为了对硫铁矿进行归纳点评，除了需求测定首要组分硫以外，还须留意有害杂质及伴生元素。     在堆积岩和堆积矿床中所散布的黄铁矿，常有有机碳存在。点评此类矿石时，其富矿中有机碳含量不该大于8％。     对硫铁矿，有时尚须进行硅、铁、铝、钛、钙和镁等项目的分析。此刻须先将硫灼烧除掉，然后按铁矿石分析办法进行。当含有铅、锌、铜、钴、镍、金、银、砷和碲等元素需求测守时，可参照有色金属和稀有涣散元素有关矿种所选用的办法进行。     一、吸附水     称取1克试样（过100筛目），置于已知分量的称量瓶中，半开瓶盖，放入60－65°烘箱内烘1小时，取出，盖上瓶盖，放入枯燥器中冷却30分钟。翻开瓶盖使表里空气平衡并当即盖上，称重。再重复烘干，直至恒重。如重复称重发现分量添加时，或许因为硫的氧化，取前一次称重为准。     二、有机碳（差减法）     按“煤分析”一章顶用分量法测定试样中的总碳量（包含有机碳及无机碳）。用酸分化碳酸盐测定无机碳，差减得有机碳。     测定总碳量时，因黄铁矿含有很多硫，很简单使煤分析设备的瓷管中的除硫剂（银丝网）失效。因而，在瓷管的结尾接一铬酸洗瓶除硫（铬酸洗液：30克CrO3溶于100毫升1∶2硫酸中）。在测定过程中，当铬酸洗液的色彩变为绿色时，标明洗液已失效，应替换。     无机碳的测定，见“硅酸盐岩石分析”中二氧化碳的测定。     三、有用硫     硫铁矿中有用充系指试样在850°焙烧所释出之硫。释出之二氧化硫用过氧化氢吸收，以次甲基蓝－甲基红为混合指示剂，用标准溶液滴定。     灼烧硫铁矿时，释出的硫量随温度变而而改变，一般试样在400°前释出的硫量很微，520－650°之间释出量最大。因而，在此阶段内升温宜缓慢，并恰当延长时刻。纯的硫铁矿升温度速对硫的释出影响不大。含有很多钙盐的试样，在高于500°放入试样焙烧，往往使成果偏低。因而当试样含有钙盐时，开端焙烧的温度宜低一些，并应坚持稍长的时刻。一般可按下列温度、时刻均匀上升温度焙烧：   ≤500°      500－650°        650－850°            850°   5分钟          7分钟              3分钟          坚持3－5分钟       有用硫的测定手续及仪器设备见中和法焚烧硫。     四、氟     氟为硫铁矿的有害组分，一般工业要求应小于0.05％，要求较严，分析时应留意。     氟的比色法有二个类型：一是运用氟的褪色效果，即间接法，如茜素－锆（或铀试剂I－钍）比色法；二是运用氟的生色效果，即直接法，如氟和镧与1，2－二羟基蒽醌－3－甲胺－N·N－二乙酸（茜素络合剂）效果，构成蓝色的螯合物。     氟的别离可用六蒸馏或热解法。     硫铁矿可以用碳酸钠一氧化锌在750－800°半熔分化。如遇含有黄玉Al2（F,OH）2SiO4或氯黄晶［Al（OH，F，Cl）2］6Al2（SiO4）3等含氟的难溶矿藏时，则应用或－碳酸钠全熔。     （一）蒸馏－茜素锆比色法     试样通－碳酸钠熔融，在硫酸溶液中，使氟成蒸馏与杂质别离。     在弱酸性介质中，氟离子替代茜素－锆络合物中的锆，使溶液褪色。褪色程度与氟量成份额。     本法可测定0.01％－2%的氟。     1、试剂     混合熔剂，－碳酸钠，2∶1。     茜素磺酸钠溶液，称取茜素磺酸钠0.037克溶于500毫升水中。     －硫酸溶液，称取0.184克［ZrO（NO3）2·2H2O］溶于水中，用水稀释至500毫升，加1∶16硫酸500毫升，混匀（酸度为1.05N）。     氟标准溶液，1毫升含1毫克氟，精确称取已在120°枯燥的基准（NaF）2.2101克，以少数水溶解，移入1000毫升容量瓶中，用水稀释至刻度，摇匀。转入枯燥的塑料瓶中。取上述溶液稀释10倍，得每毫升含100微克氟。如图1所示。图1  蒸馏的设备   1－三口烧瓶；   2－冷凝管；  3－温度计（200°）；  4－分液漏斗； 5－中字夹；     6－烧瓶；    7－电炉；            8－吸收液杯       2、标准曲线的制作       汲取0、20、40、60、……200微克氟的标准溶液，别离置于100毫升容量瓶中，用水稀释至约50毫升。精确参加锆－硫酸溶液10毫升、茜素磺酸钠溶液5毫升，用水稀释至刻度，摇匀。放置2小时，在波长530毫微米处丈量吸光度并制作标准曲线。       3、分析手续       称取0.2－0.5克试样，置于铁坩埚中，参加混合熔剂3－4克，搅匀。放入预先升温至700－750°的高温炉中熔融10－12分钟，取出放冷。用少数水浸取后移入三口蒸馏瓶中，加0.2克石英粉，渐渐参加硫酸20毫升，在130－135°通入水蒸气蒸馏。用400毫升烧杯（内盛有10毫升水、10％0.5毫升和酚酞目标剂2滴）接受馏出液，搜集馏出液至400毫升即可。将馏出液移入500毫升容量瓶中，用4％中和至赤色消裉，用水稀释至约50毫升。精确参加锆－硫酸溶液10毫升、茜素磺酸钠溶液5毫升，用水稀释至刻度，摇匀。放置2小时后丈量吸光度。       （二）热解－茜素络合剂比色法       在pH4.3的乙酸盐缓冲溶液中，氟能与镧－茜素络合剂生成淡紫色三元络合物，其反响式为：    镧－茜素络合剂对氟化物是一种生色反响，灵敏度虽高，但不是一种特有的反响。很多硝酸盐、高氯酸盐、盐、硫酸盐、氯化物及小量硼和硅酸盐等对镧－茜素络合剂与氟化物构成的有色络合物无影响，而大都阳离子如铁、铝、镍、钼及阴离子磷酸根即便存在的量仅数十微克亦有较显着的搅扰。       试样与五氧化二钒、氧化铋、氧化钨混合，于660°加热分化，并通入蒸汽流使氟呈氟化氢的方式别离，用水吸收。借以与镧－茜素络合剂生成淡紫色络合物比色。       1、试剂       茜素络合剂，0.002M，称取0.771克茜素络合剂（1.2－二羟基蒽醌－3－甲胺－N，N－二乙酸），置于250毫升烧杯中。加水20毫升，在拌和下滴加2N溶液使悉数溶解，然后滴加1∶9至溶液变为橙赤色，用水稀释至1000毫升。       溶液，0.002N，取0.8660克La（NO3）3·6H2O溶于水中，稀释至1000毫升。       乙酸钠－乙酸缓冲溶液，pH4.3，取41克无水乙酸钠，溶于300毫升水中，过滤。参加冰乙酸55毫升，用水稀释至1000毫升。校对pH值。       氟标准溶液，1毫升含100微克氟。称取经120°枯燥2小时的基准（NaF）0.1105克，溶于水中，移入500毫升容量瓶中，用水稀释至刻度并转入枯燥的塑料瓶中。汲取上述溶液，用水稀释10倍，使1毫升含10微克氟。       热解熔剂按V2O51.5克、Na3BiO30.5克和WO30.2克的份额混合均匀，备用。图2所示。图2  热分化氟的的设备   1―加热烧瓶；2―加热器；3―活塞；4―通入空气管； 5―推瓷舟金属丝；6―缓冲设备；7―管式电炉；8―保温石棉； 9―温度表；10―瓷舟；11―冷凝管；12―导管；13―量瓶     2、标准曲线的制作     汲取0、10、30、50、……110微克氟标准溶液，别离置于100毫升容量瓶中。参加乙酸钠－乙酸缓冲溶液5毫升、20毫升，0.002M茜素络合剂溶液10毫升，然后在摇摆下参加0.002M溶液10毫升，用水稀释至刻度，摇匀。放置1小时，用2厘米比色杯在波长610毫微米处丈量吸光度并制作标准曲线。     3、分析手续     称取0.1－0.2克试样，置于预先盛有2克热解熔剂的瓷舟中，充沛拌和均匀。查看仪器设备有否漏气，并接上吸收液。将瓷舟推入已升温至660°的焚烧管中部，通入通过加热到70－75°的空气流，气流速度每分钟约200毫升。热解1分种，加速气流速度使每分钟约400毫升。反响管前端距焚烧炉3.5－5厘米处温度不该低于135°。气流出口管刺进盛有25毫升蒸馏水的100毫升容量瓶中（液面下2－3厘米），热解15分钟后，取出瓷舟，取下吸收液，用水洗刷气流出口处的导管，冷却，用水稀释至刻度，摇匀。     汲取25－50毫升溶液（视氟的含量而定），置于100毫升溶量瓶中，按标准曲线制作手续显色，比色。     五、砷     在溶液中，以硫酸铜作催化剂，用盐将五价砷复原至元素，呈红棕色的溶胶状况，进行比色。     还有的浓度以6N为宜，酸度过大时溶液发黄，且易分出盐类；酸度较小时，胶体砷易凝集，使溶液变暗。复原的温度和加热时刻的长短对溶胶的色彩均有影响，在沸水浴中坚持15－20分钟为宜。     三价铁在溶液中呈黄色，当用盐复原时，铁复原为二价，很多的二价铁使溶液带浅绿色，影响测定。试样通熔融，水浸取，铁成含水氧化铁沉积别离除掉。但钠盐对单体砷的色彩有影响，因而试样分析与标准系列溶液中钠盐的量有必要操控共同。有色离子镍和钴有影响。用分化试样，也成含水氧化物除掉。铬离子自身的色彩，影响色彩。钨和钼在用盐复原时，呈黄色或蓝色，搅扰测定。但上述元素在铁矿石中含量不高，当这些元素含量较高时，铬、钨和钼均可在铁存鄙人，用沉积砷，而与搅扰元素别离。     、硒和碲在本法测定条件下，均被复原而搅扰测定。在熔融时蒸发。     本法适用于0.01％－0.5％砷的测定。     （一）试剂     钠溶液，60％，称取钠（NaH2PO2·H2O）60克，加水50毫升溶解后，参加50毫升，搅匀，静置弄清，取上层清液运用。     （二）标准系列的制造     汲取含0、10、20、40、……200微克砷的标准溶液，别离置于50毫升比色管中，加4％硫酸铜溶液0.5毫升、60％钠溶液2.5毫升，加水2毫升，用空白溶液稀释至25毫升，用稀释至50毫升，搅匀，置于沸水浴中，加热7分钟，取出，在水槽中冷却，目视系列比色。     （三）分析手续 称取0.5－1克试样，置于高铝坩埚中，参加4克，搅匀，再掩盖一层（约1克）。置于高温炉中，从低温升至650°，并坚持此温度至全熔。取出冷却，用水提取，洗净坩埚，加少量乙醇，在电炉上加热煮沸，冷却。移入100毫升比色管中，用水稀释至刻度，倒回原烧杯中，搅匀，弄清（或干过滤）。汲取20毫升上层清液，置于50毫升比色管中，参加4％硫酸铜溶液0.5毫升，以下手续按标准系列手续进行。     六、其它项目     全铁，二氧化硅、三氧化二铝，二氧化钛、氧化镁的测定同“铁及铁矿石分析”。（“铁及铁矿石分析”见本网站内容）因为硫铁矿含硫量高，在熔矿前应将试样在550－600°灼烧1小时，以除掉硫。

