某硫铁烧渣浮选脱硫试验研究

郭开希，葛英勇，张凯熙

(武汉理工大学，湖北 武汉 430070)

某硫铁烧渣浮选脱硫试验研究

郭开希，葛英勇，张凯熙

(武汉理工大学，湖北 武汉 430070)

重庆某硫酸厂硫铁烧渣硫含量高达5.79%，为了生产铁精矿，需要将硫含量降低至1.5%以下。试验在控制磨矿细度为-0.074mm占86%的条件下，以硫酸铜加硫酸为活化剂，丁基黄药为捕收剂，2#油作起泡剂，通过一粗二精的反浮选流程，使硫品位降低至1.32%。浮选精矿再经磁选，得到精矿S品位0.81%，Fe品位60.25%，回收率82.45%的良好指标。

硫铁烧渣；浮选脱硫；活化剂

硫铁矿烧渣是采用硫铁矿或含硫尾砂做原料生产硫酸过程中所排出的一种废渣。其主要组分有Fe、FeO、SiO2、S、CuO、Pb、ZnO 等，以及Au、Ag和其他伴生元素。近些年来，我国广大科技工作者对硫铁矿烧渣的综合利用进行了多方面的研究与实践。应用领域主要包括:①做炼铁原料，在用于炼铁前需提高其铁品位，降低有害杂质含量，这样才能为高炉炼铁提供合格原料；②回收有色金属，常用高温氯化焙烧法；③作为水泥烧成的矿化剂(助熔剂)，可降低烧成温度，提高水泥的强度和抗浸蚀性能;④制聚合硫酸铁。[1]

此次试验所用硫铁烧渣为重庆某硫酸厂提供，其硫含量高达5.79%。为了生产铁精矿，需将硫含量降低至1.5%以下。

1 试验矿样性质

试验所用硫铁烧渣来自重庆某硫酸厂，其多元素分析见表1，粒度组成见表2，铁物相分析见表3。

表1 多元素分析结果

表2 粒度组成

表3 铁物相

从原矿化学组成来看，硫铁烧渣中有害元素Si、S等含量都较高，制约进一步的生产利用。硫铁矿渣中-0.074mm粒级的质量分数为39.2%，颗粒比较粗大。烧渣呈不均匀褐色粒状，分散较好，铁主要以Fe3O4、Fe2O3及FeS2等形式存在。矿石中的硫化物以黄铁矿为主，另有少量黄铜矿等。

2 浮选脱硫研究

2.1 磨矿细度试验

试验药剂用量均为丁基黄药200g/t，2#油42g/t， 当磨矿时间分别为2min、3min、4min、5min、6min时，矿物粒度分别为-0.074mm 60.32%、72.97%、81.33%、86%和89.9%。进行粗选试验，对应的精矿中硫的品位及回收率如图1所示。

由图1可知，随着磨矿时间的增加，精矿硫品位及回收率逐渐下降。当磨矿时间达到5min，亦及磨矿细度为-0.074mm 86%时，硫品位达到2.51%。继续磨矿效果并不明显，且增加能耗。故合理的磨矿时间选择为5min。

2.2 活化剂种类与用量试验

2.2.1 硫酸铜作活化剂试验

硫酸铜作为黄铁矿的常规活化剂被广泛应用，其原理是在被活化的矿物表面发生复分解反应，从而在矿物表面形成活化膜。而在弱酸性介质中，亚铁离子的活性相比铜离子要大，黄原酸铜的溶度积比黄原酸铁小，所以铜离子会优先吸附于黄铁矿表面，其对黄药类的阴离子吸附稳定性增强。[2]

在磨矿细度-0.074mm占86%，捕收剂丁基黄药用量200g/t，起泡剂2#油42g/t的条件下，分别设置硫酸铜用量为10g/t，20g/t，30g/t，40g/t，50g/t。对应的粗选试验结果如图2所示。

由图2硫酸铜用量试验结果可见，随着硫酸铜用量的增加，铁精矿中S的品位和回收率呈逐渐下降的趋势，但是降低幅度逐渐变小。当硫酸铜用量为40g/t时，铁精矿中S的品位为1.94%，用量为50g/t时，硫的含量为1.91%。

