国外某高磷硅鲕状铁矿选矿工艺研究①_焦科诚.pdf

国外某高磷硅鲕状铁矿选矿工艺研究 ① 焦科诚 湖南有色金属研究院,湖南 长沙 410100 摘 要 针对国外某高磷硅鲕状铁矿进行了选矿工艺研究。 通过矿石性质分析查明了该矿难选的原因,并确定了阶段磨矿-弱磁 选-反浮选脱磷硅联合选矿工艺流程。 结果表明,采用推荐工艺,可获得 Fe 品位 65.68％的磁铁矿和 Fe 品位 55.58％的赤铁矿,总回 收率达到 78.92％。 关键词 高磷铁矿； 赤铁矿； 磁选； 反浮选； 捕收剂； CYP； 提铁降磷； 鲕状铁矿 中图分类号 TD951文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2018.04.016 文章编号 0253-6099201804-0065-04 Beneficiation Process for an Overseas High Phosphorus-Silicon Oolitic Iron Ore JIAO Ke-cheng Hunan Research Institute for Non-ferrous Metals, Changsha 410100, Hunan, China Abstract Mineral processing technology for a high phosphorus-silicon oolitic iron ore from abroad was studied. Factors inducing separation difficulty were ascertained through analysis of ore properties, and a flowsheet was proposed including sequentially stage grinding, low intensity magnetic separation and reverse flotation for dephosphorization and desilication. Results showed that the recommended processing technique resulted in magnetite with 65.68％ Fe grade and hematite with 55.58％ Fe grade, with the total iron recovery at 78.92％. Key words high phosphorus iron ore； hematite； magnetic separation； reverse flotation； collector； CYP； iron increasing and dephosphorization； oolitic iron ore 高磷硅鲕状铁矿的开发利用一直属于国内外铁矿 资源开发的难点［1］,相比于常规的铁矿矿石,其具有 金属矿物赋存复杂,矿石构造多呈现鲕状、同心环带状 等构造,目的矿物与胶磷矿、鲕绿泥石、隐晶硅质等高 有害杂质矿物关系密切,嵌布粒度极为细小等诸多特 点［2-5］,因此该类铁矿石的开发利用一直存在着目的 矿物单体解离难、次生泥质分选干扰大、提高精矿品质 成本高等难点,所以多采用选矿联合工艺处理高磷硅 鲕状铁矿,如磁选-反浮选［6］、磁选焙烧-磁选-反浮 选［7］、磁选-重选-反浮选［8］、磁选-酸浸降磷［9］等。 本 文以某中资企业所属中亚某高磷硅鲕状铁矿为研究对 象,通过铁矿石工艺矿物学研究查明影响该矿选矿指 标的工艺矿物学因素,尤其是其矿石构造及有害杂质 元素矿物的赋存特性,以此指导该高磷硅鲕状铁矿的 选矿工艺研究。 1 试样性质和试验方法 1.1 试样性质 对中亚某铁矿的代表性矿石进行制样和分析测 试,矿样化学多元素、铁物相及矿物组成分析结果如表 1～3 所示。 1.2 试验方法和设备 磁选试验主要设备有磨矿用 Ф240200A 锥型球 磨机和 Ф150100 型锥型球磨机,铁磁选用 CXG-Ф50 表 1 矿样化学多元素分析结果质量分数 / TFeFeOPTiO2SMn 55.1210.740.780.230.0010.034 VCaOMgOSiO2Al2O3C 0.0512.450.227.884.150.01 表 2 矿石铁物相分析结果 相态含量/ ％分布率/ ％ 磁性铁中铁35.7964.59 硫化铁中铁0.0320.06 赤铁矿褐铁矿中铁18.9434.18 硅酸盐矿物中铁0.651.17 合计55.41100.00 ①收稿日期 2018-01-11 作者简介 焦科诚1984-,男,湖南郴州人,工程师,主要从事选矿工艺研究及工程设计工作。 