山西某磁选铁精矿浮选脱硫试验

山西某磁选铁精矿浮选脱硫试验
王英姿;胡义明;周永诚
【摘要】山西某磁选铁精矿铁品位为65.16％,S含量高达2.62％,主要铁矿物为磁铁矿,占总铁的92.23％;含硫矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿,分别占总硫的53.72％
和45.67％,硫在粗粒级(+100目)和细粒级(-325目)的含量相对较高,超过70％的
硫分布在-200目粒级.为降低该铁精矿中的硫含量,进行了反浮选脱硫试验.结果表明,试样采用1粗1精—粗选与精选尾矿合并扫选,扫选精矿返回粗选的闭路浮选流程处理,在粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t、H106用量为950+450 g/t、松醇油用量为50+20 g/t的情况下,可获得铁品位为66.59％、含硫0.29％、铁回收率为91.40％的铁精矿和硫品位为22.13％、含铁52.75％、硫回收率为90.07％的硫精矿.
【期刊名称】《金属矿山》
【年(卷),期】2019(000)007
【总页数】5页(P70-74)
【关键词】磁选铁精矿;黄铁矿;磁黄铁矿;反浮选;脱硫
【作者】王英姿;胡义明;周永诚
【作者单位】太钢集团岚县矿业有限公司,山西岚县030027;安徽工业大学冶金工
程学院,安徽马鞍山243002;安徽工业大学冶金工程学院,安徽马鞍山243002
【正文语种】中文
【中图分类】TD923+.7
硫超标铁精矿的烧结冶炼不仅生产成本高，产生污染性气体，还会使钢发生“热脆”现象，降低钢的延展性、韧性和耐腐蚀性等［1］。

对于硫超标的铁精矿，国内外主要采用浮选工艺脱硫［3-8］，从研究和生产实践看，效果普遍良好。

1 试样、试验方法及药剂
1.1 试样
试样为山西某磁选铁精矿，其主要化学成分分析结果见表1，XRD分析结果见图1，铁相态分析结果见表2，硫相态分析结果见表3，粒度筛析结果见表4。

由表1可知，试样铁品位为65.16%；主要杂质成分为SiO2和MgO，含量分别
为4.56%和2.47%，其他2种造渣成分含量略低，Al2O3为1.35%，CaO为
1.68%；有害元素P含量较低为0.06%，S含量为
2.62%，高于国家规定的铁精
矿含硫标准。

由图1可知，试样中的铁矿物主要为磁铁矿；脉石矿物主要包括石英和硅酸铁，
含硫矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿。

由表2可知，试样中的铁主要为磁性铁，占总铁的92.23%；赤（褐）铁、碳酸铁和硅酸铁总含量仅为0.37%，分布率仅为0.56%；硫化铁占总铁的7.21%，表明
脱硫会明显降低铁回收率。

由表3可知，试样中硫主要赋存于磁黄铁矿和黄铁矿中，磁黄铁矿中硫的含量和
分布率分别为1.405%和53.72%，黄铁矿中硫的含量和分布率分别为1.195%和
45.67%；其他形式的硫含量很低。

因此，试样脱硫的主要对象是磁黄铁矿和黄铁矿。

由表4可以看出，200～325目和-500目粒级产率较高，分别为23.37%和
23.23%。

其他粒级的产率在10%左右，分布较为平均；粗细粒级铁品位差异较大，呈现出粒级越细铁的富集程度越高的局面；硫在粗粒级（+100目）和细粒级（-325目）中的含量相对较高，超过70%的硫分布在-200目粒级。

1.2 试验方法
物料性质分析结果表明，含硫矿物主要为黄铁矿和磁黄铁矿，而磁黄铁矿与磁铁矿比磁化系数和密度均相近，因此，磁选和重选工艺均无法有效脱硫。

黄铁矿与磁铁矿的可浮性差异较大，浮选分离较容易；而磁黄铁矿与磁铁矿可浮性差异相对较小，浮选分离难度相对较大，但可通过对矿浆中激活离子的调控，实现对磁黄铁矿的活化，增大其与磁铁矿可浮性的差异，从而实现二者的分离。

