本发明专利技术提供一种用分步浮选法从硫铁矿中生产高品位硫精矿的方法，其步骤包括以含硫品位15～36%硫铁矿矿石为原料，经碎矿、磨矿后再进行一次浮选、得硫精矿Ⅰ和尾矿，再对尾矿进行浮选得粗选精矿和粗选尾矿，最后对粗选精矿进行2～4精选得硫精矿Ⅱ，对粗选尾矿进行2～3次扫选得最终尾矿，将硫精矿Ⅰ与硫精矿Ⅱ合并得硫精矿。工艺流程短，硫酸用量少，生产成本低，能耗低，所得硫精矿含硫品位＞48%，尾矿含硫量低，有利于尾矿的综合利用。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及一种选矿技术，特别是涉及一种。
技术介绍
目前，在生产硫精矿的工艺流程有常规浮选工艺流程、单一重选工艺流程、重选-浮选联合工艺流程。中国专利2004100795274公开了一种高铁低硫型硫铁矿烧渣的生产方法，为常规的浮选工艺流程，以含硫品位8 48%硫铁矿为原料，进行破碎、磨矿、选别回收除硫铁矿外的其它有价矿物后，将矿浆引入搅拌桶，加入硫酸，捕收剂和起泡剂后，进入浮选机浮选，浮选所得初精矿经3 6次精选后得高纯硫铁矿。该工艺流程浮选硫铁矿时，需在全部矿浆中加入硫酸调节PH值，故硫酸用量大，且需经3 6次精选后才能获得硫精矿，工艺流程长，需使用多台浮选机，生产成本高。中国专利2008100581339公开了一种用低品位硫铁矿生产高品位硫精矿的方法，采用重选-浮选联合工艺，需使用螺旋溜槽、摇床等重选设备，且产出含硫品位10 20%的中矿，然后再采用常规浮选法进行浮选。工艺流程长，中矿进入浮选前需浓缩脱水，硫回收率低，尾矿含硫量高，不利于尾矿的综合利用。
技术实现思路
本专利技术的目的在于克服上述缺点提供一种工艺流程短，硫酸用量低，所需浮选机台数少，生产能耗低，选矿技术经济指标好的。本专利技术的工艺步骤如下1)以含硫品位15 36%硫铁矿矿石为原料，碎矿、磨矿至细度0. 074毫米粒级占有率为52 83%，单体解离度为85 96%，得原料粉。2)在原料粉中加入水配制成重量百分浓度为28 48%的矿浆，进入搅拌桶，加入 160 320克/吨的捕收剂及30 70克/吨的起泡剂，搅拌2 4分钟后进入浮选机，进行浮选，得含硫品位> 48%的硫精矿I和尾矿。3)将尾矿引入搅拌桶，加入硫酸，调整pH值为5 6. 5，加入200 300克/吨的捕收剂及30 55克/吨的起泡剂，搅拌5分钟，进入浮选机进行浮选，得粗选精矿和粗选尾矿。4)将步骤3)所得粗选精矿进行2 4次精选，每次所得精选矿进入下一级精选， 最后得含硫品位> 48%的硫精矿II，其中，一次精选尾矿返回步骤3)作为浮选原料，其余 2 4次精选所得精选尾矿均返回上一级作为精选原料，同时将步骤3)所得粗选尾矿进行 2 3次扫选，一次扫选所得的扫选精矿返回步骤3)作为浮选原料，其余2 3次扫选精矿均返回上一级作为扫选原料，每次扫选尾矿均作为下一级扫选的原料，最后扫选结果得最终尾矿。5)将步骤2)所得硫精矿I与步骤4)所得硫精矿II合并，得硫精矿。3其中，捕收剂是烃基黄原酸盐类中的一种或一种以上，如乙基黄药、丁基黄药、异戊基黄药；起泡剂是松油、松醇油中的一种。本专利技术的优点在于采用两步浮选工艺，工艺紧凑，尤其是第一步浮选的矿浆为自然PH值，仅采用一台或多台浮选机就可代替重选工艺所需的跳汰和摇床，且硫精矿产出率高达21 47%，同时，使第二浮选的处理量大为降低，硫酸用量大大降低，工艺流程短，生产成本低，生产能耗低。具体实施例方式实施例1:其步骤如下1)以中国云南某地含硫品位15. 3%硫铁矿矿石为原料，碎矿、磨矿至细度0. 074毫米粒级占有率为83%，单体解离度为96%，得原料粉。2)在原料粉中加入水配制成重量百分浓度为35 48%的矿浆，进入搅拌桶，加入 160克/吨的乙基黄药和丁基黄药，其配合比例按重量份计为1:1，以及30克/吨松油，搅拌2分钟后进入浮选机，进行浮选，得含硫品位48. 77%的硫精矿I和尾矿，其硫精矿I产率为21. 55%,回收率为67. 69%ο3)将尾矿引入搅拌桶，加入硫酸，调整pH值为5. 5 6. 5，加入200克/吨步骤2) 捕收剂，以及30克/吨松油，搅拌5分钟，进入浮选机进行浮选，得粗选精矿和粗选尾矿。4)将步骤3)所得粗选精矿进行4次精选，得含硫品位48. 24%的硫精矿II，其产率 6. 39%，回收率20. 15% ；将步骤3)所得粗选尾矿进行2次扫选，得最终尾矿。5)将步骤2)所得硫精矿I与步骤4)所得硫精矿II合并，得硫精矿。该硫精矿符合沸腾炉焙烧提硫后产出硫铁矿烧渣含铁品位> 61%，含硫量< 0. 3% 的质量要求。实施例2:其步骤如下1)以中国四川某地含硫品位24. 81%硫铁矿矿石为原料，碎矿、磨矿至细度0. 