由此可知，硫酸铜具有一定的活化作用，但在单独使用硫酸铜的情况下，其脱硫效果仍不够理想，而持续增加硫酸铜的用量，将会导致过剩的铜离子优先与黄药发生作用而生成稳定的(ROCCS)2Cu，从而消耗了黄药，降低了其捕收能力[3]。

2.2.2 硫酸作活化剂试验

硫酸能够调节矿浆pH值，其次矿物由于经过再磨，部分黄铁矿会泥化和氧化而造成其可浮性下降，因此需要对其表面进行清洗，有利于丁基黄药在黄铁矿表面的形成，改善黄铁矿的浮选效果。[4]

在磨矿细度-0.074mm占86%，捕收剂丁基黄药用量200g/t，起泡剂2#油42g/t的条件下，分别设置硫酸用量为500g/t，1000g/t，1500g/t，2000g/t。对应的粗选试验结果如图3所示。

图1 磨矿细度试验

图2 硫酸铜活化剂试验

图3 硫酸活化剂试验

由图3硫酸用量试验结果可见，随着硫酸用量的增加，铁精矿中硫的品位同样呈逐渐下降的趋势，但是降低幅度逐渐变小趋于稳定。此时若仍继续加大硫酸用量，易腐蚀设备。选取硫酸用量1500g/t时，精矿硫品位降低至2.12%。

2.2.3 硫化钠作活化剂试验

硫化钠常用作为氧化矿的硫化剂，它能使氧化矿表面生成一层硫化矿薄膜，易于被黄药等捕收剂捕收，从而加强氧化矿的浮选[5]。

在磨矿细度-0.074mm占86%，捕收剂丁基黄药用量200g/t，起泡剂2#油42g/t的条件下，分别设置硫化钠用量为100g/t，200g/t，300g/t，400g/t。对应的粗选试验结果如图4所示。

图4 硫化钠活化剂试验

由图4硫化钠用量试验结果可见，随着硫化钠用量的增加，精矿硫品位先是降低，当硫化钠用量为300g/t时，精矿中硫降至2.24%，此时如果继续增加硫化钠用量，精矿中硫的品位反而升高，这是由于过量的硫化钠不仅使矿浆的pH值升高，同时还导致部分硫化矿被抑制。

2.2.4 硫酸铜加硫酸作活化剂试验

CuSO4+H2SO4组合活化剂对硫化矿的浮选具有较好的活化作用。试验在磨矿细度-0.074mm占86%，捕收剂丁基黄药用量200g/t，起泡剂2#油42g/t的条件下，固定硫酸铜用量为40g/t，分别设置硫酸用量900g/t、1200g/t、1500g/t、1800g/t。对应的粗选试验结果如图5所示。

图5 硫酸加硫酸铜组合活化剂试验

由图5硫酸加硫酸铜组合活化剂用量试验结果可见，在固定硫酸铜用量为40g/t的情况下，随着硫酸用量的增加，精矿中硫的品位逐渐下降，当硫酸用量为1500g/t时，硫的品位降低到了1.78%，效果较为理想，如果此时再增加硫酸用量，精矿中硫的品位和回收率下降幅度变化不大，反而会腐蚀浮选设备。

2.2.5 硫酸铜加硫化钠作活化剂试验

试验在磨矿细度-0.074mm占86%，捕收剂丁基黄药用量200g/t，起泡剂2#油42g/t的条件下，固定硫酸铜用量为40g/t，分别设置硫化钠用量150g/t、200g/t、250g/t、300g/t。对应的粗选试验结果如图6所示。

由图6的硫酸铜加硫化钠的用量试验结果可见，在硫酸铜用量40g/t的前提下，随着硫化钠用量的增加，在硫化钠用量达到250g/t时，精矿中硫的品位达到最低值1.88%，脱硫效果并不如上述硫酸铜加硫酸的组合。