条件试验拟采用1粗1精浮选流程确定活化剂种类和用量、捕收剂丁基黄药用量
和起泡剂松醇油用量，然后根据条件试验结果进行相应的开路试验和闭路试验。

1.3 试验药剂
试验用捕收剂丁基黄药、起泡剂松醇油均为工业品；活化剂H2SO4、CuSO4为
分析纯试剂，H106为安徽工业大学自制的新型组合活化剂。

2 试验结果与讨论
2.1 粗选条件试验
2.1.1 活化剂种类试验
活化剂是影响脱硫效果的关键药剂，采用适宜的活化剂对硫的脱除尤为重要。

目前，硫矿物浮选活化剂主要有酸类、盐类和新型复合活化剂等。

硫铁矿活化剂的作用主要表现在以下3个方面：一是清除含硫矿物表面亲水的氧化物和氢氧化物；二是
吸附在矿物表面上，生成新的疏水表面或生成容易与捕收剂作用的表面化合物；三
是降低矿物颗粒表面水化层的稳定性，降低矿物表面亲水程度。

为研究活化剂对试样中硫化铁矿物的活化效果，在粗选+精选丁基黄药用量为
150+50 g/t、松醇油用量为50+20 g/t条件下进行了H2SO4、CuSO4和H106活化效果对比试验，H2SO4、CuSO4和H106粗选+精选用量均为500+300 g/t，试验结果见图2。

由图2可知，硫酸和H106的活化效果明显优于CuSO4，但硫酸和H106在试验用量条件下的脱硫效果并不好，因此，紧接着进行硫酸和H106的用量试验。

2.1.2 活化剂H106和H2SO4用量试验
在粗选+精选丁基黄药用量为150+50 g/t、松醇油用量为50+20 g/t条件下进行了H2SO4和H106用量试验，结果见图3、图4。

由图3和图4可知，随着H106和H2SO4用量的增加，铁精矿硫含量下降，硫
脱除率升高；粗选+精选H106 用量由500+300 g/t增至1 100+500 g/t，铁精
矿硫含量由1.68%降至0.40%，硫脱除率由39.70%提高到86.04%；粗选+精选
H2SO4用量由500+300 g/t增至1 100+500 g/t，铁精矿硫含量从1.43%降至0.98%，硫脱除率由49.19%增至65.27%，表明H106对硫化铁矿物的活化效果
优于H2SO4；H106用量增至950+450 g/t后继续增加用量，铁精矿硫含量及硫脱除率变化趋于平缓。

因此，确定粗选+精选H106用量为950+450 g/t。

2.1.3 丁基黄药用量试验
丁基黄药是磁黄铁矿和黄铁矿浮选的良好捕收剂，与松醇油联用可起到良好的捕收效果。

在粗选+精选松醇油用量为50+20 g/t、H106用量为950+450 g/t条件
下进行了丁基黄药用量试验，结果见图5。

由图5可知，随着丁基黄药用量的增加，铁精矿硫含量降低，硫脱除率上升；当丁基黄药粗选+精选用量增至400+100 g/t后继续增加用量，铁精矿硫含量降低甚微、硫脱除率提高甚微。

因此，粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t。

2.1.4 松醇油用量试验
起泡剂在矿物浮选中不仅影响气泡的数量、大小和质量，也影响矿物颗粒之间的接触。

适宜的起泡剂用量不仅能促进黏附于气泡的疏水性矿粒和亲水性矿粒的分离，而且与捕收剂协同作用可增强分选效果，提高选别指标［9］。

因此，在粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t、H106用量为950+450 g/t条件下开展松醇油用量试验，结果见图6。

由图6可以看出，随着松醇油用量的增加，铁精矿硫含量先下降后维持在低位，硫脱除率先上升后维持在高位，变化趋势的拐点在粗选+精选松醇油用量为
50+20 g/t时。

因此，确定粗选+精选的松醇油用量为50+20 g/t。

2.2 开路试验
开路试验采用1粗1精1扫流程，粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t、
H106用量为950+450 g/t、松醇油用量为50+20 g/t，精选尾矿与扫选精矿合并为中矿，试验结果见表5。

由表5可知，试样采用1粗1精1扫开路流程处理，可获得含铁66.76%、含硫0.30%的铁精矿。

2.3 闭路试验
根据开路试验结果，进行了1粗1精—粗选与精选尾矿合并扫选，扫选精矿返回粗选作业的闭路流程试验，粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t、H106用量
为950+450 g/t、松醇油用量为50+20 g/t，试验结果见表6。