第 38 卷第 4 期 2018 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №4 August 2018 ChaoXing 表 3 矿石主要矿物组成质量分数 / 磁铁矿 赤铁矿 褐铁矿石英绢云母长石红碧玉白云石 49.1317.355.236.651.20.510.781.63 铁白 云石 灰铁 锰矿 高岭 石 胶磷 矿 隐质 硅晶 鲕绿 泥石 磁铁矿化 赤铁矿 其 它 0.770.21.451.162.211.228.122.39 磁选管、ZCT-44 筒式永磁磁选机,强磁选用 XCSQ-50 70 湿式强磁选机。 浮选试验所用设备为 XFD 单槽浮选机中进行,浮 选泡沫槽的体积分别为3.0 L、1.5 L、1.0 L、0.75 L、0.5 L, 浮选矿浆浓度粗选浓度为 30％ ～ 35％,扫选浓度为 30％～33％,精选浓度为 15％～20％, 浮选所用药剂包括矿浆调整剂 NaOH 和 CaO,抑 制剂可溶性淀粉、腐植酸钠,捕收剂 CYP长沙矿冶研 究院研制、油酸、塔尔油、十二胺、椰油胺、十八胺等, 所有药剂均为工业纯。 2 试验结果与分析 2.1 原则工艺流程的确定 从矿石性质分析可知,该铁矿的目的矿物除磁铁 矿外,还有赤铁矿可综合利用。 矿石中铁矿物多以鲕 状结构存在,粒度极细,铁矿物与磷灰石、石英、绿泥石 等脉石矿物嵌布关系复杂,铁矿物和其他脉石矿物的 解离难度较大,如要使其环带解离或鲕核单体解离,则 必须磨至-30 μm,同时矿石中伴生有大量低硬度的绿 泥石、高岭土等矿物,如直接采用细磨或超细磨工艺会 产生大量的高含铁的次生细泥,严重影响后续的选别 作业及精矿品位,所以拟采用阶段磨选,先弱磁回收部 分磁铁矿矿物,在弱磁选过程中,控制不同作业段的磨 矿细度有利于降低磁铁矿精矿中磷含量,弱磁选尾矿 采用反浮选脱磷、脱硅。 综上所述,确定采用阶段磨选、弱磁选回收磁铁 矿,弱磁尾矿反浮选脱磷硅,即磁-浮联合的工艺流程。 2.2 磨矿-弱磁选试验 确定了阶段磨矿-弱磁选回收磁铁矿工艺后,拟对 该矿石采用两段磨矿再分选工艺,即第一段磨矿在较粗 的细度条件下尽可能提高磁铁矿回收率,得到的粗精矿 进行再磨再磁选以降低铁精矿中的有害磷杂质含量。 2.2.1 粗选磨矿细度条件试验 弱磁粗选磨矿细度条件试验流程如图 1 所示,结 果如图 2 所示。 由图 2 可知,随着粗选磨矿细度增大, 磁粗精矿品位上升,回收率逐渐降低,当粗选磨矿细度 为-0.074 mm 粒级占 52.61％时,磁粗精矿含铁 61％左 右,虽然再增加磨矿细度能提高精矿品位,但考虑到能 耗和后续作业的要求,先确定粗选磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 52.61％。 原矿 磨矿 弱磁 粗选 磁粗精矿尾矿 0.15 T 图 1 磨矿-弱磁选试验流程 -0.074 mm粒级含量/ 62 61 60 59 58 57 56 55 74 70 66 62 58 54 50 47415359657177 精矿品位/ 精矿回收率/ ■ □ ■ □ ■ □ ■ □ ■ □ 图 2 磨矿细度对弱磁粗选效果的影响 2.2.2 粗选磁场强度条件试验 粗选磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 52.61％,考察 了磁场强度对弱磁粗选效果的影响,结果如图 3 所示。 由图 3 可看出,磁场强度升高,产率和回收率增加,但 夹带越严重,综合回收率和品位的要求,确定弱磁粗选 适宜的磁场强度为 0.15 T。 磁场强度/T 62 61 60 59 58 57 56 55 66 64 62 60 58 56 0.100.120.140.160.180.20 精矿品位/ 精矿回收率/ ■ □ ■ □ ■ □ ■ □ 图 3 磁场强度对弱磁粗选效果的影响 2.2.3 弱磁粗精矿精选再磨细度条件试验 磨矿细度-0.074 mm 粒级占 52.61％、磁场强度 0.15 T 时,弱磁粗精矿含铁 61.09％、磷 0.45％,磷含量 未能达到磁铁矿精矿标准。 为了提高最终磁精矿品 位,在精选磁场强度 0.15 T 条件下对弱磁粗精矿进行 了再磨细度条件试验,结果如表 4 所示。 从表 4 可看 出,当磁粗精矿再磨细度为-0.045 mm 粒级占 78.16％ 时,可获得铁品位大于 65％、磷品位低于 0.3％的合格 精矿,所以弱磁精矿精选再磨细度宜为-0.045 mm 粒 级占 78.16％。 