2.3 捕收剂用量试验

选用丁基黄药作为反浮选的捕收剂，试验在磨矿细度-0.074mm占86%，活化剂用量为硫酸铜40g/t加硫酸1500g/t，起泡剂2#油42g/t的条件下，分别设置捕收剂用量100g/t、150g/t、200g/t、250g/t。对应的粗选试验结果如图7所示。

图6 硫酸铜加硫化钠活化剂试验

图7 捕收剂用量试验

由图7所示捕收剂用量试验结果可见，随着丁基黄药用量的增加，精矿中硫的品位呈逐渐下降的趋势，但是降低幅度逐渐变小。当捕收剂用量为200g/t时，精矿中硫的品位降低至1.78%，结果较为理想。继续加大用量用量为250g/t时，硫的含量为1.75%，降低幅度很小，考虑到药剂的成本和铁的回收率。故选择丁基黄药的用量为200g/t。

2.4 开路试验

反浮选的目的在于选出硫化物即脱硫，以降低最终铁精矿产品中硫的含量。试验的关键是在脱硫作业中铁损失不大的情况下尽可能选出硫化物，而合理的药剂制度以及反浮选流程是达到实验要求的保证。开路试验采用一粗两精的反浮选流程，药剂用量见图8，试验结果见表4。

2.5 先浮后磁闭路流程试验

为生产铁精矿，将浮选精矿再进行磁选，磁场强度2000Oe。闭路全试验流程见图9，试验结果见表5。

图8 开路试验流程

图9 闭路试验流程

产品名称产率/%S品位/%S回收率/%精矿76．621．3217．47中矿14．639．527．61中矿23．975．543．80尾矿14．7827．8671．12合计1005．79100

表5 闭路试验结果

磁选能去除一部分磁黄铁矿，其脱硫效果非常明显。最终精矿Fe品位60.25%，S含量0.81%，取得了较好的提铁脱硫效果。

3 结 论

1)重庆某硫铁烧渣呈不均匀褐色粒状，原矿Fe品位46.62%，主要以Fe3O4、Fe2O3及FeS2等形式存在；原矿S的品位高达5.79%，硫化物以黄铁矿为主，另有少量黄铜矿等。

2)在控制磨矿细度为-0.074mm占86%的条件下，以硫酸铜加硫酸为活化剂，丁基黄药为捕收剂，2#油作起泡剂，通过一粗二精的反浮选流程，可使精矿S品位降低至1.32%。浮选精矿再经磁选，得到精矿S品位0.81%，Fe品位60.25%，回收率82.45%的良好指标。

[1] 张忠平.硫铁矿烧渣综合利用综述[J].再生资源研究,2002(5):37-41.

[2] 张泽强.硫铁矿烧渣综合利用试验研究[J].化学工业与工程技术，2002，23(4)：4-5.

[3] 曾志飞,李茂林.从硫铁矿烧渣中回收铁的试验研究[J].矿冶工程,2006(5):29-32.

[4] 余俊,葛英勇.西部铜业巴彦淖尔高硫铁矿焙烧-磁选-浮选试验研究[J].现代矿业，2010(1):102-104.

[5] 汪长祥.安庆铜矿铁精矿浮选脱硫活化剂试验研究[J].矿业快报,2001(10):5-7.

Test research on desulphurization of an pyrites slag by flotation

GUO Kai-xi，GE Ying-yong，ZHANG Kai-xi

(Wuhan University of Technology，Wuhan 430070，China)

The S content of the pyrites slag is up to 5.79% in a sulfuric acid plant in Chongqing.In order to produce iron ore concentrate，the S content needs to reduce under 1.5%.With controlling the grinding fineness as -0.074mm，accounted for 86%，the experiment uses CuSO4and H2SO4as the activator，Sodium n-butylxanthate as the collector，2# gas as the foaming agent.Through the one coarse to two precise of the reverse flotation，it makes the Sulfur grade reduce to 1.32%.After dressing the flotation concentrate by magnetic separation，the grade of sulfur concentrate gets to 0.81%，the grade of the iron ore concentrate gets to 60.25%.The recovery of the Fe has got a good indicator of 82.45%.

pyrites slag；desulphurization by flotation；activator

2014-03-20

TD9

A

1004-4051(2015)05-0129-04