由表6可知，试样采用1粗1精—粗选与精选尾矿合并扫选，扫选精矿返回粗选
作业的闭路流程处理，最终获得了铁品位为66.59%、含硫0.29%、铁回收为
91.40%的铁精矿和硫品位为22.13%、含铁52.75%、硫回收率为90.07%的硫精矿。

3 结论
（1）试样铁品位为65.16%，主要杂质SiO2和MgO含量分别为4.56%和
2.47%，造渣成分Al2O3和CaO含量分别为1.35%和1.68%，有害元素P含量
较低（0.06%），S含量较高（2.62%）。

试样中的铁矿物主要为磁铁矿；脉石矿物主要包括石英和硅酸铁，含硫矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿。

试样中的铁主要为磁性铁，占总铁的92.23%；硫化铁占总铁的7.21%。

试样中以磁黄铁矿形式存在的硫占总硫的53.72%，以黄铁矿形式存在的硫占总硫的45.67%。

试样中粗细粒
级铁品位差异较大，呈现出粒级越细铁富集程度越高的局面；硫在粗粒级（+100目）和细粒级（-325目）中的含量相对较高，超过70%的硫分布在-200目粒级。

（2）试样采用1粗1精—粗选与精选尾矿合并扫选，扫选精矿返回粗选的闭路浮选流程处理，在粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t、H106用量为
950+450 g/t、松醇油用量为50+20 g/t情况下，可获得铁品位为66.59%、含
硫0.29%、铁回收为91.40%的铁精矿和硫品位为22.13%、含铁52.75%、硫回
收率为90.07%的硫精矿。

参考文献
【相关文献】
［1］耿郑州.难处理高硫铁精矿浮选脱硫及其机理研究［D］.包头：内蒙古科技大学，
2014.Geng Zhengzhou.Research on Flotation Desulfurization of High Sulfur Iron Concentrate and its Mechanism［D］.Baotou：Inner Mongolia University of
Science&Technology，2014.
［2］李林杰，葛英勇，刘朋，等.新疆某铁精矿浮选脱硫试验［J］.金属矿山，2019（1）：71-73.Li Linjie，Ge Yingyong，Liu Peng，et al.Experiment on flotation desulphurization of an iron concentrate in Xinjiang［J］.Metal Mine，2019（1）：71-73.
［3］徐彬，李国峰，李凤久，等.河北某磁铁精矿提铁降硫试验研究［J］.矿产综合利用，2018（6）：76-80.Xu Bin，Li Guofeng，Li Fengjiu，et al.Experimental research on desulfurization of a magnetic concentrate ore［J］.Multipurpose Utilization of Mineral Resources，2018（6）：76-80.
［4］赵璐，葛英勇，余俊，等.内蒙古某磁选铁精矿浮选脱硫试验研究［J］.矿冶工程，2018（2）：58-60.Zhao Lu，Ge Yingyong，Yu Jun，et al.Flotation for desulfurization of iron concentrate from magnetic separation in Inner Mongolia［J］.Mining and Metallurgical Engineering，2018（2）：58-60.
［5］Chai W，Huang Y，Peng W，et al.Enhanced separation of pyrite from high-sulfur bauxite using 2-mercaptobenzimidazole as chelate collector：Flotation optimization and interaction mechanisms［J］.Minerals Engineering.2018，129：93-101.
［6］Savas Ozun，Behzad Vaziri Hassas，Jan ler.Collectorless flotation of oxidized pyrite［J］.Colloids and Surfaces A：Physicochemical and Engineering Aspects，2019，561：349-356.
［7］Ingjerd Bunkholt，Rolf Arne Kleiv.Pyrrhotite oxidation and its influence on alkaline amine flotation［J］.Minerals Engineering，2015，71：65-72.
［8］Ravinder S.Multani，Hillary Williams，Bailee Johnson，et al.The effect of superstructure on the zeta potential，xanthate，and flotation response of pyrrhotite ［J］.Colloids and Surfaces A：Physicochemical and Engineering Aspects，2018，551：108-116.
［9］Zhou Yongcheng，Tong Xiong，Song Shaoxian，et al.Beneficiation of cassiterite fines from a tin tailing slime by froth flotation［J］.Separation Science and Technology，2014（3）：458-463.。