黄铁矿与磁黄铁矿的分离方法与流程

1.本发明涉及有色金属领域，具体而言，涉及一种黄铁矿与磁黄铁矿的分离方法。


背景技术：

2.黄铁矿(fes2)理论含s量为53.33％，是地壳中分布最普遍的硫化矿物，为我国制取硫酸和硫磺的主要原料。黄铁矿在太阳能电池材料、石油化工和重金属废水处理等诸多领域具有良好的应用前景。比如，高纯度的黄铁矿可以应用于锂电池中，fes2的纯度越高，粒径越小，li/fes2电池放电容量增加越显著。而磁黄铁矿(fe1‑
x
s)由于其硫含量随铁原子的缺位而变化，一般s含量较难超过40％，低硫含量导致磁黄铁矿的经济利用价值低于黄铁矿。因此，在当前黄铁矿经济价值不高的情况下，生产高纯度、高附加值的黄铁矿是十分重要的研究方向。
3.在硫铁矿或者有色金属矿中，黄铁矿常与磁黄铁矿共生，此种情况下，黄铁矿常与磁黄铁矿一起进入黄铁矿精矿中，导致黄铁矿精矿品位大幅下降，难以生产高品位、高附加值的黄铁矿精矿。而且，部分磁黄铁矿的磁性并不强，不能简单的通过磁选将黄铁矿和磁黄铁矿分离。
4.因此，需开发适宜的工艺实现黄铁矿与磁黄铁矿分离，以获得高品位黄铁矿精矿，为后续生产高纯高附加值黄铁矿提供基础。


技术实现要素：

5.本发明的主要目的在于提供一种黄铁矿与磁黄铁矿的分离方法，以解决现有技术中在黄铁矿与磁黄铁矿共生的情况下，无法实现黄铁矿与磁黄铁矿的有效分离，进而无法获得高品位黄铁矿精矿的问题。
6.为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种黄铁矿与磁黄铁矿的分离方法。该方法包括以下步骤：对黄铁矿与磁黄铁矿的共生矿料进行磁选分离，得到磁选精矿及磁选尾矿；将磁选尾矿和fecl3混合并进行浮选分离，得到浮选精矿及浮选尾矿；其中，磁选精矿为第一部分磁黄铁矿，浮选精矿为黄铁矿，浮选尾矿为第二部分磁黄铁矿。
7.进一步地，相对于每吨磁选尾矿，fecl3的用量为100～300g。
8.进一步地，述磁选的步骤中，磁场强度为3000～4000oe。
9.进一步地，将磁选尾矿和fecl3混合并进行浮选分离的步骤中包括：将磁选尾矿、fecl3和水混合并进行磨矿处理，得到矿浆；将矿浆、第一部分捕收剂和起泡剂混合并进行分离粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选精矿进一步进行分离精选，得到浮选精矿和第一部分中矿；将粗选尾矿和第二部分捕收剂混合并进行分离扫选，得到浮选尾矿和第二部分中矿；优选地，将第一部分中矿和/或第二部分中矿返回至分离粗选步骤作为矿浆的一部分。
10.进一步地，磨矿处理过程中，磨矿细度为粒径小于0.045mm的矿粒的比例大于90％。
11.进一步地，磨矿处理过程中，磨矿介质为铁介质，磨矿处理时间为10～20min。
12.进一步地，第一部分捕收剂和第二部分捕收剂各自独立地选自乙黄药、乙硫氮中的一种或多种。
13.进一步地，相对于每吨给矿，第一部分捕收剂的用量为20～40g；相对于每吨粗选尾矿，第二部分捕收剂的用量为5～10g。
14.进一步地，相对于每吨给矿，起泡剂的用量为15～30g。
15.进一步地，起泡剂选自2号油、甲基异丁基甲醇中的一种或多种。
16.应用本发明的技术方案，通过磁选
‑