66矿 冶 工 程第 38 卷 ChaoXing 表 4 弱磁粗精矿再磨细度条件试验结果 -0.045 mm 粒级含量/ ％ 产品 名称 产率 / ％ 品位/ ％作业回收率/ ％ FePFeP 磁精矿49.0663.520.3758.0423.81 50.16尾矿50.9444.221.1441.9676.19 原矿100.0053.690.76100.00100.00 磁精矿47.5064.540.3157.1118.82 64.67尾矿52.5043.861.2142.8981.18 原矿100.0053.680.78100.00100.00 磁精矿45.8865.460.2456.2013.53 78.16尾矿54.1243.251.3043.8086.47 原矿100.0053.440.81100.00100.00 磁精矿45.5766.010.2356.1413.53 83.07尾矿54.4343.181.2343.8686.47 原矿100.0053.580.77100.00100.00 2.3 弱磁选尾矿反浮选脱磷硅 弱磁选尾矿中铁品位较低含铁 43％ ～45％、磷 含量高含磷 1.4％。 弱磁选尾矿中的铁矿物主要以 赤铁矿为主,通过工艺矿物学分析结果可知,矿石中含 有绿泥石等脉石矿物,伴生有较高的有害杂质磷矿物, 且以胶状物与鲕状铁粒致密连生,所以为了获得低磷 硅赤铁矿精矿,一方面通过对弱磁选尾矿再磨强化磷 矿物与赤铁矿单体解离,另一方面在反浮选脱磷硅作 业中选择对含磷硅矿物选择性捕收能力强的捕收剂。 2.3.1 弱磁选尾矿再磨细度条件试验 脱磷浮选前的磨矿,目的是使矿石中的矿物得到 解离,并将矿石磨到适于浮选的粒度。 磨矿细度的最 佳值主要取决于矿石性质,对于嵌布粒度极细的矿物, 适宜的磨矿细度是浮选效果的关键。 磨矿细度不够, 无法实现单体解离,连生体的大量存在会引起尾矿中 铁的损失,精矿品位偏低；但如果再磨过细,矿物泥化 严重,浮选指标恶化,所以通过试验确定最佳的给矿粒 度非常必要。 弱磁选尾矿经再磨后进行了一段脱磷浮 选,脱磷浮选依次加入调整剂 NaOH、抑制剂可溶性淀 粉、捕收剂 CYP,再磨细度条件试验流程见图 4,结果 如图 5 所示。 弱磁选尾矿 再磨 脱磷 反浮选 尾矿1 药剂单位g/t 脱硅 反浮选 尾矿2赤铁矿精矿 NaOH 可溶性淀粉 CYP 2油 1000 1500 200 40 3 min 3 min 5 min 1 min 椰油二胺 2油 80 10 3 min 1 min 图 4 弱磁选尾矿再磨-反浮选脱磷硅试验流程 -0.045 mm粒级含量/ 5 4 3 2 1 0 90 80 70 60 50 40 30 5060708090 尾矿中磷品位/ 作业回收率/ ■ □ ■ □ ■ □ ■ □ ■ □ 图 5 再磨细度对脱磷浮选的影响 由图 5 可看出,随着再磨细度增加,尾矿 1 中磷品 位和回收率逐渐上升,当再磨细度达到-0.045 mm 粒级 占 71.52％时,再增大再磨细度使得矿浆泥化严重,药 剂用量增加,故在相同的药剂用量下弱磁选尾矿浮选 脱磷硅适宜的再磨细度为-0.045 mm 粒级占 71.52％。 2.3.2 脱磷浮选捕收剂种类条件试验 该高磷硅赤铁矿中的主要磷矿物为胶磷矿,相比于 常规的磷灰石,其可浮性更差,所以为了最大限度地提 高脱磷效率,在再磨细度为-0.045 mm 粒级占71.52％条 件下进行了脱磷浮选捕收剂种类条件试验,结果见 表 5。从表 5 可看出,CYP 对该高磷硅铁矿物选择性捕 收能力好,磷富集比和磷回收率高,所以脱磷浮选适宜 的捕收剂为 CYP。 表 5 捕收剂种类条件试验结果 捕收剂种类及 用量/ gt -1 产品 名称 产率 / ％ 品位/ ％回收率/ ％ FePFeP 尾矿 117.3135.223.1514.0943.40 油酸 100浮磷尾矿82.6944.950.8685.9156.60 给矿100.0043.271.26100.00 100.00 尾矿 121.7832.282.9816.3150.92 油酸 200浮磷尾矿78.2246.140.8083.6949.08 给矿100.0043.121.27100.00 100.00 尾矿 123.0932.283.7117.1466.95 CYP 100浮磷尾矿76.9146.840.5582.8633.05 给矿100.0043.481.28100.00 100.00 尾矿 130.5231.253.2122.5374.21 CYP 200浮磷尾矿69.4847.180.4977.4725.79 给矿100.0042.321.32100.00 100.00 尾矿 126.6035.122.2821.5948.71 塔尔油 100浮磷尾矿73.4046.220.8778.4151.29 给矿100.0043.271.25100.00 100.00 尾矿 131.0033.212.1724.3553.72 塔尔油 200浮磷尾矿69.0046.350.8475.6546.28 给矿100.0042.281.25100.00 100.00 2.3.3 脱硅浮选捕收剂种类条件试验 为了进一步提高脱磷浮选后赤铁矿精矿品位,需对 脱磷尾矿进行脱硅浮选。 