我国硫资源包含硫铁矿、金属冶炼烟气中收回的硫、石油天然气精粹过程中收回的以及天然矿。与国际硫资源比较，我国天然硫档次低、矿层薄、透水性差、含泥量和有机质高，因而难以使用;我国石油天然气大都含硫量较国际平均水平低，油气中硫资源量在我国硫资源总量中比重不大;金属冶炼职业中相关金属矿产很多依托进口，国产矿石量保证缺乏，致使该范畴收回硫大部份来自国外;而我国的硫铁矿资源在国际上的丰厚程度居首位，遥遥领先于其他国家，因而硫铁矿是我国硫资源最首要的来历。 就全球规模来说，蒸腾岩、火成岩成因的元素硫加上天然气、石油、含油砂岩及硫化金属矿中赋存的硫资源总量约50亿t。而石膏和硬石膏中所含的硫几乎是无限的，煤、油页岩和富含有机物的页岩中硫资源赋存量到达6000亿t,可是这些硫资源的收回本钱高。 因为原油、天然气和硫化矿石中硫的储量非常大，而全球大部分产值来自于这些化石燃料加工的收回硫，因而在能够预见的将来，硫的直销是足够的。因为石油和硫化矿石能够在远距其产地进行加工，而加工所得的产值并未计入其储量赋存国，例如沙特阿拉伯的石油是在美国提炼加工出。因而对各国硫的地质储量未作计算。 在可预见的未来国际产值会有安稳的小幅增加，而增加部分首要来自于中东地区天然气液化收回硫和加拿大扩产油砂部分，除非因国际经济不景气而约束上述范畴的开展。 2013和2014年国际硫产值见表1-1。 表1-1  2013和2014年国际硫产值 /kt

阳地区雁门硫铁矿，位于宝成铁路雁门坝。选矿厂规模为年处理原矿石15万吨。设计年产含硫40%的精矿5.55万吨。雁门硫铁矿属低温热液充填交代的碳酸盐型硫铁矿床。矿体赋存于白云石化白云岩中。矿石成份单一，围岩蚀变简单。有用矿物以黄铁矿为主(含量约25%～60%)，其次为省量白铁矿及微量闪锌矿;脉石矿物主要为白云石(含量为40%～60%)，并有少量泥质物、有机炭及石英等。矿体浅部次生变化严重，金属矿物氧化为褐铁矿、水针铁矿、赤铁矿;非金属矿物氧化为水云母、粘土、绿泥石等。矿石以粒状、变胶状结构为主，网状、梳状结构次之。矿石构造类型中，黄铁矿较富，嵌布粒度0.03～0.05毫米;浸染状构造类型，黄铁矿品位较低，粒度亦较小，为0.03～0.1毫米。入选原矿石多呈星散浸染状，颗粒较小，品位变化较大，含硫约6%～33%、平均为10%～20%。矿石含水为5%～10%，含泥量7%～20%。矿石硬度系数f=12～14，松散密度为3.2～4.0吨/米3。矿石主要化学组成，见表1。表1原矿化学组成分析(%)矿山开采方式为“无底柱崩落法”，出矿块度为0～400毫米。目前选矿厂实际生产的选矿技术工艺流程是：二段开路破碎、一段闭路磨矿和一粗、两扫的浮选流程。所得浮选精矿泡沫产品，经浓缩、过滤两段脱水后，即为成品。浮选尾矿则利用浓缩溢流水经管道送至尾矿坝存放。选矿工艺数、质量流程，见图4，工艺设备联系及其主要设备，一并见下图。选矿工艺设备联系图1-HBGI1200×4500板式给料机一台;2-PEF600×900颚式破碎机一台; 3-PyB1200圆锥破碎机一台;4-PyD圆锥破碎机一台;5-MQGф2100×2200格子型球磨机二台;6-FLG单螺旋分级机二台; 7-ф2000×2000搅拌槽二台;8-XJK1.1浮选机12台;9-TNB15周边传动浓缩机二台;10-TZG10折带式真空过滤机二台选厂自1982年投产以来，平均年产精矿3万吨左右，尚未达到设计水平。入选原矿平均含硫14.71%，精矿平均含硫36.95%、水份含量9～11%，细度-200目占74%左右，精矿理论回收率93.20%，实际回收率89.34%，尾矿品位含硫1.58%。自1982年至1984年，选矿厂生产的主要技术经济综合指标，列于表2。表2选矿厂主要技术经济指标

铜硫铁矿多属矽卡岩型铜矿，一般储量较小，在我国安徽、湖北、河北、辽宁等地都有。     这类矿石的特点是，铜矿藏以黄铜为主，档次不高；铁矿藏以磁铁为主，档次较高，并且含铁高时，含铜下降；硫化铁矿藏除黄铁矿外，常含有磁黄铁矿。     一、铜硫铁矿石的分选     铜硫铁矿的分选流程，一般是先用浮选法浮出铜硫矿藏今后，再用磁选法选出磁铁矿。     铜硫矿藏的浮选，可用优先浮选，也可选用混合浮选后别离的计划，这要依据矿石中铜硫含量比及其嵌布特性而定。     关于铜硫铁矿石的分选，强化磁黄铁矿的浮选，是进步硫回收率和下降铁精矿中含硫量的要害。活化磁黄铁矿的计划有：＋硫酸铜、钠＋硫酸、钠＋硫酸铜、草酸＋硫酸铜等；此外，铵离子、铜铵络合物的硫酸盐、单基替代的磷酸钠等也是磁黄铁矿的有用活化剂。关于含磁铁矿较高的矿石，常选用铁精矿脱硫浮选来下降其含硫量。     二、铜硫铁矿的出产实践     某铜硫铁矿属矽卡岩含铜磁铁矿。铜矿藏以黄铜矿为主，其次是辉铜矿、铜蓝。硫化铁矿藏是黄铁矿和枯榴石。金属硫化物呈细粒浸染状或被包裹于磁铁矿颗粒中，所以有必要将它们磨细。     该矿出产的准则流程如图1所示。铜硫混合浮选在中性（pH=7左右）矿浆中进行，铜硫别离浮选时用石灰作按捺浮铜抑硫，加石灰调理矿浆pH=11～12。为了下降铁精矿中含硫，磁选后铁精矿进行了脱硫浮选，用＋硫酸铜作活化剂活化磁黄铁矿。尽管磁选后进行脱硫浮选，其铁精矿中含硫仍在1%左右。            图1  某铜硫铁矿浮选准则流程     该矿终究选别目标见表1。 表1  选别目标元 素原矿档次/%精矿档次/%回收率/%Cu S Fe0.86 5.46 32.6920.00 42.00 65.0082.00 64.00 40.00

尽管黄药作为硫铁矿首要捕收剂在许多运用，但其存在必定毒性、难闻的臭味、易氧化分化、对环境带来必定的污染、损伤浮选操作人员及挑选性较弱等许多缺陷，为了下降选矿本钱、进步经济效益、削减对环境的损害，开发贱价、高效、清洁的捕收剂势在必行。近年来选矿工作者在寻觅与开发对硫铁矿兼具捕收才能和挑选性的新式药剂以及对现有的各种捕收剂进行合理调配、组合运用的方面做了许多研讨，取得了杰出的成果;在伴生硫铁矿的浮选中，近年来，寻觅与开发能在低碱条件下按捺硫的按捺剂越来越遭到选矿工作者的注重，开发出了一批有用的组合按捺剂和新式按捺剂。 焦芬等[38]选用丁黄药、680和Mac-10作为捕收剂，在不同条件下对黄铜矿、黄铁矿的浮选行为和实践矿石的分选作用进行了比照实验研讨。结果表明，Mac-10在铜硫浮选别离中具有杰出的运用潜力，捕收才能较丁黄药、680好，而且挑选性好，能在较少的药剂用量时，在中性或许弱碱性条件下，完成黄铜矿与黄铁矿的有用别离。 杨柳毅等人为了提高云南某低档次碳质硫铁矿硫目标，选用反浮选—正浮选新工艺的一起选用浮选功能杰出、报价较低的混合捕收剂402替代之前运用的捕收剂丁基黄药，使硫铁矿精矿档次提高到了42.25%，还将碳质量分数降为1.58%，一起取得硫铁矿收回率为92.96%。 长沙矿冶研讨院刘旭等人研制了一种硫铁矿的新式捕收剂CYS，替代现场运用的黄药对广东某硫铁矿进行实验研讨，不只取得的硫精矿档次更高，还削减了药剂用量。 苏建芳依据安徽某伴生硫铁矿原矿特色，选用原有选硫流程，合作运用新式硫浮选捕收剂AT608及起泡剂BK204，在取得硫精矿档次为41.99%的一起还取得了88.12%的收回率，不只进步了硫精矿目标还使药剂用量大幅度下降(现在AT608用量为115g/t，之前乙基黄药用量为230 g/t)。 穆枭等针对云南蒙自区域高砷含黄铁矿尾矿，运用石灰、、腐殖酸钠和SN等不同按捺剂进行了降砷实验。结果表明，在高碱条件下，有机按捺剂SN对毒砂具有很好的按捺作用，可以使硫精矿中的砷质量分数从1.74%降至0.21%，且简直不影响黄铁矿的浮选收回，硫的收回率保持在85%以上。 在pH=8的条件下，周源、曾娟等研讨了Na2S2O3+焦性没食子酸、NaCIO+焦性没食子酸、CaC12+单宁酸、KMnO4+单宁酸、NaCIO+腐殖酸钠5种组合按捺剂对黄铜矿和黄铁矿可浮性的影响。结果表明，它们都可以在铜、硫浮选别离时作为黄铁矿的按捺剂，只是在挑选性强弱和用量上存在必定的差异，NaCIO+腐殖酸钠是黄铁矿的高效按捺剂，能成功地完成铜、硫别离，并取得较好的技术目标。 周为民对浮铅抑硫流程中按捺剂的品种和用量进行了实验研讨。经过对按捺剂单一运用和混合运用的比照实验，终究挑选在碱性条件下，碳酸钠与硫酸锌的最佳配比为200: 800，取得了很好的选矿目标。 依据江西某铜矿矿石特色，先对铜硫混合浮选，将混合精矿再磨后，周源等人挑选江西理工大学研制的新式按捺剂DT-4号对精矿进行铜硫浮选别离，在低碱介质中有用完成了铜硫之间的别离，取得铜档次为23.45%、收回率为90.38%的铜精矿，硫档次和收回率分别为44.67%、91.63%的硫精矿。 等人对江西某铜银多金属矿在低碱度条件下进行了铜硫别离浮选实验，实验中选用DT系列中的DT-2号在铜硫浮选别离时对黄铁矿进行按捺，取得了杰出的目标。在pH= 8 的低碱度矿浆中取得了档次为22.49%、收回率为88.76%的铜精矿和档次为33.07%、收回率为62.25%的硫精矿，目标质量合格;一起铜精矿中银档次为1 391.6 g/t、收回率为71.59%。 在低碱度条件下，对某铜硫矿石进行了浮选别离实验，周源等人挑选焦倍酸+丹宁对黄铁矿进行高效按捺，该工艺相对于传统的高碱工艺，在提高浮选目标的一起还下降了选矿本钱以及完成了清洁出产。