浮选联合的方式，尤其是利用先磁选后浮选，结合fecl3对磁黄铁矿的深度抑制作用，降低了磁黄铁矿的可浮性，实现了黄铁矿和磁黄铁矿更高效分离，进而得到了高品位黄铁矿精矿。
附图说明
17.构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：
18.图1示出了本发明的一种实施方式中黄铁矿与磁黄铁矿的分离方法的流程示意图。
具体实施方式
19.需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。
20.正如背景技术部分所描述的，现有技术中在黄铁矿与磁黄铁矿共生的情况下，无法实现黄铁矿与磁黄铁矿的有效分离，进而无法获得高品位黄铁矿精矿。为了解决这一问题，本发明提供了一种黄铁矿与磁黄铁矿的分离方法，如图1所示，该方法包括以下步骤：对黄铁矿与磁黄铁矿的共生矿料进行磁选分离，得到磁选精矿及磁选尾矿；将磁选尾矿和fecl3混合并进行浮选分离，得到浮选精矿及浮选尾矿；其中，磁选精矿为第一部分磁黄铁矿，浮选精矿为黄铁矿，浮选尾矿为第二部分磁黄铁矿。
21.在磁性方面，磁黄铁矿可以分为六方晶系和单斜晶系，不同晶体结构的磁黄铁矿其磁性并不相同，单斜晶系磁黄铁矿磁性相对黄铁矿而言较强，但是部分六方晶系磁黄铁矿磁性较弱，与黄铁矿磁性并无太大差别。本发明先对黄铁矿与磁黄铁矿的共生矿料进行磁选分离，促使一部分磁性较强的磁黄铁矿如单斜晶系磁黄铁矿得以分离出来，得到磁选精矿，而大部分六方晶系磁黄铁矿和黄铁矿一起富集在磁选尾矿中。其次，磁选尾矿进入浮选工序，在可浮性方面，黄铁矿的可浮性优于磁黄铁矿。本发明将磁选尾矿和fecl3混合，fecl3作为抑制剂，强化磁黄铁矿表面被氧化，在磁黄铁矿表面更易形成硫酸铁、羟基铁等亲水性物质，从而更大程度地降低了磁黄铁矿的可浮性，提高了分离效率。尤其是在前一阶段，大部分单斜晶系磁黄铁矿已被分离，剩余的六方晶系磁黄铁矿量相对较少，再辅以fecl3的抑制作用，进一步增大了磁选尾矿中磁黄铁矿和黄铁矿的可浮性差异，达到了更高效地分离磁黄铁矿和黄铁矿的有益效果，进而获得了更高品位的黄铁矿精矿。除此之外，fecl3成本更低，更易获取且更环保。
22.总之，本发明通过磁选
‑
浮选联合的方式，尤其是利用先磁选后浮选，同时结合
fecl3对磁黄铁矿的深度抑制作用，实现了黄铁矿和磁黄铁矿更高效分离，进而得到了高品位黄铁矿精矿。
23.优选地，相对于每吨磁选尾矿，fecl3的用量为100～300g，在此范围内，fecl3的抑制效果更佳，促使更多的磁黄铁矿被氧化，在磁黄铁矿表面更易形成硫酸铁、羟基铁等亲水性物质，从而更大程度上降低了磁黄铁矿的可浮性，加快了浮选速度，能够更高效地分离磁黄铁矿和黄铁矿，从而获得更高回收率的黄铁矿精矿。
24.基于促使磁选效果更好的目的，磁选的步骤中，磁场强度为3000～4000oe。磁场强度在此范围内，磁选效果更佳，能够仅通过第一步磁选将更多的磁黄铁矿分离出来，促使后续的浮选作业更容易，所需各试剂用量更少，成本更低。
25.在一种优选的实施方式中，将磁选尾矿和fecl3混合并进行浮选分离的步骤中包括将磁选尾矿、fecl3和水混合并进行磨矿处理，得到矿浆，其中，磨矿浓度为50～70％。磨矿处理可以更好地促进黄铁矿与磁黄铁矿及其他杂质矿物的解离，为后续生产高品位超纯黄铁矿提供基础。同时，磨矿过程以及fecl3的添加促使更多的磁黄铁矿被氧化，在磁黄铁矿表面更易形成硫酸铁、羟基铁等亲水性物质，从而更大程度上降低了磁黄铁矿的可浮性，促使磁黄铁矿和黄铁矿的可浮性差异更大，能够更高效地分离磁黄铁矿和黄铁矿，从而获得更高品位的黄铁矿精矿。