074毫米粒级占有率为68%，单体解离度为92%，得原料粉。2)在原料粉中加入水配制成重量百分浓度为30 40%的矿浆，进入搅拌桶，加入 240克/吨的丁基黄药，以及50克/吨松醇油，搅拌4分钟后进入浮选机，进行浮选，得含硫品位49. 69%的硫精矿I和尾矿，其硫精矿I产率为32. 36%，回收率为64. 81%。3)将尾矿引入搅拌桶，加入硫酸，调整pH值为5. 5 6，加入260克/吨乙基黄药和丁基黄药，其配合比例重量份计为1 1，以及40克/吨松醇油，搅拌5分钟，进入浮选机进行浮选，得粗选精矿和粗选尾矿。4)将步骤3)所得粗选精矿进行3次精选，得含硫品位49. 91%的硫精矿II，其产率 14. 88%，回收率29. 93% ；将步骤3)所得粗选尾矿进行3次扫选，得最终尾矿。5)将步骤2)所得硫精矿I与步骤4)所得硫精矿II合并，得硫精矿。该硫精矿符合沸腾炉焙烧提硫后产出硫铁矿烧渣含铁品位> 61%，含硫量< 0. 3% 的质量要求。实施例3 其步骤如下1)以中国四川某地含硫品位35. 57%硫铁矿矿石为原料，碎矿、磨矿至细度0. 074毫米粒级占有率为52%，单体解离度为85%，得原料粉。2)在原料粉中加入水配制成重量百分浓度为观 37%的矿浆，进入搅拌桶，加入 320克/吨的异戊基黄油，以及70克/吨松醇油，搅拌4分钟后进入浮选机，进行浮选，得含硫品位48. 64%的硫精矿I和尾矿，其硫精矿I产率为46. 53%，回收率为63. 63%。3)将尾矿引入搅拌桶，加入硫酸，调整pH值为5 5. 5，加入300克/吨异戊基黄药，以及阳克/吨松醇油，搅拌5分钟，进入浮选机进行浮选，得精选精矿的粗选尾矿。4)将步骤3)所得粗选精矿进行2次精选，得含硫品位49. 82%的硫精矿II，其产率 22. 4%，回收率31. 37% ；将步骤3)所得粗选尾矿进行3次扫选，终尾矿。5)将步骤2)所得硫精矿I与步骤4)所得硫精矿II合并，得硫精矿。该硫精矿符合沸腾炉焙烧提硫后产出硫铁矿烧渣含铁品位> 61%，含硫量< 0. 3% 的质量要求。权利要求1.一种，其特征在于步骤如下1)以含硫品位15 36%硫铁矿矿石为原料，碎矿、磨矿至细度0.074毫米粒级占有率为52 83%，单体解离度为85 96%，得原料粉；2)在原料粉中加入水配制成重量百分浓度为观 48%的矿浆，进入搅拌桶，加入 160 320克/吨的捕收剂及30 70克/吨的起泡剂，搅拌2 4分钟后进入浮选机，进行浮选，得含硫品位> 48%的硫精矿I和尾矿；3)将尾矿引入搅拌桶，加入硫酸，调整pH值为5 6.5，加入200 300克/吨的捕收剂及30 55克/吨的起泡剂，搅拌5分钟，进入浮选机进行浮选，得粗选精矿和粗选尾矿；4)将步骤3)所得粗选精矿进行2 4次精选，每次所得精选矿进入下一级精选，最后得含硫品位> 48%的硫精矿II，其中，一次精选尾矿返回步骤3)作为浮选原料，其余2 4 次精选本文档来自技高网...
【技术保护点】
１．一种用分步浮选法从硫铁矿中生产高品位硫精矿的方法，其特征在于步骤如下：１）以含硫品位１５～３６％硫铁矿矿石为原料，碎矿、磨矿至细度０．０７４毫米粒级占有率为５２～８３％，单体解离度为８５～９６％，得原料粉；２）在原料粉中加入水配制成重量百分浓度为２８～４８％的矿浆，进入搅拌桶，加入１６０～３２０克／吨的捕收剂及３０～７０克／吨的起泡剂，搅拌２～４分钟后进入浮选机，进行浮选，得含硫品位＞４８％的硫精矿Ⅰ和尾矿；３）将尾矿引入搅拌桶，加入硫酸，调整ｐＨ值为５～６．５，加入２００～３００克／吨的捕收剂及３０～５５克／吨的起泡剂，搅拌５分钟，进入浮选机进行浮选，得粗选精矿和粗选尾矿；４）将步骤３）所得粗选精矿进行２～４次精选，每次所得精选矿进入下一级精选，最后得含硫品位＞４８％的硫精矿Ⅱ，其中，一次精选尾矿返回步骤３）作为浮选原料，其余２～４次精选所得精选尾矿均返回上一级作为精选原料，同时将步骤３）所得粗选尾矿进行２～３次扫选，一次扫选所得的扫选精矿返回步骤３）作为浮选原料，其余２～３次扫选精矿均返回上一级作为扫选原料，每次扫选尾矿均作为下一级扫选的原料，最后扫选结果得最终尾矿；５）将步骤２）所得硫精矿Ⅰ与步骤４）所得硫精矿Ⅱ合并，得硫精矿。...
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：涂良策，许丹平，段智勇，邱兴富，周正，李兵容，赵华伦，余成，
申请(专利权)人：施可丰泸州化工有限公司，四川省冶金地质勘查院，
类型：发明
国别省市：51
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