云浮硫铁矿是我国最大的硫铁矿 云浮县位于广东省，它比安徽卢江、内蒙东升庙、炭宫口等大型硫矿还要大,是我国规模最大的、年产300万吨的硫铁矿山。这座全国已探明的硫铁矿海南石碌铁矿品质很好。攀枝花铁矿伴生了其他金属矿物，但却是很有用的矿物，比如钒钛矿等。    6月28日中午,龙钢集团大西沟矿矿体硐室剥离成功爆破,这为龙钢高速发展筑起了资源的平台,也标志着我国最大菱铁矿。据悉,大西沟铁矿现已探明铁矿石总储量3.02亿吨,是迄今我国探明的最大菱铁矿床,占陕西省铁矿总储量的47.6%。

浮选柱是一种高效的浮选设备，相对槽式浮选机具有结构简单、占地面积小、制造周期短、能耗低等优点。近几年浮选柱在硫铁矿选矿方面的应用研究有所增加。 杨琳琳等利用新型选矿设备环形浮选柱对某硫铁矿进行了试验研究，获得了精矿品位49.44%，回收率99.15%的良好指标，证实了环形浮选柱比XFD浮选机对选别此类硫铁矿所具有的优势。 吴焕勋等介绍了云浮硫铁矿细粒级矿浆的选矿实践，一是采用单独浮选处理，二是分配到贫矿线3个系列浮选处理，通过完善浮选前段细泥去除工序，稳定溢流入选量，对降低溢流选矿尾矿品位取得一定成效。为进一步降低溢流选矿尾矿品位，提高回收率，与中国矿业大学合作进行了硫铁矿旋流—静态微泡浮选柱分选半工业试验研究，探索-3mm硫铁矿的分级溢流选矿处理新工艺。 黄根等为使广东某硫铁矿生产-3 mm产品过程中产生的矿泥得到高效利用，采用2 台φ400 mm×4 000mm旋流—静态微泡浮选柱在现场对该矿泥进行了1 粗1 精柱式浮选半工业试验。首先通过条件试验确定了合适的处理量、药剂制度以及浮选柱中矿循环泵压力，然后进行72h连续运转，获得了硫精矿硫品位为48. 46%、硫回收率为93. 71%的良好指标。与现场采用浮选机的选别指标相比，硫回收率提高了约13个百分点。 霍涛等采用不同的浮选设备对某硫铁矿浮选尾矿进行了再选试验研究。结果表明，当采用浮选机一粗二精二扫闭路流程时，可以得到品位为33.48%、回收率为65.28%的硫精矿。而采用浮选柱一粗一精一扫流程进行闭路试验，可以得到品位为32.84%、回收率为70.16%的硫精矿，虽然精矿品位略有降低，但回收率提高了近5个百分点。 何青松等分析了重庆南桐矿业公司干坝子选煤厂和南桐选煤厂的选硫工艺流程及存在的问题，提出采用新型HQS重介质旋流器—小直径重介质旋流器—浮选柱联合工艺实现对煤系硫铁矿的高效深度分选，并探讨了该工艺的经济、技术可行性。

硫铁矿选矿以浮选为主，重选为辅。选别药剂以黄药为主，有乙基黄药、丁基黄药、异丁基黄药。有的选厂现用新开发的药剂，如广东某选矿厂用HH－1药剂为捕收剂，其捕收才能强于丁基黄药。有的选厂将不同类黄药组合运用，如金山店铁矿选用乙黄药与异丁基黄药按4∶1的份额组合，作为捕收剂。按捺剂用水玻璃按捺石英及硅酸盐矿藏，用玉米淀粉和按捺MgO等，起泡剂用2#油。 硫铁矿选别工艺一般为一粗、二精即可到达要求。质料来历有硫铁矿矿石、选铜尾矿、选铁尾矿、选铅锌尾矿、选钼尾矿等等。如安徽某硫铁矿选矿厂选铜尾矿浓缩脱水、脱药后，60%浓度的底流用酸性水调浆至30%～35%后，选用一粗、二精选硫，可得到45%档次的硫精矿，回收率92%，年产量35.75万t。 广东某选矿厂选用一段闭路磨矿、一粗、一精、二扫，产出硫档次大于45%的硫铁矿。

一、概述 南京云台山硫铁矿坐落南京江宁区境内，其坐落云台山矿段的矿体整体挖掘档次低，首要有用矿藏为硫铁矿，平均在17%左右，直接供应困难。但矿石嵌布粒度较粗，可测验使用重选办法进步档次。经过对矿石的重力可选性进行研讨以及矿石各个等级的档次进行研讨，为硫酸车间烧混合矿，发生高档次粉矿拟定合理的工艺流程。 二、重选实验－硫铁矿重液别离 （一）矿样来自采选车间，已破碎筛分红7个等级，粒度规模为－20＋0mm，原矿档次为17.02% （二）仪器、器皿、药剂 仪器：天平、破碎制样设备、拌和器 器皿：脸盆、样盆、筛子、烧杯、容量瓶、网眼勺等 药剂：、碘化钾 （三）实验进程简述 1、取6公斤矿样，分红－20＋3、－3＋0两个等级，－20＋3等级样在3mm筛子上用水冲刷、搜集筛上筛下物，别离烘干、称重，筛下物制样、化验； 2、称取碘化钾1.5kg、1.86kg,加水537.6ml混合、拌和至全溶，测比重； 3、取上述重液别离配成比重为2.85、2.75、2.70、2.65克/毫升的重液300ml； 4、将第一步搜集的筛上物烘干、冷却后在上述重液里按从大到小的次序分红五个产品,别离将这些产品洗净、晾干、称重、破碎、制样、化验。 （四）实验成果 －20＋3毫米黄铁矿重液实验成果请看表1。 表1   －20＋3毫米黄铁矿重液别离实验成果 从上表能够看出粒级为－20＋3mm的黄铁矿重液别离后，假如把比重小于2.85克/cm3的矿石悉数丢掉可得到作业回收率为84.2%，作业档次为21.65%，作业抛废率为50.9%。归纳考虑洗矿，原矿中－3＋0毫米矿，可得到如下成果。从上表能够看出粒级为-20+0mm的黄铁矿矿石，假如扔掉-20+3毫米矿石中比重小于2.85g/cm3的矿，可得到总回收率为92.0%，总精矿档次为23.29%，总抛废率为34.3%，废矿中的档次为3.92%，已大大低于硫铁矿的使用价值。当矿石档次到达22%以上时，破碎成粉矿可直接进入混矿欢腾炉中焙烧制硫酸。 依据表Ⅰ数据，画出可选性曲线l曲线和b曲线如下：l曲线形状为反S形，标明云台山硫铁矿矿石重选可选性好，为易选矿石。 依据上述实验，咱们能够得到如下定论： （1）云台山硫铁矿矿石破碎到-20毫米时，在静态条件下分选可使原矿档次从17.12%进步到23.29%，回收率可到达92.0%，这时抛废率为34.3%，废矿档次为3.92%。目标是抱负的。 （2）依据l曲线和b曲线分析，云台山硫铁矿矿石对重选来说为易选矿石，在破碎到必定的粒度时用重选的办法进步矿石档次，直接到达产品矿的标准是完全可能的，也是经济可行的。 （3）重选后的精矿可直接碎成粉矿进入硫酸车间大炉焙烧。或许再进入浮选，选出高档次的精矿，这时能大大进步浮选的处理才能，大大下降浮选的本钱。 参考文献： [1] 《矿石可选性研讨》中南矿冶学院　许时等； [2] 《碎矿与磨矿》　昆明工学院　李启衡； [3] 《重力选矿》　武汉化工学院　顾国杰。