26.优选地，将磁选尾矿和fecl3混合并进行浮选分离的步骤中还包括将矿浆、第一部分捕收剂和起泡剂混合并进行分离粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿。磁黄铁矿的可浮性降低促使磁黄铁矿和黄铁矿的可浮性差异更大，此时矿浆中的选择性上浮矿物为黄铁矿，通过加入起泡剂，可以降低矿浆中水的表面张力形成泡沫，加入第一部分捕收剂，可以更有效地改善黄铁矿矿物表面疏水性，两种试剂协同作用促使更多的浮游的黄铁矿矿粒粘附于气泡上，从而能够更快速地分离磁黄铁矿和黄铁矿。
27.优选地，将磁选尾矿和fecl3混合并进行浮选分离的步骤中还包括将粗选尾矿和第二部分捕收剂混合并进行分离扫选，得到浮选尾矿和第二部分中矿。通过加入第二部分捕收剂进行分离扫选，可以更进一步地分离出磁黄铁矿。将磁选尾矿和fecl3混合并进行浮选分离的步骤中还包括将粗选精矿进一步进行分离精选，得到浮选精矿和第一部分中矿。粗选泡沫中的残留药剂足够进一步进行分离精选，不再新添加浮选药剂，直接进行浮选。通过进一步分离精选，可以得到高品位黄铁矿精矿。更优选地，将第一部分中矿和/或第二部分中矿返回至分离粗选步骤作为矿浆的一部分。
28.优选地，磨矿处理过程中，磨矿细度为粒径小于0.045mm的矿粒的比例大于90％。在此磨矿细度下，矿物间的解离度进一步提高，后续浮选作业更容易。
29.基于控制上述磨矿细度的目的，优选地，磨矿处理过程中，磨矿介质为铁介质，磨矿处理时间为10～20min。
30.优选地，第一部分捕收剂和第二部分捕收剂各自独立地选自乙黄药、乙硫氮中的一种或多种。捕收剂选自上述种类可以更有效地改善黄铁矿矿物表面疏水性，促使更多的浮游的黄铁矿矿粒粘附于气泡上，从而能够更有效、更快速地分离磁黄铁矿和黄铁矿。更优选地，相对于每吨给矿(即磁选尾矿)，第一部分捕收剂的用量为20～40g；相对于每吨粗选尾矿，第二部分捕收剂的用量为5～10g。在此范围内，磁黄铁矿和黄铁矿的分离效果更佳。
31.优选地，起泡剂选自2号油、甲基异丁基甲醇中的一种或多种。更有效地降低了矿
浆中水的表面张力从而形成更多的泡沫，促使更多的浮游的黄铁矿矿粒粘附于气泡上，从而能够更有效、更快速地分离磁黄铁矿和黄铁矿。更优选地，相对于每吨给矿(即磁选尾矿)，起泡剂的用量为15～30g。
32.本发明提供的上述方法对于黄铁矿与磁黄铁矿共生矿的矿相分离均有良好的效果，适用于各种形式的黄铁矿与磁黄铁矿共生矿料，包括但不限于铅锌硫矿、铜铅锌硫矿、铜镍硫矿、硫铁矿等经过混合浮选获得的硫精矿，所含主要矿物为黄铁矿、磁黄铁矿以及少量石英等脉石矿物，上述浮选工艺为本领域常规技术手段，在此不多赘述。
33.以下结合具体实施例对本申请作进一步详细描述，这些实施例不能理解为限制本申请所要求保护的范围。
34.实施例1
35.本实施例为某铅锌硫选厂浮选获得的硫精矿，该选厂采用铅锌硫依次浮选工艺，获得的硫精矿所含主要矿物为黄铁矿、磁黄铁矿以及少量硅酸盐、石英等脉石矿物。其中，黄铁矿含量为45％、磁黄铁矿含量为50％，硫品位为41.61％。
