技术领域：
本发明涉及一种伴生硫铁矿中硫的浮选方法，属于选矿工艺、资源综合利用技术领域。
背景技术：
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当铁矿物中含有伴生黄铁矿为高硫铁矿时，需要进行脱硫处理。含硫量是衡量铁精矿质量高低的主要指标之一，根据钢铁冶炼的要求可知，铁精矿中硫含量升高0.1%，焦比将升高5%，而焦比的升高对高炉炼铁是不利的，因此铁精矿的硫含量越低越好。同时，铁精矿中的硫在冶炼过程中，部分会以气态硫化物如二氧化硫等形式随炉气排出，并且在局部区域聚集，当遇到水时会溶解于水形成亚硫酸，然后在其他化学物质催化及氧化剂氧化作用下生成硫酸，沉降形成酸雨，造成严重的环境污染和危害。因此，将铁精矿含硫控制在较低的水平非常重要。若能在高硫铁矿有效脱硫的同时，对硫资源进行回收利用，将具有显著的经济及社会效益。
硫铁矿资源综合利用，就是除利用其中的硫以外，同时回收铁和伴生金属。包括黄铁矿硫铁矿中的一种主要矿物，多在有色、多金属矿床中伴生，单一黄铁矿矿床次之。目前单一黄铁矿矿床中的黄铁矿已存在有效回收工艺，例如云浮硫铁矿企业集团公司。然而，在高硫铁矿有效脱硫的同时，回收利用铁矿中的伴生硫铁矿的综合回收技术欠缺，铁矿中伴生硫铁矿的综合回收要求不能影响主元素铁的回收，并同时以期获得尽量高的技术指标，以最大经济效益。
目前伴生硫铁矿的脱硫多采用浮选工艺，将原矿磨矿至合格细度后，加入浮选药剂，通过粗选和若干段精选作业，最终得到硫精矿和浮选铁精矿，硫精矿硫品位在30%左右，硫回收率在60%-70%之间，硫精矿硫品位和回收率均偏低，影响硫资源的回收利用。浮选铁精矿含硫在0.35%-0.55%之间波动，易导致最终铁精矿含硫超标，影响精矿销售。
技术实现要素：
本发明的目的是针对上述存在的问题提供一种伴生硫铁矿中硫的浮选方法，降低铁精矿中硫含量的同时得到较高质量的硫精矿产品，并提高硫资源回收率，这对高硫铁矿石脱硫、高效利用硫资源具有重要的实践和理论意义。
上述的目的通过以下技术方案实现：
一种伴生硫铁矿中硫的浮选方法，该方法包括如下步骤：
（1）对入浮原矿进行粗选：对入浮原矿在粗选浮选槽中进行粗选，加水调整浮选浓度，按照捕收剂、起泡剂的加药顺序依次将药剂加入到搅拌槽中，分别搅拌固定的时间，采用机械刮泡，获得粗选硫精矿和粗选底流；
（2）对粗选底流进行扫选：粗选结束后，粗选底流进入扫选浮选槽中进行扫选，按照捕收剂、起泡剂的加药顺序依次将药剂加入到扫选浮选槽中，分别搅拌固定的时间，采用机械刮泡，并将扫选泡沫产品循序返回到粗选工序，其中，粗选矿浆质量浓度为20~33%。
（3）对粗选精矿进行再磨：磨矿浓度为60~66%，利用磨机对步骤（1）中所述粗选精矿进行再磨，控制磨矿细度为：-0.043mm含量>为88%；
（4）对再磨后的粗选精矿进行精选：对再磨之后的粗选精矿进行四次精选，每一次精选底流循序返回，其中第四次精选过程加入一定量的起泡剂，最终得到硫精矿和铁尾矿。
所述的伴生硫铁矿中硫的浮选方法，所述的捕收剂采用异戊基黄药，粗选捕收剂用量为200~300g/t，扫选捕收剂用量为50~80g/t；所述的起泡剂采用MIBC，粗选起泡剂用量为90~120g/t，扫选起泡剂用量为20~30g/t，第四次精选起泡剂用量为10~20g/t；每次加入捕收剂和起泡剂后的搅拌时间分别均为5min。
有益效果：
本发明实现了在降低铁矿中硫含量的同时对脱除的硫资源进行回收利用，具有流程解构简单、易于工业应用的特点，对高硫铁矿有效脱硫、伴生硫资源的回收利用具有重要意义，具有显著的经济及社会效益。
附图说明
图1为本发明的流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施方式，进一步阐明本发明，应理解下述具体实施方式仅用于说明本发明而不用于限制本发明的范围。
一种伴生硫铁矿中硫的浮选方法，该方法包括如下步骤：