一、硫的存在形式 硫铁矿烧渣中的硫主要有：未完全烧结的硫铁矿、硫酸盐、和部分可溶性硫化物。由于时间和经费的原因，该部分内容未进行深入研究。因此，只能根据指标判断。 二、机械脱S 由下表可以看出，原料粒度较细，－200目含量为57.8%，铁主要集中在－0.1～＋0.019mm的粒级中，并且铁的品位较高。S则主要集中在粗粒级中，而＋0.15mm级别中铁的品位较低，且＋0.15mm级别仅占烧渣的3.9%。因此，将硫铁矿烧渣（干矿）用100目过筛，筛下产物S的含量将大大降低，筛上级别可考虑回收硫。 表  烧渣筛析分析结果粒级产率（%）品位（%）FeSPbZnSiO2＋0.282.3826.202.660.751.2130.34－0.28＋0.151.5628.121.080.361.1638.73－0.15＋0.14.7347.480.460.230.8121.68－0.1＋0.07418.4257.590.400.220.5911.43－0.074＋0.03737.6460.220.200.180.448.29－0.037＋0.01924.5053.360.220.360.5614.19－0.019＋0.0104.9942.040.410.790.7923.00－0.010＋0.0050.937.890.560.941.0125.50－0.0054.849.340.200.420.268.35 硫铁矿烧渣焙烧过程中所产生的S、SO2、SO3等吸附在烧渣孔隙中，与烧渣中的活性元索高温下生成盐类。这类游离态硫、SO42－和可溶性SO42－形态存在的硫均溶于水，选别时可用溶解和冲水法将此部分硫除去。经过磨矿后，会使矿物达到较高的单体解离。在选别前搅拌一定的时间，可使S的脱除率提高50%～60%，烧渣中S的含量降为0.35%左右。 烧渣在流程中经过螺旋溜槽的擦洗，会将烧渣中不溶于水的FeS和FeS2以及部分可溶性的硫酸盐脱除，自然降低烧渣中的硫和硅的含量。此时，烧渣中S的含量约为0.2%左右。 其他脱硫方法，由于时间和经费的原因，无法进行，而且硫的含量已经达到课题的要求，所以也没有进一步深入研究的必要。

一、生产规模是年处理硫铁矿尾矿渣10万吨，也就是日处理300吨原料的选矿厂。 二、设备配制：设备选型、根据选矿工艺流程而定。客房提供情况是，从硫铁矿尾矿渣中、分选出硫、S属单一选矿。尾矿渣含硫26%，要求产品硫精矿45%。 三、工艺流程的确定：需要了解硫铁矿尾矿渣的物料性质，如果是硫铁矿原矿浮选后的尾矿渣，单体硫元素很少，已经被浮选回收。而尾矿渣中含硫还有26%。经分析可能是浮选工艺技术使用不妥、磨矿细度粗等问题所致，因此，尾矿渣中26%的硫是黄铁矿或者是硫化铁矿、所以工艺流程确定为： 上料设备→给料器→球磨机→搅拌槽→浮选机。 根据以上分析和流程工艺的确定，产品要求到达45%是没问题。 四、选厂车间面积，需要800m2—1000m2。 五、水、电耗量：全套选矿设备总动力为200千瓦/小时。每天24小时运转生产，共用电3500度—4000度。 用水量是700立方—800立方。 六、成本核标：每吨尾矿的生产成本为： ①电 费： 10元左右/吨 ②药 剂： 8—10元/吨 ③工 资： 5元/吨 ④水 费： 1.5元/吨 ⑤机械折旧： 5元/3年/吨 ⑥总 计： 31.5元/吨 七、回收率、因为贵方没有委托我们公司技术部门做选矿试验、所以我们没办法解答贵方的尾矿渣的回收率，根据我们对别的客房技术指导的同类物料的情况，回收率是90%以上的回收率供参考。 八、环保影响： 贵方的尾矿渣它有原来的尾矿库，建议就原地建厂，或者附近建厂：①减少运输费用。②原地已经有环保部门的许可证、尾矿渣在哪里就原放在哪里，这是最好的办法。③选过的尾矿渣不要乱丢弃，尾水可以循环利用。不要乱排放，对环境是没有影响的。

表1、表2、表3是硫铁矿烧渣光谱分析、多元素分析结果及铁物相分析结果。表1  硫铁矿烧渣（烧结）光谱分析结果元素AlSiMgPbFeTiMoCaCuAgZn含量（%）0.1＞100.10.1＞100.10.011.00.10.011＞ 表2  多元素分析结果元素FeSiO2CaOMgOAl2O3STiO2As含量（%）50.8212.073.351.291.901.740.28＜0.1元素PbZnCuMnPAgMo含量（%）0.340.570.700.0870.01414.7g／t0.0059表3  铁物相硫酸盐硫化物硅酸盐磁性氧化铁非磁性氧化铁及其它总量Fe（%）0.13＜0.100.5310.6039.4550.82 由以上各表数据表明，铁是烧渣中主要可回收利用的元素，其它元素的含量较低，达不到综合利用的要求。按铁精矿的标准，元素S、Cu、Pb、Zn的含量均超过对有害元素的含量要求，生产铁精矿时应予以去除。 表4为烧渣筛析分析结果，从中可以看出，烧渣中S则主要集中在粗粒级中，铁主要集中在－0.1～＋0.019mm的粒级中，并且铁的品位较高，而S的含量相对较低。并且，Zn和SiO2的含量在＋0.15mm级别中较高。而铁在此级别中的品位较低，＋0.15mm级别仅占3.9%。 表4  烧渣筛析分析结果粒级产率（%）品位（%）FeSPbZnSiO2＋0.282.3826.202.660.751.2130.34－0.28＋0.151.5628.121.080.361.1638.73－0.15＋0.14.7347.480.460.230.8121.68－0.1＋0.07418.4257.590.400.220.5911.43－0.074＋0.03737.6460.220.200.180.448.29－0.037＋0.01924.5053.360.220.360.5614.19－0.019＋0.0104.9942.040.410.790.7923.00－0.010＋0.0050.937.890.560.941.0125.50－0.0054.849.340.200.420.268.35

云浮硫铁矿为一大型露天采选联合企业，设计规模为年产原矿石300万t，其中150万t贫矿石入选。而含硫品位36.75%的富矿，经破碎加工得粒度小于3mm的产品。 1.贫矿石性质及选矿工艺 云浮硫铁矿矿石由于含碳，颜色呈黑色、褐色，有用矿物主要是黄铁矿，其次为白铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿，少量的闪锌矿、黄铜矿。脉石矿物有石英、方解石、绢云母、碳质等。矿石构造以条带状为主，块状、浸染状其次。 选矿厂设计为一段粗碎，磨矿采用湿式自磨与格子型球磨联合，分级机使用Φ2 400mm高堰式双螺旋分级机，浮选为一粗二精二扫流程，硫精矿浓缩过滤。贫矿石的选矿工艺流程及药剂制度，经过数年的生产实践改进，贫矿石的选矿浮选流程现在改为二粗一精一扫(图4.5.7)。图 4.5.7广东云浮硫铁矿石贫矿选矿工艺流程 选矿厂规模150万t/a，选矿比2.16，使用常规浮选药剂乙基黄药和2#油，获得的硫精矿含硫40%，回收率92.5%。每吨原矿耗电21.75kW·h。自磨机中使用了橡胶衬板。 2.富矿破碎厂 破碎厂工艺流程见图4.5.8。图 4.5.8广东云浮硫铁矿富矿石破碎厂工艺流程 富矿破碎厂规模为150万t/a，富矿含硫36.75%，破碎粒度小于3mm，每吨原矿电耗16.3kW·h。

硫铁矿的选矿工艺：硫铁矿选矿以浮选为主，重选为辅。 选别药剂以黄药为主，有乙基黄药、丁基黄药、异丁基黄药。 有的选厂现用新开发的药剂，如广东某选矿厂用HH-1药剂为捕收剂，其捕收才能强于丁基黄药。 有的选厂将不同类黄药组合运用，如金山店铁矿选用乙黄药与异丁基黄药按4∶1的份额组合，作为捕收剂。按捺剂用水玻璃按捺石英及硅酸盐矿藏，用玉米淀粉和按捺MgO等，起泡剂用2#油。 硫铁矿选别工艺一般为一粗、二精即可到达要求。 质料来历有硫铁矿矿石、选铜尾矿、选铁尾矿、选铅锌尾矿、选钼尾矿等等。如安徽某硫铁矿选矿厂选铜尾矿浓缩脱水、脱药后，60%浓度的底流用酸性水调浆至30%～35%后，选用一粗、二精选硫，可得到45%档次的硫精矿，回收率92%，年产量35.75万t。

尾矿中选硫铁矿的技能：硫铁矿石是化学工业的重要质料之一，首要用于农业，橡胶、造纸、纺织、视频、火柴等部分，特别是用以制作各种和发烟剂等。 硫铁矿石一般包含黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿三种矿石。因为自身可浮性极好，在一般情况下很容易与硫化矿藏的有用捕收剂黄药发作标明反响，生成双黄药而疏水，因而在硫矿矿山选矿进程中一般选用浮选的办法，此法无疑是一种好办法、但因为浮选法是将硫化矿单体与脉石别离，浮选进程必须在较细的粒度下进行，出产成本较高，因而部份低档次硫铁矿矿石因为不能取得经济效益，而随尾矿丢掉和堆存在采矿场;有些矿山虽含硫较高，因受药剂准则或需添加很多活化剂与捕收剂等原因，使得硫的也难以实现有用的收回。形成资源糟蹋和环境污染。 针对矿山低档次硫铁矿，咱们依据黄铁矿及黄铁矿富连生体与脉石矿矿藏之间存在着显着的比重差异，开发了多种流程简略、设备出资小、出产成本低收回硫铁矿的重选新工艺选矿工艺和新设备。给厂商带来了明显的经济效益。 2002年至2004年间，针对我国最大黄铁矿出产基地-云浮硫铁矿采矿工区堆存的细密块状硫铁矿矿石，不磨矿的条件下，选用分级-粗粒跳汰-细粒螺旋的重选工艺流程，当原矿含硫28.03 %时，取得了含硫37.11 %、 收回率为 84.06 %的选别目标，该工艺是处理难选低档次硫铁矿原矿的有用手法。 上世纪80年代末，我国某铜矿山，原矿含硫高达30%，因为药剂准则等原因，硫浮选收回率只要40%左右，很多黄铁矿丢失，每年约有5万吨黄铁矿丢失在尾矿中。为充分利用资源，选用咱们开发的重选收回黄铁矿的办法，从现场浮硫尾矿中再收回黄铁矿，经方案规划、研讨比照，断定了合理的工艺设备，并完成了重选收回黄铁矿的规划、装置、调试，使该矿每年多收回标准硫精矿4.44万吨，直接净增效益272.3万，别的，因为削减尾矿运送费用，添加尾矿坝效劳年限，削减环境污染等全年净增效益400万元。如按现在硫的报价行情，直接年净增效益可达1000万元。本办法具有流程简略、操作便利、出资省、见效快、占地面积少、选矿设备自身无动力耗费等特色，对多金属硫化矿具有遍及的推行价值，经专家判定，属国内首创，获部级科技进步奖。