36.对该黄铁矿与磁黄铁矿的共生矿料先进行磁选分离，得到磁选精矿及磁选尾矿，其中，磁场强度为3500oe，磁选精矿为第一部分磁黄铁矿。
37.将磁选尾矿和fecl3混合并进行磨矿处理，其中，磨矿浓度为65％，相对于每吨磁选尾矿，fecl3的用量为150g，磨矿细度为粒径小于0.045mm的矿粒的比例为91.22％，磨矿介质为铁介质，磨矿时间为10min。
38.将矿浆、乙黄药和2号油混合并进行分离粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿。其中，相对于每吨给矿(即磁选尾矿)，乙黄药的用量为30g、2号油的用量为15g。
39.将粗选尾矿和乙黄药混合并进行分离扫选，得到浮选尾矿和第二部分中矿。其中，相对于每吨给矿(即磁选尾矿)，乙黄药的用量为10g，浮选尾矿为第二部分磁黄铁矿。
40.将粗选精矿进一步进行分离精选，得到浮选精矿和第一部分中矿。其中分离精选为空白精选，浮选精矿为黄铁矿，品位和回收率见表1。
41.实施例2
42.本实施例为某高硫铜铅锌矿采用铜铅混合浮选工艺依次浮选锌和硫获得的硫精矿，获得的硫精矿中主要矿物为磁黄铁矿，其含量为75％，其次为黄铁矿，其含量为21％，其余为石英、长石以及白云石等脉石矿物。尤其是，该硫精矿磁黄铁矿含量较高，硫精矿的硫品位仅为39.38％。
43.对该黄铁矿与磁黄铁矿的共生矿料先进行磁选分离，得到磁选精矿及磁选尾矿，其中，磁场强度为4000oe，磁选精矿为第一部分磁黄铁矿。
44.将磁选尾矿和fecl3混合并进行磨矿处理，其中，磨矿浓度为65％，相对于每吨磁选尾矿，fecl3的用量为300g，磨矿细度为粒径小于0.045mm的矿粒的比例为92.23％，磨矿介质为铁介质，磨矿时间为12min。
45.将矿浆、乙黄药和2号油混合并进行分离粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿。其中，相对于每吨给矿，乙黄药的用量为20g、2号油的用量为10g。
46.将粗选尾矿和乙黄药混合并进行分离扫选，得到浮选尾矿和第二部分中矿。其中，相对于每吨给矿，乙黄药的用量为5g，浮选尾矿为第二部分磁黄铁矿。
47.将粗选精矿进一步进行分离精选，得到浮选精矿和第一部分中矿。其中分离精选
为空白精选，浮选精矿为黄铁矿，品位和回收率见表1。
48.实施例3
49.本实施例为某铜硫矿采用铜优先浮选、铜浮选尾矿选硫获得的硫精矿，该硫精矿中主要矿物为黄铁矿，其含量为70.5％，其次为磁黄铁矿，其含量为26％，其余为石英等脉石矿物，该硫精矿硫品位为44.59％。
50.对该黄铁矿与磁黄铁矿的共生矿料先进行磁选分离，得到磁选精矿及磁选尾矿，其中，磁场强度为3000oe，磁选精矿为第一部分磁黄铁矿。
51.将磁选尾矿和fecl3混合并进行磨矿处理，其中，磨矿浓度为65％，相对于每吨磁选尾矿，fecl3的用量为100g，磨矿细度为粒径小于0.045mm的矿粒的比例为91.11％，磨矿介质为铁介质，磨矿时间为10min。
52.将矿浆、乙黄药和2号油混合并进行分离粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿。其中，相对于每吨矿浆，乙黄药的用量为40g、2号油的用量为20g。