（1）对入浮原矿进行粗选：对入浮原矿在粗选浮选槽中进行粗选，加水调整浮选浓度，按照捕收剂、起泡剂的加药顺序依次将药剂加入到搅拌槽中，分别搅拌固定的时间，采用机械刮泡，获得粗选硫精矿和粗选底流；
（2）对粗选底流进行扫选：粗选结束后，粗选底流进入扫选浮选槽中进行扫选，按照捕收剂、起泡剂的加药顺序依次将药剂加入到扫选浮选槽中，分别搅拌固定的时间，采用机械刮泡，并将扫选泡沫产品循序返回到粗选工序，其中，粗选矿浆质量浓度为20~33%。
（3）对粗选精矿进行再磨：磨矿浓度为60~66%，利用磨机对步骤（1）中所述粗选精矿进行再磨，控制磨矿细度为：-0.043mm含量>为88%；
（4）对再磨后的粗选精矿进行精选：对再磨之后的粗选精矿进行四次精选，每一次精选底流循序返回，其中第四次精选过程加入一定量的起泡剂，最终得到硫精矿和铁尾矿。
所述的伴生硫铁矿中硫的浮选方法，所述的捕收剂采用异戊基黄药，粗选捕收剂用量为200~300g/t，扫选捕收剂用量为50~80g/t；所述的起泡剂采用MIBC（即甲基异丁基甲醇），粗选起泡剂用量为90~120g/t，扫选起泡剂用量为20~30g/t，第四次精选起泡剂用量为10~20g/t；每次加入捕收剂和起泡剂后的搅拌时间分别均为5min。
入浮原矿经过如图1所示的一次粗选、一次扫选、粗选精矿再磨、四次精选的选别流程，最终得到的硫精矿品位>40%，有效硫品位>38%，硫回收率>70%，同时所得铁尾矿中硫含量<0.38%。
实施例1
按图1所示工艺流程，通过管道将经过二段磨矿-二次分级的溢流导入搅拌槽中，加水调节矿浆浓度为33%，将异戊基钠黄药加入到搅拌槽中，用量为250g/t，搅拌5min，再将MIBC加入到搅拌槽中，用量为90g/t，搅拌5min，通过管道将搅拌槽中的矿浆导入粗选浮选槽中，进行粗选；扫选异戊基钠黄药用量为60g/t，MIBC用量为25g/t，第四次精选MIBC补加量为13g/t，在不添加调整剂的条件下，采用一粗、一扫、粗精矿再磨、四次精选的流程，粗精矿再磨磨矿浓度为60%，磨矿细度为-0.043mm含量为88%，可获得全硫品位为42.76%，有效硫品位为41.68%，硫的回收率为75.51%的硫精矿，此时浮选尾矿的硫含量为0.35%。
实施例2
按图1所示工艺流程，通过管道将经过二段磨矿-二次分级的溢流导入搅拌槽中，加水调节矿浆浓度为20%，将异戊基钠黄药加入到搅拌槽中，用量为250g/t，搅拌5min，再将MIBC加入到搅拌槽中，用量为90g/t，搅拌5min，通过管道将搅拌槽中的矿浆导入粗选浮选槽中，进行粗选；扫选异戊基钠黄药用量为60g/t，MIBC用量为25g/t，第四次精选MIBC补加量为13g/t，在不添加调整剂的条件下，采用一粗、一扫、粗精矿再磨、四次精选的流程，粗精矿再磨磨矿浓度为60%，磨矿细度为-0.043mm含量为88.16%，可获得全硫品位为42.68%，有效硫品位为41.26%，硫的回收率为74.51%的硫精矿，此时浮选尾矿的硫含量为0.36%。
实施例3
按图1所示工艺流程，通过管道将经过二段磨矿-二次分级的溢流导入搅拌槽中，加水调节矿浆浓度为33%，将异戊基钠黄药加入到搅拌槽中，用量为200g/t，搅拌5min，再将MIBC加入到搅拌槽中，用量为120g/t，搅拌5min，通过管道将搅拌槽中的矿浆导入粗选浮选槽中，进行粗选；扫选异戊基钠黄药用量为50g/t，MIBC用量为30g/t，第四次精选MIBC补加量为13g/t，在不添加调整剂的条件下，采用一粗、一扫、粗精矿再磨、四次精选的流程，粗精矿再磨磨矿浓度为66%，磨矿细度为-0.043mm含量为88%，可获得全硫品位为42.34%，有效硫品位为41.02%，硫的回收率为73.51%的硫精矿，此时浮选尾矿的硫含量为0.37%。
本技术领域中的普通技术人员应当认识到，以上的实施例仅是用来说明本发明的技术方案，而并非用作为对本发明的限定，任何基于本发明的实质精神对以上所述实施例所作的变化、变型，都将落在本发明的权利要求的保护范围内。