炭窑口硫铁矿坐落内蒙古自治区巴彦淖尔盟，属变质岩中的多金属硫化矿床。采选规划120万t/a。 原矿中有用矿藏首要有黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、磁黄铁矿、磁铁矿和方铅矿。脉石矿藏首要有方解石、白云石和石英，其次有长石、绿泥石、云母等。 黄铁矿多与磁黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿严密共生，浸染状结构;黄铜矿多呈不规则状充填于前期矿藏空隙，还有部分黄铜矿在闪锌矿中呈乳滴状结构;闪锌矿呈他形晶充填或呈浸染状散布于脉石中;磁黄铁矿呈乳滴状散布于闪锌矿中。原矿首要有铜硫矿石和硫锌矿石两种类型，矿石中有铜、锌首要呈原生硫化物存在，次生铜和铜锌氧化物较少。 两种矿石类型通过多计划的选矿试验，串流浮选工艺流程比两种矿石的独自分选有明显的优越性，故而在选矿厂的规划中选用了串流浮选工艺。试验的矿石为硫锌矿石∶铜硫矿石=2∶1混合后浮选。选用无工艺，用Na2SO3替代NaHSO3分选作用适当。串流浮选工艺流程见图4.5.9。串流浮选工艺流程成果见表4.5.11。 表4.5.11串流浮选试验成果

金属矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿和少数磁铁矿、赤铁矿、毒砂、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、辉铜矿、斑铜矿、辉铋矿、白钨矿。脉石矿藏有透辉石、石榴石、绿帘石、绿泥石、蛇纹石、方解石等黑石岗、大田、青矿等硫铁矿脉状黄铁矿床各类岩石金属矿藏以黄铁矿为主，尚有少数方铅矿、闪锌矿、黄铜矿。脉石矿藏以石英为主，其次为长石、绢云母、高岭土，偶然有方解石、白云石、石墨等。常见氟超越一般工业要求锦潭、牛角弯等硫铁矿煤系堆积黄铁矿床首要产于石灰、二叠系的煤系地层中，以粘土岩为主，其次为粉砂岩、凝灰岩金属矿藏为黄铁矿和少数白铁矿，有时有黄铜矿、铝土矿，多呈结核状，含碳量较高。脉石矿藏有粘土、石英；偶然有水云母、绿泥石。有害杂质：氟超越0.05%、碳超越8%大树、柏山、阳泉、松滋、刘家山等硫铁矿产于磷酸盐中的磁黄铁矿床结晶石灰岩、白云质大理岩金属矿藏以磁黄铁矿为主，有少数黄铁矿，其次为毒砂、方铅矿、闪锌矿。脉石矿藏有石英、长石、透辉石、石榴石、磷灰石、石墨等张家沟、马房子、三王村等硫铁矿表2 国内外硫铁矿选矿目标表序 号选矿厂 称号规划 万 t/a矿床类型及矿藏组分工艺流程简介产品称号选矿目标，%γαβε1向山硫铁矿选矿厂80产于陆相火山岩系中的黄铁矿床。矿藏组分以黄铁矿为主，含少数磁铁矿、赤铁矿，部分有微量黄铜矿。硫首要产于硫铁矿中，少数含于明矾石、石膏等硫酸盐矿藏中（含量占全硫的37%）。有害元素：铅、锌、砷含量较低，氟含量较高。氟矿藏首要为萤石碎矿：三段一闭路；磨矿：一段闭路；浮选：一次粗选；矿浆pH＝8～9；脱水：两段硫精矿28.2210.5632.4286.632龙游硫铁矿选矿厂10产于陆相火山岩系中的黄铁矿床。矿藏组分首要有黄铁矿，含少数闪锌矿、方铅矿、褐铁矿、石英、长石、绢云母、滑石、高岭土、绿泥石等碎矿：两段开路；磨矿：一段闭路 浮选：一次粗选（浮选柱），矿浆pH=7～8；脱水：两段硫精矿30.8712.7137.0790.033雁门硫铁矿选矿厂15产于碳酸盐类岩石和砂页岩中的黄铁矿床。矿藏组分以黄铁矿为主，含少数白铁矿，微量闪锌矿、白云石和少数有机岩，石英碎矿：三段开路；磨矿：一段闭路 浮选：一粗，二扫，矿浆pH=6.8～7.4硫精矿30.7012.5937.6891.884五莲县七宝山硫铁矿选矿厂15产于碳酸盐类岩石和砂页岩中的黄铁矿床。矿藏组分有黄铁矿、碳酸盐、绢云母、石英，少数磁黄铁矿、磁铁矿、磷灰石等和少数金、银碎矿：两段开路 磨矿：一段闭路 浮选：一粗，二扫，矿浆pH=7～8；脱水：沉积池硫精矿13.295.0533.6888.665大田硫铁矿选矿厂6～7矽卡岩型黄铁矿床。矿藏组分为黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿、石榴石、透辉石、绿泥石、透闪石、方解石、石英等碎矿：一段闭路；磨矿：一段闭路浮选：铜硫混合浮选，混合精矿加石灰抑硫浮铜，其尾矿加活化剂CuSO4浮硫脱水：两段硫精矿 铜精矿49.27 0.7317.34 0.2732.65 15.1192.77 40.856潭山硫铁矿选矿厂16.5矽卡岩型黄铁矿床。矿藏组分为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、菱铁矿，其次为磁铁矿、石英、石榴石、透辉石、绿泥石、方解石、粘土等碎矿：两段闭路；磨矿：一段闭路；浮选：铅、锌、硫混合浮选，铅锌与硫别离得铅锌混合精矿；脱水：两段硫精矿 铅精矿 锌精矿40.11 11.20 同上16.64 2.69 5.7931.62 17.39 34.0876.22 72.42 65.927松滋硫铁矿选矿厂12煤系堆积黄铁矿床。矿藏组分以黄铁矿为主，尚有少数白铁矿、粘土、碳质、石英等碎矿：降至35～40mm；磨矿：一段棒磨。重选：粗选用螺旋槽，扫选用溜槽，粗选中矿用摇床扫选硫精矿30.6612.9436.2185.798[苏]罗兹多尔700～750（1974年）石灰岩型、石灰岩-粘土型、粘土型三种类型硫矿床。矿藏组分为天然硫、方解石、石英、石膏、白云石、天青石等碎矿：两段开路加棒磨；磨矿：一段闭路；浮选：一粗，三精得榜首精矿，粗选尾矿分级再磨，经四次精选得第二精矿精矿26.2621.7068.5983.00赤铁矿，部分有微量黄铜矿。含硫档次15.49%，硫首要含于黄铁矿中，少数含于明矾石、石膏等硫酸盐矿藏中，有害元素铅、锌、砷含量较低，氟含量较高，平均为0.298%，氟矿藏首要是萤石。脉石矿藏中性斜长石、高岭土、绢云母、绿泥石、白云母、石英、角闪石、磷灰石、阳起石等，其间高岭土散布较广。矿石含硫大于23%为富矿，含硫13%左右为贫矿;富矿为细密块状及粉末状，贫矿首要为细粒浸染状。当时按硫精矿产品质量要求，富矿及贫矿均需选矿。矿石嵌布特性：黄铁矿多呈浸染状、星散散布，晶体不规则，晶形很小，首要散布在细粒石英岩中，一起与少数的绢云母胶结在一起。浸染状黄铁矿最大粒度为1.5～2mm，最小为0.005mm以下，一般为0.1mm左右。呈粒状及块状散布的黄铁矿易选，呈散点状和乳浊状散布的较难选。脉石矿藏如粘土质的高岭土、绿泥石、绢云母等影响分选目标。当选原矿水分7%左右，含泥5%。普氏硬度：细密块状黄铁矿f=7，细粒松懈状黄铁矿f=1～2，浸染状矽化黄铁矿f=3～4。矿石密度2.6～2.8t/m3，松懈密度1.69t/m3。矿石多元素分析见表3。表3 矿石多元素分析表元素SSiO2Fe2O3Al2O3K2O＋Na2OPCoAsCaOMgOF含量，%13.4051.9319.4111.291.980.210.00780.0048微量微量0.298二、工艺流程：选矿工艺流程。选矿工艺目标见表4，单位耗费目标见表5，首要设备见表6。表4 选矿工艺目标表目标1981年1982年1983年1984年原矿档次，% 精矿档次，% 理论收回率，% 实践收回率，% 理论精矿产率，%11.26 33.07 85.93 82.59 29.2610.43 33.33 87.92 85.86 27.649.88 32.39 87.85 87.88 26.8010.63 32.72 86.69 86.19 28.17表5单位耗费目标表(按原矿计)项目单位1981年1982年1983年1984年黄药石灰 钢球 滤布 水① 电kg/t kg/t kg/t kg/t m2/t m3/t kW·h/t0.158 0.060 9.85 1.48 0.0037 23.530.198 0.061 8.32 1.64 0.0039 25.020.190 0.054 6.72 1.51 0.0038 3.55 22.420.169 0.049 8.18 1.43 0.0047 3.70①指井下水、尾矿水、精矿浓缩溢流水。 表6 首要设备表序号设备称号及规格数 量（台）1 2 3 4 5 6 7 8 9 10PEF600×900颚式破碎机 Φ1650标准型圆锥破碎机 Φ2100短头型圆锥破碎机 SZZ1500×3000悬挂式振动筛MQG2700×2100格子型球磨机 2FLG-2000双螺旋分级机 XJK-2.8浮选机 TNB-24m周边传动式浓缩机40m2外滤式圆筒真空过滤机 40m2折带式圆筒真空过滤机1 1 1 2 3 3 48槽 2 3 1三、该厂特色(一)原规划为酸性浮选pH=4.5左右，1966年以石灰为调整剂改为碱性浮选pH=8～9，作用很好，该经历已在全国硫铁选矿厂普遍推广;(二)出产用水为井下水、尾矿回水、浓缩精矿溢流水、厂内地面水会集沉积并用石灰净化的水; (三)废水管理较好，到达国家废水排放标准;(四)部分磨矿分级体系完成了给矿、浓度和细度自动检测和调整; (五))浓缩机排矿用压缩空气自动控制放矿阀门，以安稳过滤机给矿;(六)增设CYT磁选机，归纳收回浮选尾矿中的铁。