53.将粗选尾矿和乙黄药混合并进行分离扫选，得到浮选尾矿和第二部分中矿。其中，相对于每吨矿浆，乙黄药的用量为10g，浮选尾矿为第二部分磁黄铁矿。
54.将粗选精矿进一步进行分离精选，得到浮选精矿和第一部分中矿。其中分离精选为空白精选，浮选精矿为黄铁矿，品位和回收率见表1。
55.实施例4
56.和实施例1的区别仅在于相对于每吨矿浆，2号油的用量为30g，品位和回收率见表1。
57.实施例5
58.和实施例1的区别仅在于磁选磁场强度为800oe，品位和回收率见表1。
59.实施例6
60.和实施例1的区别仅在于磨矿时间为7min，磨矿细度为粒径小于0.045mm的矿粒的比例为85.43％，品位和回收率见表1。
61.对比例1
62.和实施例1的区别仅在于没有添加fecl3，品位和回收率见表1。
63.性能表征：
64.硫品位采用采用化学分析法测定，为s元素含量。
65.黄铁矿理论含硫量较高，为53.45％，磁黄铁矿理论含硫量最高为39％～40％。因此可以根据最终获得的黄铁矿硫含量的高低来判断黄铁矿和磁黄铁矿的分离效果，获得黄铁矿硫品位越高，分离效果越好。
66.黄铁矿产率＝黄铁矿质量/(黄铁矿质量+磁黄铁矿质量)
×
100％；
67.磁黄铁矿产率＝100％
‑
黄铁矿产率；
68.硫回收率＝(产品硫品位
×
产品产率)/初始给矿硫品位
×
100％。
69.测试结果见下表1：
70.表1
[0071][0072]
从以上的描述中，可以看出，本发明上述的实施例实现了如下技术效果：
[0073]
由实施例1至6、对比例1的数据可知，本发明提供的黄铁矿与磁黄铁矿的分离方法，先对黄铁矿与磁黄铁矿的共生矿料进行磁选分离，促使一部分磁性较强的磁黄铁矿如大部分单斜晶系磁黄铁矿得以分离出来，得到磁选精矿，而大部分六方晶系磁黄铁矿和黄铁矿一起富集在磁选尾矿中。然后，本发明将磁选尾矿和fecl3混合，fecl3作为抑制剂，强化磁黄铁矿表面被氧化，在磁黄铁矿表面更易形成硫酸铁、羟基铁等亲水性物质，从而更大程度地降低了磁黄铁矿的可浮性，提高了分离效率。尤其是在前一阶段，大部分单斜晶系磁黄铁矿已被分离，剩余的六方晶系磁黄铁矿量相对较少，再辅以fecl3的抑制作用，进一步增大了磁选尾矿中磁黄铁矿和黄铁矿的可浮性差异，达到了更高效地分离磁黄铁矿和黄铁矿的有益效果，进而获得了更高品位的黄铁矿精矿。除此之外，fecl3成本更低，更易获取且更环保。本发明通过磁选
‑
浮选联合的方式，尤其是利用先磁选后浮选，结合fecl3对磁黄铁矿的深度抑制作用，实现了黄铁矿和磁黄铁矿更高效分离，进而得到了高品位黄铁矿精矿。
[0074]
特别的是，通过实施例1至4、实施例5的数据可知，磁选的步骤中磁场强度在3000～4000oe范围内，磁选效果更佳，能够仅通过第一步磁选将更多的磁黄铁矿分离出来，促使后续的浮选作业更容易，达到了更高效地分离磁黄铁矿和黄铁矿的有益效果，进而获得了更高品位，更高回收率的黄铁矿精矿。
[0075]
更特别的是，通过实施例1至4、实施例6的数据可知，磨矿处理时间为10～20min，磨矿细度为粒径小于0.045mm的矿粒的比例大于90％，得到的矿物矿粒粒径更适宜，后续浮选作业更容易，可以更高效地分离磁黄铁矿和黄铁矿，进而获得了更高品位，更高回收率的
黄铁矿精矿。
[0076]
以上仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。