿和六方磁黄铁矿；

（2）磁精矿浮选：将磁精矿调整浓度至于28%，添加草酸和硫酸亚铁各500g/t、搅拌5min后；添加捕收剂25g/t和起泡剂25 g/t，搅拌2.5min，浮选7min，得到浮选精矿和浮选尾矿，浮选精矿即单斜磁黄铁矿，浮选尾矿即磁铁矿；

（3）黄铁矿粗选：将磁选尾矿调节矿浆浓度至32%，放入搅拌桶，充气搅拌10min后，送入浮选机浮选；添加捕收剂70g/t，起泡剂50g/t，搅拌2.5min，浮选7min，得到粗选泡沫和粗选尾矿；

（4）黄铁矿扫选：在粗选尾矿中添加捕收剂35g/t和起泡剂15g/t，搅拌2.5min，浮选7min,得扫选泡沫和尾矿1，尾矿1丢弃；

（5）黄铁矿精选：将粗选泡沫送入浮选机，浮选4.5min，得到精选泡沫和精选尾矿，精选泡沫即为黄铁矿精矿；

（6）接种磁选：将精选尾矿和扫选泡沫合并后放入搅拌桶，向搅拌桶中添加六偏磷酸钠200g/t、单斜磁黄铁矿5.5kg/t，搅拌4min后，送入磁选机在2500Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和尾矿2；

（7）磁精矿浮选：将磁精矿送入浮选机，调节浮选矿浆浓度至28%，添加草酸和硫酸亚铁各500g/t，搅拌2.5min；添加捕收剂40g/t和起泡剂20g/t，搅拌4min；最后添加碳酸氢铵500g/t，浮选5min，得到六方磁黄铁矿精矿和尾矿3。

实施例3：分步回收磁铁矿、单斜磁黄铁矿、六方磁黄铁矿和黄铁矿的方法，它包括以下步骤：

（1）磁选：将选铜尾矿调整浓度至30%，送入磁选机在2200Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和磁选尾矿，磁精矿包括磁铁矿和单斜磁黄铁矿，磁选尾矿包括黄铁矿和六方磁黄铁矿；

（2）磁精矿浮选：将磁精矿调整浓度至于30%，添加草酸和硫酸亚铁各500g/t、搅拌5min后；添加捕收剂30g/t和起泡剂30 g/t，搅拌3min，浮选8min，得到浮选精矿和浮选尾矿，浮选精矿即单斜磁黄铁矿，浮选尾矿即磁铁矿；

（3）黄铁矿粗选：将磁选尾矿调节矿浆浓度至35%，放入搅拌桶，充气搅拌10min后，送入浮选机浮选；添加捕收剂80g/t，起泡剂60g/t，搅拌3min，浮选8min，得到粗选泡沫和粗选尾矿；

（4）黄铁矿扫选：在粗选尾矿中添加捕收剂40g/t和起泡剂20g/t，搅拌3min，浮选8min,得扫选泡沫和尾矿1，尾矿1丢弃；

（5）黄铁矿精选：将粗选泡沫送入浮选机，浮选5min，得到精选泡沫和精选尾矿，精选泡沫即为黄铁矿精矿；

（6）接种磁选：将精选尾矿和扫选泡沫合并后放入搅拌桶，向搅拌桶中添加六偏磷酸钠200g/t、单斜磁黄铁矿6kg/t，搅拌5min后，送入磁选机在3000Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和尾矿2；

（7）磁精矿浮选：将磁精矿送入浮选机，调节浮选矿浆浓度至30%，添加草酸和硫酸亚铁各500g/t，搅拌3min；添加捕收剂40g/t和起泡剂20g/t，搅拌5min；最后添加碳酸氢铵500g/t，浮选6min，得到六方磁黄铁矿精矿和尾矿3。

本发明根据磁铁矿、磁黄铁矿及黄铁矿的物理性质差异，采用分步回收的方法，即优先磁选回收磁铁矿和磁性较强的单斜磁黄铁矿，得到磁精矿，磁精矿采用浮选的方法分离磁铁矿和单斜磁黄铁矿，得到磁铁矿精矿和单斜磁黄铁矿精矿；磁选尾矿浮选回收可浮性较好的黄铁矿，获得“全硫+铁”大于90%的高品位黄铁矿；浮选中矿添加适量六偏硫酸钠和磁性较强的单斜磁黄铁矿，在六偏磷酸钠存在的条件下，单斜磁黄铁矿选择性覆盖在六方磁黄铁矿表面，六方磁黄铁矿磁性增强，易浮硅酸盐矿物由于没有磁性，在弱磁场条件实现了六方磁黄铁矿和易浮硅酸盐矿物的分离；弱磁选精矿采用浮选工艺进一步提纯，获得“全硫+铁”大于88%高质六方磁黄铁矿。

将现有技术的磁铁矿品位、磁铁矿回收率、硫精矿品位和硫精矿回收率与本发明的3个实施例进行数据对比，对比数据如下表：

从上表可见，本发明的磁铁矿品位中含硫量明显低于传统工艺，含铁量明显高于传统工艺，说明得到的磁铁矿品质很高，脱硫效果好，硫精矿品位中的硫含量和铁含量高于传统工艺，且硫精矿中的铁和硫回收率高，尤其是硫的回收率达到81%以上，大大优于传统工艺的61%的回收率。因此本发明综合解决了传统工艺高硫铁精矿销售困难，附加值低以及硫精矿品位和回收率不高的问题，得到了低硫铁精矿和高硫硫精矿。