硫铁矿烧渣中各种顺磁性物质的比磁化系数变化范围比较窄，磁性差异较小；硫铁矿烧渣铁矿物的氧化程度均不完全，除部分形成磁铁矿（Fe3O4）外，大部分为假象、半假象赤铁矿（Fe2O3）。深度氧化的赤铁矿在大多数硫铁矿烧渣中含量不多，因此磁选要求的磁场强度比较低，中场强磁选就可以使部分铁矿物得以回收。 硫铁矿烧渣中主要铁矿物的比磁化系数虽然比天然矿物低，但与脉石矿物的磁性差异仍很大，采用磁选法进行分离，其中关键因素是有用铁矿物与脉石矿物的单体解离。该硫铁矿烧渣曾在昆明理工大学和昆明冶金研究院不同的磁选设备上进行过磁性矿物分离的试验研究，经试验表明该硫铁矿烧渣可以用磁选的方法加以选别。（见下表）表  磁选探索性试验产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）FePbSFePbS精矿1#23.6660.170.310.5528.4821.577.48尾矿2#76.3447.610.312.1171.5278.4392.52精矿3#37.6060.790.300.4347.2033.189.29尾矿4#62.4043.010.302.5352.8066.8290.71将硫铁矿烧渣用100目的筛子筛去粗级别物料，细级别的筛下产物进行磁选。选用XCRS－φ4000×240电磁湿式多用转鼓弱磁选机（湖北探矿机械厂）。一部分直接磁选，所得产品为1#和2#；另一部分用棒磨机磨矿2分钟，再进行磁选得到3#和4#产品。磨矿浓度C＝50%。 用磁选处理硫铁矿烧渣，得到较高的铁精矿品位，可达到61%以上，但精矿的产率较低，回收率也不高。经磨矿处理的烧渣明显要比没有磨矿的磁选效果好，精矿的产率和回收率分别为37．60%和47．20%，Pb的含量影响不大，但S的含量降低。由此可见，单一的磁选工艺达不到较好的选别指标，需要和重选等其他工艺配合使用。

由于硫铁矿烧渣中主要回收利用的矿物为Fe，在碱性条件下，可以用淀粉作为抑制剂，十二胺作捕收剂浮选石英等脉石矿物，反浮选的方法回收尾矿中的铁矿。

经过各个试验的流程比较，对该种硫铁矿烧渣而言，最理想的工艺流程为二段磁选－螺旋溜槽，并通过试验确定了最佳的工艺条件，可以得到Fe品位为62.63%，累积回收率为78.08%，S的含量降为0.23%。下表为铁精矿成分分析，数质量流程图见图1。另外，用螺旋溜槽－磁选和磁选－反浮选也可以得到较好的指标。表1  二段磁选－螺旋溜槽铁精矿成分分析(%)产品名称FeSSiO2PbZnCu铁精矿（Ⅰ＋Ⅱ）62.230.239.470.240.360.32图1  二段磁选－螺旋溜槽数质量流程 以上各个工艺均是在开路条件下进行的流程试验，在二段磁选－螺旋溜槽联合工艺流程的基础上，进行了闭路流程的试验，结果与开路条件得到的铁精矿指标差不多。 昆明冶金设计研究院曾用此硫铁矿烧渣开发生产铁红产品。比较了直接用硫铁矿烧渣原料与经上述工艺选别出的铁精矿制备铁红的产品质量，用铁精矿生产出的铁红产品，质量与色泽上都明显优于用硫铁矿烧渣原料制备的铁红产品。

一、制砖 普通墙体砖是建筑业用量最大的建材产品，而国家为了保护农业生产，制定了一系列保护耕地的措施，因此制砖的黏土资源越来越显得紧张，利用硫铁矿烧渣制砖不失为一条很好的途径。由于硫铁矿烧渣中二氧化硅、氧化铝等活性物含量较低，须加入少量煤渣、煤灰，并以石灰作胶凝材料，将硫铁矿烧渣配料混合、轮碾、加压成型、蒸气养护等工序制得成品砖。硫铁矿烧渣不仅可以生产出普通的墙体砖，而且可以制备彩色的墙砖、彩釉等。 上海硫酸厂参照灰砂砖《JC153－74》标准和煤渣砖《沪QIFO－004－79》标准，测定了硫铁矿渣砖的性能。与灰砂砖、煤渣砖进行比较，结果表明，除容重（比重）偏重外，硫铁矿渣砖的性能超过煤渣砖，与粘土砖相近，并且硫铁矿渣砖的性能良好，可在实地建筑中应用。用硫铁矿渣制砖可大大减少因制砖造成的农田毁坏，又可减少硫铁矿渣的堆放场所，改善对环境的污染。 二、水泥副料 利用硫铁矿烧渣作水泥助熔刑，不但可以较正波特兰水泥原料混合物的成份，增加其氧化铁的含量，减少铝氧土的模数值，还可以增加水泥的强度，增强耐矿物水浸蚀性、降低其热折现象。另外，还可以降低焙烧温度，因而对降低热消耗、延长焙烧炉耐火砖的使用寿命有好处。水泥生产对硫铁矿烧渣质量没有严格要求，含铁30%即可用。用硫铁矿烧渣代替铁矿粉作为水泥烧成的助熔剂是其综合利用的一个方向，特别适合含铁量低或含硫、砷等杂质较多的硫铁矿渣的处理。 德国、意大利、丹麦、西班牙的一些公司曾用硫铁矿烧渣、燃料煤粉、无烟煤粉、石灰石、石灰混合加入球磨机，经细磨后，进行造球，干燥送入回转窑（温度1600℃），在窑内铁矿物经还原、渗碳、熔化成铁水，定期放出在炉前铸铁；在窑内烧制成部分略软粘的水泥熟料，排出后再经磁选，分离出约10%的粒铁，其余经球磨后即制成水泥。

武山铜矿属含黄铁矿型高硫矿床，原矿平均含硫25%以上，目前选矿厂处理的是次生富集带向原生带过渡的矿石。原矿中含铜矿物以蓝辉铜矿、辉铜矿等次生硫化铜矿物为主（约占55%～60%）。这些次生铜矿物容易过磨和氧化产生铜离子，强列活化黄铁矿。虽经洗矿，但铜离子的脱除率一般只有50%左右，其余的随洗矿后的矿石和矿浆进入磨矿作业，给铜硫分离带来很大困难，直接影响选矿指标。在原设计和生产中，均采用抑硫浮铜的原则流程，为抑制被铜离子活化的黄铁矿，确保优先浮铜的精矿品位，在磨矿过程中添加15kg/t的石灰，铜粗选pU高达12，在强碱高钙的作用下，黄铁矿被强烈抑制（可浮性较差的铜矿物也受到不同程度的影响），加之A型浮选机充气搅拌效率不高，较粗粒级难选上来而损失于尾矿中，因此，铜、硫选别指标均不高，浮选尾矿中仍含有22%～26%的硫。       根据现场实际，通过小型试验、设备选型、工业试验和生产实践，选厂采用重选流程回收浮选尾矿中的硫铁矿，生产流程为：从生产上的最后一槽选硫浮选机中引出矿浆，筛除木屑扣，由3号沃曼泵扬至固定或矿浆分配器，再由旋转式矿浆分配器均匀地分别给入20台螺旋选矿机。重选尾矿自流进入尾矿取样和输送系统；硫精矿由2号胶泵扬入生产主系统的硫精矿取样和脱水系统中，中矿返回3号沃曼泵。重选回收硫工程于1989年6月正式投产，每年可从选矿尾矿中回收1.6～1.7万t硫精矿，使硫的总回收率提高6.23%～12.24%，每年实际净增利税60.38～105.03万元。

本论文所推荐的工艺流程，现已投入实际生产当中。广西鹿寨硫铁矿烧渣性质与本试验的烧渣性质相似，经过前期的实验室与工业实验，已经投入生产。现对选厂的基本费用作一简单地计算，工业生产的各项主要技术经济指标见下表。应用现有流程，贵州某地也将在近期建厂生产处理硫铁矿烧。表  广西鹿寨硫铁矿烧渣选矿厂主要技术经济指标序号指标名称单位数量备注1采矿生产规模T／d375T／d123750原渣品位%52.75采矿方法水采水运2选矿工艺流程磁－重联合精矿品位%62.70尾矿品位%35.74精矿回收率%75.0精矿产量T／d236.62T／a78117.6选矿比1.58尾矿排放量T／a45632.43供电装机容量Kw200工作容量Kw200计算负荷Kw200年耗电量万度154单位矿渣耗电量度／T12.84供水总用水量m3／d2072.4单位矿渣耗水量m3／T5.7765年运出精矿量T／a78117.66劳动定员劳动人数人55年工作天数天3307选厂总投资万元97.188原渣加工成本元24.1一、生产规模 该厂精矿日产量为375吨／天，每年工作天数按330计算，年精矿量为375×330＝123750吨／年。 二、生产成本估算 （一）辅助材料 辅助材料是指衬板、钢球、润滑油、滤布、筛网和药剂等，根据耗量和市场价格，估算为每吨原渣为5.89元。 （二）电耗 设备总安装功率200KW； 生产照明用电4KW，每天平均用电10小时： 生活用电5KW，平均每天5小时；则全厂总耗电量为： 200×24×0.7＋4×10＋5×5＝3425度 按每度电费0.55元计算，则每吨原渣耗电为： 3425×0.55÷375＝5.02元／吨 （三）水耗 处理每吨原渣耗水：2166.6÷375＝5.776吨 水费按1元／吨计算，用水费用为：5.776×1＝5.78元／吨 （四）工人工资的附加费 工人工资及附加费按每人每月800元计算，则每年工资总额为： 800×12×55＝528000元 折算为处理每吨原渣为：528000÷（375×330）＝4.27元／吨 （五）固定资产折旧费、修理费 固定资产折旧费、大修、小修等费用从总效益中支付。 （六）管理费 按总费用的15%计算： （5.89＋5.02＋5.78＋4.27）×15%＝3.14元 税费、销售费用、原料费等每个地方均不一样，有些地方、厂家的硫铁矿烧渣不需要费用便被处理掉，所以税费、销售费用、原料费等并未计算在内，作为环保企业，应该是有减免税政策的。 按上面的各种费用，处理每吨原渣的总生产成本为： 5.89＋5.02＋5.78＋4.27＋3.14＝24.1元。 （七）经济效益估算 1、精矿销售收入 精矿价格按200元／吨计算，则每年的精矿销售收入为： 78117.6×200＝15，623，520元 2、经济效益 15623520－24.1×78117.6＝13，740，885元 该项目投资的回报率极高。主要风险在于销售渠道和销售价格的变动，原渣质量的数量也是需要注意的。