按照图 4 所示流程,进行了脱 硅浮选捕收剂种类条件试验,结果如表 6 所示。 对比表 76第 4 期焦科诚 国外某高磷硅鲕状铁矿选矿工艺研究 ChaoXing 6 结果可看出,使用椰油二胺作为脱硅浮选捕收剂,用 量为 80 g/ t 条件下,最终赤铁矿精矿品位最高。 表 6 脱硅浮选捕收剂种类条件试验结果 捕收剂种类及 用量/ gt -1 产品 名称 产率 / ％ 品位/ ％作业回收率/ ％ FePFeP 尾矿 137.3533.213.0829.0786.31 十二胺 80 尾矿 215.1842.320.4215.064.78 赤铁矿精矿47.4750.220.2555.878.91 弱磁选尾矿100.0042.671.33100.00 100.00 尾矿 136.8934.013.3029.0486.55 椰油二胺 80 尾矿 222.1736.370.4118.666.46 赤铁矿精矿40.9455.210.2452.306.99 弱磁选尾矿100.0043.211.41100.00 100.00 尾矿 136.3434.933.0229.0078.43 十八胺 80 尾矿 224.5240.220.8022.5314.02 赤铁矿精矿39.1454.210.2748.477.55 弱磁选尾矿100.0043.771.40100.00 100.00 2.4 推荐工艺流程及指标 在条件试验基础上进行了全流程闭路试验,试验 流程如图 6 所示,结果如表 7 所示。 原矿 磨矿 弱磁 粗选 NaOH 可溶性淀粉 CYP 2油 1000 1500 200 40 3 min 3 min 3 min 1 min -0.074 mm占52.61 0.15 T 再磨 弱磁 精选 磁铁矿 -0.045 mm占78.16 0.15 T 再磨 脱磷 粗选 脱磷 精选 -0.045 mm占71.52 5 min 可溶性淀粉 CYP 2油 800 100 20 3 min 3 min 1 min 脱磷 扫选1 3 min CYP 2油 80 10 3 min 1 min 脱磷 扫选2 3 min 脱硅 精选 尾矿2赤铁矿 椰油二胺 2油 80 10 3 min 1 min 椰油二胺 2油 80 10 3 min 1 min 脱硅 扫选 3 min 脱硅 粗选 4 min 尾矿1 药剂单位g/t 图 6 全流程闭路试验流程 表 7 闭路试验结果 产品 名称 产率 / ％ 品位/ ％回收率/ ％ FePFeP 磁铁矿46.0565.680.2454.8814.06 尾矿 117.0634.213.2310.5970.12 尾矿 213.0544.300.4610.497.64 赤铁矿23.8455.580.2724.048.19 原矿100.0055.110.79100.00100.00 表 7 指标表明,闭路试验可得到含铁 65.68％、磷 0.24％、铁回收率 54.88％的磁铁矿和含铁 55.58％、磷 0.27％、铁回收率24.04％的赤铁矿,两个精矿中磷含量 均低于入冶标准,表明推荐工艺完全适用于该铁矿中 铁元素的回收。 3 结 论 中亚某高磷硅鲕状铁矿石中主要金属矿物为磁铁 矿、赤铁矿和少量褐铁矿,矿石中的赤铁矿多为交代鲕 状结构,特别是与绿泥石、白云石、石英、方解石、胶磷 矿等矿物的嵌布关系密切,部分绿泥石和胶磷矿经常 以集合体的形式嵌布于赤铁矿和绿泥石组成的同心环 带鲕粒中,且嵌布粒度微小,属于典型的难选高磷硅鲕 状铁矿。 采用阶段磨选-弱磁选回收磁铁矿,弱磁选尾 矿反浮选脱磷硅的工艺流程处理该高磷硅鲕状铁矿, 全流程闭路试验获得的指标为磁铁矿含铁 65.68％、 磷 0.24％,铁回收率 54.88％；赤铁矿含铁 55.58％、磷 0.27％,铁回收率 24.04％；总铁精矿含铁 62.24％,总回 收率 78.92％,综合选矿指标较好,可作为下一步设计 建厂的依据。 参考文献 ［1］ 余永富. 我国铁矿山发展动向、选矿技术发展现状及存在的问题［J］. 矿冶工程, 2006,26121-25. ［2］ 孙永升,韩跃新,高 鹏,等. 高磷鲕状赤铁矿石工艺矿物学研究［J］. 东北大学学报自然科学版, 2013,34121773-1777. ［3］ 许 言,孙体昌,杨志超,等. 尼日利亚某高磷铁矿石工艺矿物学 研究［J］. 中国矿业, 2012,21489-93. ［4］ 童 雄,黎应书,周庆华,等. 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