从事选矿的人员信任都知道，硫铁矿矿石的首要选矿办法是浮选，其次为重选法、磁选法或浮-磁联合流程。 内蒙古炭窑口硫铁矿选矿,炭窑口硫铁矿坐落内蒙古自治区巴彦淖尔盟，属变质岩中的多金属硫化矿床。采选规划120万t/a。 原矿中有用矿藏首要有黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、磁黄铁矿、磁铁矿和方铅矿。脉石矿藏首要有方解石、白云石和石英，其次有长石、绿泥石、云母等。 黄铁矿多与磁黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿严密共生，浸染状结构;黄铜矿多呈不规则状充填于前期矿藏空隙，还有部分黄铜矿在闪锌矿中呈乳滴状结构;闪锌矿呈他形晶充填或呈浸染状散布于脉石中;磁黄铁矿呈乳滴状散布于闪锌矿中。原矿首要有铜硫矿石和硫锌矿石两种类型，矿石中有铜、锌首要呈原生硫化物存在，次生铜和铜锌氧化物较少。 两种矿石类型通过多计划的选矿实验，串流浮选工艺流程比两种矿石的独自分选有明显的优越性，故而在选矿厂的规划中选用了串流浮选工艺。 广东云浮硫铁矿矿石的选矿,云浮硫铁矿为一大型露天采选联合厂商，规划规划为年产原矿石300万t，其间150万t贫矿石当选。而含硫档次36.75%的富矿，经破碎加工得粒度小于3mm的产品。 一、贫矿石性质及选矿工艺 云浮硫铁矿矿石因为含碳，色彩呈黑色、褐色，有用矿藏首要是黄铁矿，其次为白铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿，少数的闪锌矿、黄铜矿。脉石矿藏有石英、方解石、绢云母、碳质等。矿石结构以条带状为主，块状、浸染状其次。 选矿厂规划为一段粗碎,运用颚式破碎机将大块矿石破碎，磨矿选用湿式自磨与格子型磨粉机联合，分级机运用Φ2400mm高堰式双螺旋分级机，浮选为一粗二精二扫流程，硫精矿浓缩过滤。贫矿石的选矿工艺流程及药剂准则，通过数年的生产实践改善，贫矿石的选矿浮选流程现在改为二粗一精一扫。 选矿厂规划150万t/a，选矿比2.16，运用惯例浮选药剂乙基黄药和2#油，取得的硫精矿含硫40%，回收率92.5%。每吨原矿耗电21.75kW·h。自磨机中运用了橡胶衬板。 二、富矿破碎厂 破碎厂工艺流程。富矿破碎厂规划为150万t/a，富矿含硫36.75%，破碎粒度小于3mm，每吨原矿电耗16.3kW·h。 矿的选矿，首要组成矿藏有：天然硫、石膏、石英、玉髓等。中间实验以4个类型矿石的混合样为研讨目标，含硫52%，浮选细度-200目84.84%，浮选浓度22%。增加2kg/t水玻璃和2#油18g/t,青海甘沟矿选矿中间实验数、质量流程即得到含硫83.89%的精矿，回收率94.62%。 别的对天然硫矿石炼制后的尾渣，约含硫15%，加火油83.35g/t选矿，可获含硫61.23%的粗精矿，回收率72.08%。

硫铁矿烧渣中含铁的氧化物可作炼铁的质料。但因为焙烧工艺、质料组分的性质的不同，烧渣中的硫的含量比较高，此外，铜、铅、锌、钙、镁的含量也影响到不能用来直接炼铁。选用本实验中引荐的选矿工艺流程处理该种硫铁矿烧渣，得到较为满足的铁精矿。含硫现已较低，为0.23%，能够用来作为直接炼铁的质料。但铜、铅、锌的含量仍然较高，分别为0.42%、0.29%、0.48%，为了得到更高质量的铁精矿产品，进一步除掉铜、铅、锌、钙、镁是有必要的。为此，咱们对硫铁矿烧渣做了进一步的脱杂实验。 国内外对硫铁矿烧渣脱除杂质研讨也比较多。脱S首要的办法有：清洗法脱硫：用浮选硫化矿的办法除硫；用浮选有色金属氧化矿的办法除硫；化学选矿办法，以及生物脱硫等。 青岛建筑工程学院的朱申红选用化学选法处理硫酸渣，用SA和NA作为增加剂，在去除了残硫的一起，又富集了烧渣中的铁。该办法工艺简略、成本低、无污染、经济效益十分显着。在处理含铁56.85%，含硫0.96%的烧渣时，可获得铁档次61.04%，含硫0.34%的铁精矿。 冯雅丽、李浩然生物脱硫的办法处理黄铁矿烧渣，获得较好的工艺目标。实验研讨了矿浆浓度、Fe3＋浓度及pH值对游离T.f.菌（氧化亚铁硫杆菌）浓度和脱硫率的影响。成果证明烧渣脱硫是氧化亚铁硫杆菌直接浸出作用和由细菌而发生的Fe3＋直接浸出作用的联合；脱硫速率和菌种氧化活性遭到吸附在固相上和液相中细菌成长状况、矿浆浓度、pH值和Fe3＋的影响；三价铁离子的增加可影响菌种的活性，按捺浸出的进行，且易在矿藏表面发生沉积，下降氧化率。烧渣生物脱硫后，可到达铁精矿标准。 惯例脱除铜的办法有：硫化黄药浮选法－酸浸法、离析－浮选法、硫酸盐化－水浸法等。因为硫铁矿烧渣中的铜首要是结合氧化铜。结合氧化铜是高温焙烧时构成的铁矿藏的铜矿藏的共熔体，别离的难度较大，并且，在选用除铜的一起，铁也会被溶解。所以用上述办法去除浇渣中的铜，作用不是太抱负。 荀志远、朱申红、葛学韬等人对硫铁矿烧渣除铜作了相应的研讨。用石灰法获得了较好的选别目标。该办法在浮选过程中增加石灰、水玻璃、丁基黄药、2#油，70%的铜便可别离出来。铜的档次由0.45%可降到0.14%。 罗惠华、孙家寿、齐振龙等研讨了FeCl3浸出铜精矿的条件，当Fe3＋浓度540g／L、温度为90℃、液固比L∶S＝8的条件下，拌和浸出16h铜的浸出率为71.5%。用与硫酸烧渣混合液替代FeCl3拌和浸出20h，铜的浸出率为69.2%。使用烧渣在矿浆系统中浸取铜精矿，不只充分使用了资源且能处理硫铁矿烧渣的环境问题，为充分使用冶炼厂不肯收回的低档次铜精矿和硫酸烧渣拓荒了新的途径。 用氯化法处理广西大厂高砷硫铁矿烧渣，在以下工艺条件下：磨矿粒度－150目，用氯化钙9%和氯化亚铁5%混合氯化剂，配0.5%膨润土、5%还原煤粉，焙烧温度1200℃，高温坚持45分钟，能够获得较好的氯化蒸发作用。锡、砷、铅、锑、铟、铋、镉等均匀蒸发率均达90%以上。采纳参加氯化亚铁及硅质增加剂等办法，烧球含砷量可下降到炼铁要求。氯化物收尘液中各金属沉积率均大于95%。收尘沉积渣经脱砷后铅、锡别离杰出。流程闭路，无二次污染。

硫铁矿资源大都都伴生和共生有铜、铅、锌、金、银等有色金属和贵金属元素，以及煤、明矾石、地开石等有用非金属矿藏，在矿产资源日趋缺少的今日，有用收回运用硫铁矿矿石、伴生资源，促进矿产资源的可持续发展，将会给社会带来巨大的经济效益、社会效益和环境效益。近年来，选矿工作者在归纳收回硫铁矿共、伴生资源方面进行了较多的研讨工作，取得了较为丰厚的作用。 某杂乱低档次硫铁矿矿石性质杂乱，结构结构多样，硫、铁矿藏首要赋存在黄铁矿、磁铁矿和磁黄铁矿中，分选难度较大，为合理开发该矿产资源，周贺鹏等对其进行了选矿工艺研讨。结果表明，选用“优先浮硫—尾矿磁选收铁”工艺，在原矿含硫13.62%、含铁21.52%的基础上，闭路实验可取得含硫41.35%、硫收回率83.37%的硫精矿，含铁64.86%、铁收回率76.35%的铁精矿，实验目标杰出，硫、铁矿藏均得到了较好的归纳收回。 刘俊等以自行研发的LC1为捕收剂，水玻璃为脉石矿藏的抑制剂，选用铜硫混浮—铜硫混合精矿再磨—铜硫别离的准则流程，对某铁矿石的磁选尾矿进行了分选实验研讨，取得了铜档次22.13%，铜收回率81.88%的铜精矿和硫档次31.69%，硫收回率76.34%的硫精矿。 内蒙古某硫铁矿属以硫为主、伴生低档次铜锌的杂乱硫化矿石，刘占华等经浮选流程产生了铁档次为17.75%、硫质量分数为5.87%的高硫铁尾矿。针对此高硫铁尾矿进行了磁选、摇床、磁选—反浮选和直接复原焙烧—磁选等一系列提铁降硫的探究实验研讨。结果表明，选用惯例选矿办法很难到达抱负的分选作用;而选用直接复原焙烧—磁选办法可取得铁档次为93.57%、硫质量分数为0.39%、对弱磁精矿的收回率为82.01%的直接复原铁产品，为有用进步资源归纳运用率供给了新的途径。 某铅锌尾矿含铅0.28%、锌0.42%、硫15.87%，针对该矿矿石特征，倪青林选用螺旋溜槽，进行泥砂分级后别离浮选，在不同的实验条件下可取得产率45.59%的混合硫精矿，其含硫31.22%，硫的收回率为90.60%，具有较好的经济效益。为同类型的铅锌尾矿中硫的收回供给了指导意义。 为了有用运用云南某地煤系硫铁矿，张晶等采纳选煤与选硫铁矿的归纳收回计划。在矿石化学多元素分析以及硫形状分析的基础上，进行了螺旋溜槽—摇床重选实验、浮选实验。实验终究选用浮选闭路实验流程，先浮选煤，独自浮选出中矿(该产品并入尾矿)，再浮选硫铁矿，终究得到了产率5.38%，碳档次40.32%，含硫7.05%，碳收回率33.76%的煤精矿;产率24.00%，硫档次47.59%，含碳9.64%，硫收回率72.74%的硫精矿，完成了煤和硫铁矿归纳收回的意图。 等对川南某地煤系硫铁矿进行归纳运用新工艺研讨。经过全浮选流程选别，可得到含硫大于49%的高硫精矿。硫精矿欢腾焙烧制酸后，得到残硫小于0.2%、含铁大于64%的硫酸渣，能够用作炼铁质料，浮选尾矿能够作为建筑材料收回运用。 洪德贵等研讨了从含硫磁铁矿尾矿中收回铁精粉的工艺流程和工艺条件，经过磁选收回磁硫铁矿和磁铁矿，磁选精矿焙烧，焙砂悉数到达铁精粉质量要求，该工艺进步了矿产资源运用程度，可为厂商取得较好的经济效益。 何兵兵等首要对尾矿中的黄铁矿进行了浮选收回实验，实验中评论了矿浆质量分数、pH值、HD浮选药剂用量3个要素对浮选工艺的影响，得到最佳的浮选条件为：矿浆质量分数为20%、pH值8.5、HD浮选药剂用量200 g/t，硫精矿中w (S)=29.48%，尾矿中w(S)降低到1.13%。脱硫后对槽底尾矿选用高温煅烧法除掉其间的碳和有机质，断定了最佳的煅烧温度为750 ℃，煅烧时刻为2h，煅烧后再选用化学法除掉尾矿中的铁，断定了最佳的强复原剂用量，得到了白度为64.8%的初级高岭土。 鲁军对某铜尾矿的收回运用进行了实验研讨，选用全浮选工艺使有用组分得到高效收回，取得目标为：超纯硫精矿S档次为51.12%，含Cu 0.13%、Fe45.7%，S收回率49.18%;明矾石精矿SO3档次23.99%(纯明矾石质量分数62.15%)，SO3收回率72.65%;地开石粗精矿A12O3档次22.08%(纯地开石质量分数80.53%)，A12O3收回率65.25%;终究尾矿SiO2质量分数91.99%，可作为冶炼熔剂、铸造石英砂或建材运用。

硫铁矿烧渣在选别之前，通过筛分预处理。筛下产品经磁选－重选的联合工艺流程来制取铁精矿，而筛上的部分含S量比较高，有4%左右。为了不至于白白浪费此部分资源，所以用筛上的产品来收回S，到达充分利用烧渣的意图。 从工艺矿藏学视点看，磁铁矿和赤铁矿属氧化矿类，而磁黄铁矿等含硫矿藏属硫化矿类，因而能够选用反浮选法脱除磁铁矿精矿中所含的硫化矿杂质。因为硫首要赋存在磁黄铁矿中，而对其它几种硫化矿来说，磁黄铁矿的可浮性最差，若能将磁黄铁矿浮出，那大部分的硫将会被分离出来，到达收回硫的意图。 浮选工艺规划为一粗一精两段流程。因为筛上等级比较大，所以要事先进行磨矿。恰当的磨矿能够使烧渣中的磁黄铁矿表面的氧化膜及杂质吸附物得以剥磨和铲除，以新鲜的表面分子结构与药剂作用，然后可使硫的收回率进步。持续进步磨矿细度，烧渣中的磁黄铁矿极易被氧化和过破坏，加速了矿藏的氧化和泥化进程，使其可浮性下降。 在挑选药剂时，首要针对磁黄铁矿的浮选来进行药剂的组合。用硫酸铜、作为活化剂，硫酸和石灰调整pH值，丁基黄药和中性柴油作捕收剂，2#油为起泡剂。 近来对黄药类捕收剂作用机理的研讨以为黄药类捕收剂在硫铁矿藏表面大多是发作电化学吸附。黄药由烃基（R－）和亲固基（－OCSS－）组成，起捕收作用的是（ROCSS－）阴离子。因为磁黄铁矿表面的不均匀性和晶格缺点多，很简单在表面发作氧化复原反响，发生阴、阳区。在磨矿进程中，溶解氧很简单使磁黄铁矿氧化并生成部分可溶性盐，跟着碱性进步，氧化速度加速，结果在矿藏表面生成亲水性的Fe（OH）2薄膜，阻碍了捕收剂的吸附。因而跟着矿浆减度的进步，磁黄铁矿收回率下降比较显著。当pH值小于5时，因为黄药的不稳定性，黄药水解的黄原酸很快地自发分化，生成了CS2和ROH，然后使黄药失去了捕收作用。因而，当pH值过低时，磁黄铁矿的收回率也不高。当pH值＜5时： ROCSSM ROCSS－＋M＋， ROCSS－＋H2O＝ROCSSH＋OH－， ROCSSH→CS2＋ROH 当矿浆pH值呈碱性时，因为磨矿时氧的存在，使矿藏表面自由电子削减，氧是一种很好的电子接受体，可攫取晶格上的自由电子：O2－＋H2O→2OH－ FeS→Fe2＋＋S Fe2＋＋2OH－→Fe（OH）2 在酸性介质中，烧渣中的磁黄铁矿表面亲水性氧化膜，能够被酸溶去，使其显露硫化物表面，有利于捕收剂的吸附，然后使磁黄铁矿得到活化。因为酸对设备具有必定的腐蚀性，对环境保护也有必定的影响，所以宜在弱酸条件下进行，pH值取6.5左右。 收回硫的工艺流程如图1所示：将预先筛分的硫铁矿烧渣筛上各等级产品，在棒磨机中磨矿10min，磨矿浓度为70%；浮选时pH值调整为6.5左右，粗选和精选的药剂准则分别为：CuSO4100g／t、50g／t，Na2S150g／t、60g／t，丁黄120g／t、60g／t，2#油作为起泡剂。得到的硫精矿产品含S档次为30%以上，收回率为47.83%。浮选进程中，泡沫有结板的现象，所以在其他条件不变的情况下，参加六偏磷酸钠作为分散剂调理矿浆，泡沫情况有所改进，但作用不是很显着。后来用中性柴油替代六偏磷酸钠，泡沫情况显着得到改进，并且能够进步浮选速度和黄药的捕收才能，刮出量增大，刮泡时刻也可由本来的5分钟降为4分钟左右。终究能够得到硫档次为38.67%，收回率为54.60%的硫精矿，根本上到达了收回硫的意图。    图1  收回硫

硫铁矿包含黄铁矿、白铁矿及磁黄铁矿。     硫是地壳中散布很广的元素之一，大多以硫化物状况存在。天然硫也有散布 ，但质纯者则较少见，一般常搀杂有泥质及有机质。     在硫化矿藏中，常见的有黄铁矿FeS2、白铁矿FeS2、磁黄铁矿FenSn＋1等。黄铁矿和白铁矿两者结晶不同，为同质异象体，含硫高达53.4％。磁黄铁矿含硫达39％－40％。     天然流有时搀杂有硒、碲和砷，其中有硒和砷为有害杂质。硫铁矿常与铜、铅、锌等硫化矿床共生，含有少数金、银、钴、镍、铂、硒和碲等。伴生的氟与砷为有害杂质。     硫及硫铁矿广泛用来出产及硫酸。是造纸工业的质料，橡胶工业中可作为硬化剂，农药中可用作去草剂和虫剂。其他如人造纤维、医药等方面使用也较广泛。     硫的工业要求：鸿沟档次为≥8％，工业档次为≥12％，有害组分Pb＋Zb≤1％、F应≤0.03%－0.05%、As应≤0.5％，由于这些元素对硫酸的出产有影响。     硫铁矿的分析项目，除硫以外，有时需求测定砷、氟等有害杂质，对可归纳利用的元素也应留意归纳分析。     硫铁矿样品的加工，只须经过100筛目。试样应在60°烘干，以减小样品的氧化。天然硫样品不能用机械加工。

除了含有硫化铜、硫化铁矿物外，还含有可以回收的磁铁矿。它的特点是：一般储量较小，品位不高。铜矿物以黄铜矿为主，含有黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿。这种矿石浮选的方案有两种，一是先磁后浮，二是先浮后磁。生产实践证明，先磁后浮问题较多(主要是磁选时，磁黄铁矿会进入磁铁矿精矿)，因此常常采用先浮后磁的方案。先把硫化矿浮出，再在尾矿中磁选磁铁矿。应该注意的是，浮硫化矿时，一定要强化对硫化铁矿的浮选，尽量将磁黄铁矿浮净，否则，在磁选磁铁矿时，磁黄铁矿会混入铁精矿，影响了铁精矿的质量。如磁黄铁矿混入了铁精矿，必要时对铁精矿要进行脱硫处理(用反浮选法浮除磁黄铁矿)。

就选矿工艺而言，重选是最简单易行的方法。重选所处理的物料相对较粗，粒度范围相对较宽，不同粒度物料要求选用不同的设备;重选的操作因素比较简单。各种选别设备，中人其入选原料的比重组成和粒度基本相同，选别的条件也基本相同。重选处理量大、设备简单、操作容易、投资少、工艺流程也比较简单。对各种类型的硫铁矿烧渣也有一定适应性。根据工艺矿物学比重的测定，可知，硫铁矿烧渣中主要矿物的比重为3.783～3.973。而石英的比重为2.65、方解石的比重为2.7、正长石为2.5～2.6、硼砂为1.7、光卤石为1.6、芒硝为1.5等。根据下列的计算公式，不同比重矿物重选分离的难易度可大致地按等降比判断： 式中：δ1-轻矿物的比重;δ2-重矿物的比重; △-分选介质比重。该硫铁矿烧渣中主要铁矿物虽然与脉石矿物石英的密度差不大，但仍可以用重选加以选别。将烧渣经100目筛子筛分，筛下级别磨矿3min后，试用摇床和螺旋溜槽做单一选矿试验，试验结果见表。表 摇床、螺旋溜槽单一选矿试验选矿方法精矿品位产率（%）尾矿品位Fe的精矿回收率（%）S的含量摇床63.1619.8547.7624.670.272螺旋溜槽60.2356.6838.5067.180.296从表可以看出，试用摇床的效果不好，虽然品位可达到63.16%，但其产率和精矿回收率都较低，分别只有19.85%和24.67%。采用螺旋溜槽处理烧渣，可以直接用于选别此种硫铁矿烧渣。经一次选别，便可以得到精矿品位为60%以上的铁精矿，回收率也有67.18%，而且硫的含量已经降到0.3%左右。单一的摇床工艺达不到较好的分选指标。但采用摇床和螺旋溜槽，有处理量大，工艺简单操作简捷等优点。考虑到今后工业应用的可行性，为降低投资成本，提高经济效益，宜选用处理量大的设备，所以为达到更好的选别指标，重选工艺适合与磁选联合工艺流程的方法来处理硫铁矿烧渣。