安徽某难选磁铁矿与镜铁矿混合矿选矿试验.pdf
安徽某难选磁铁矿与镜铁矿混合矿选矿试验 ① 王 涛1, 肖金雄2, 龙 艳2 (1.安徽开发矿业有限公司,安徽 六安 237462; 2.长沙矿冶研究院有限责任公司,湖南 长沙 410012) 摘 要 对安徽某难选磁铁矿与镜铁矿混合矿进行了选矿试验研究,采用阶段磨矿⁃弱磁选⁃筛分⁃中磁选⁃强磁选⁃重选⁃反浮选工艺 流程,获得了铁精矿产率 42.20%、品位 66.37%、回收率 85.93%的良好指标,实现了铁矿物的高效分选。 关键词 镜铁矿; 磁铁矿; 阶段磨矿; 磁选; 重选; 反浮选 中图分类号 TD951文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2020.02.013 文章编号 0253-6099(2020)02-0060-03 Beneficiation of Refractory Mixed Ores of Magnetite and Specularite from Anhui WANG Tao1, XIAO Jin⁃xiong2, LONG Yan2 (1.Anhui Development Mining Co Ltd, Lu′an 237462, Anhui, China; 2.Changsha Research Institute of Mining and Metallurgy Co Ltd, Changsha 410012, Hunan, China) Abstract Ore dressing test was conducted for processing a mixed ore of magnetite and specularite from Anhui Province. The process adopted in the test consists of staged grinding, low intensity magnetic separation, screening, medium intensity magnetic separation, high intensity magnetic separation, gravity separation and reverse flotation. As a result, an iron concentrate grading 66.37% Fe at 85.93% recovery was reclaimed, with a yield of 42.20%, which indicates an efficient separation of iron minerals can be realized. Key words specularite; magnetite; staged grinding; magnetic separation; gravity separation; reverse flotation 镜铁矿是赤铁矿的变种,具有金属光泽、呈片状。 镜铁矿主要赋存于沉积变质型矿床和接触交代⁃热液 型铁矿床中,磁性较弱,属于传统的难选别、难利用矿 石资源[1]。 安徽霍邱地区铁矿石资源具有储量大、分 布集中的特点,矿石组成较为简单,矿石中铁矿物主要 为磁铁矿、镜铁矿和磁铁矿⁃镜铁矿混合型铁矿。 磁铁 矿与镜铁矿混合型矿物的选别方法主要有磁选、重选、 反浮选及联合选别等[2]。 已有研究成果表明[3-4],采 用重选、磁选、反浮选等联合流程可以有效回收磁铁矿 与镜铁矿混合型矿物。 针对安徽某难选磁铁矿与镜铁矿混合矿中铁矿物 呈不均匀中细粒嵌布的特点,在阶磨阶选的原则流程 下进行了多种流程的对比,推荐的工艺流程为阶段磨 矿⁃弱磁选⁃筛分⁃中磁选⁃强磁选⁃反浮选,实现了该混 合矿的高效选别。 1 矿石性质 试样化学多元素分析结果见表 1,铁物相分析结 果见表 2。 表 1 试样化学成分分析结果(质量分数) / % TFeFeO Fe2O3SiO2TiO2Al2O3 CaO 32.597.8137.9246.890.122.701.13 MgOMnONa2OK2OPSIg 1.420.0540.0670.550.0230.0271.48 表 2 铁物相分析结果 铁物相含量/ %分布率/ % 磁铁矿中铁15.1946.61 赤(褐)铁矿中铁15.8348.57 碳酸盐中铁0.411.26 硫化物中铁0.020.06 硅酸盐中铁1.143.50 合计32.59100.00 由表 1~2 可知,样品中可供回收的主要金属元素 是铁,其中 TFe/ FeO 比为 4.17,碱性系数为 0.05,属于 ①收稿日期 2019-11-18 作者简介 王 涛(1986-),男,湖北秭归人,工程师,主要从事选矿生产与技术管理工作。 第 40 卷第 2 期 2020 年 04 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.40 №2 April 2020 磁铁矿与镜铁矿混合型铁矿;试样中杂质主要为 SiO2,其次为少量 Al2O3、CaO 和 MgO;试样中有害元素 S、P 含量均较低。 铁主要以磁铁矿和赤(褐)铁矿形 式存在,合计分布率达 95.18%,属于低磷低硫的单一 酸性中低品位氧化型铁矿石。 2 试验设备和药剂 试验设备包括 Φ500500 弱磁选机(0~160 kA/ m), 自制中磁选机(永磁 318.47 kA/ m),ZH560s、Shp 及 Slon 强磁选机,Φ600 螺旋溜槽,XMB-67 型棒磨机, 0.75 L、0.5 L 浮选机等。 试验药剂包括分析纯氢氧化钠、石灰,工业品速溶 淀粉和捕收剂 CY⁃14 等。 其中捕收剂 CY⁃14 为长沙 矿冶研究院有限责任公司研制的反浮选药剂。 3 试验及结果 在阶磨阶选的原则流程下,进行了阶段磨矿⁃重 选⁃弱磁选⁃强磁选⁃反浮选、阶段磨矿⁃弱磁选⁃强磁选⁃ 重选⁃反浮选、阶段磨矿⁃弱磁选⁃筛分⁃中磁选⁃强磁选⁃ 反浮选等流程试验,通过试验研究和流程对比,推荐采 用阶段磨矿⁃弱磁选⁃筛分⁃中磁选⁃强磁选⁃重选⁃反浮选 流程,原则流程见图 1。 B3 ,- -2333 8* 32 8* 31 D D23 D* D*23 9* 9*23 A,63 ,,63 图 1 弱磁选⁃中磁选⁃强磁选⁃重选⁃反浮选原则流程 3.1 一段磨矿细度试验 在弱磁选磁场强度 120 kA/ m 条件下进行了一段 磨矿细度条件试验,弱磁选流程为一粗一精,试验结果 见图 2。 由图 2 可见,随着磨矿细度增加,铁精矿品位 逐渐升高,回收率逐渐下降。 综合考虑实际生产情况, 选择一段磨矿细度-0.074 mm 粒级占 52.2%,此时可 得到铁精矿产率 27.81%、TFe 品位 58.62%、铁金属回 收率 50.03%。 -0.074 mm40/4 70 65 60 55 50 60 55 50 45 45555060657075 TFe8 3 5 4 42343 5 4 A, 8* A,8*3 D* D*23 320 kA/m 800 kA/m 图 3 一段中磁选⁃强磁选⁃重选试验流程 16第 2 期王 涛等 安徽某难选磁铁矿与镜铁矿混合矿选矿试验 表 4 中磁选⁃强磁选⁃重选试验结果 产品名称产率/ %TFe 品位/ %回收率/ % 中磁精矿4.4726.975.45 溜槽精矿13.2865.4539.27 溜槽尾矿25.2934.7739.73 一段强磁尾矿56.976.0415.55 给矿(弱磁尾矿)100.0022.13100.00 由表 4 可知,弱磁尾矿经中磁选⁃强磁选⁃重选后, 获得了产率 13.28%、TFe 品位 65.45%、回收率 39.27% 的溜槽精矿,可降低二段入磨矿量 30%左右。 3.4 反浮选试验 一段中磁选精矿和重选尾矿合并,进行再磨再选 试验,再磨细度-0.074 mm 粒级占 84.3%,磁场强度 800 kA/ m 条件下,获得强磁精矿。 强磁精矿再进行反 浮选提铁降杂试验。 最终的反浮选闭路试验流程见 图 4,结果见表 5。 * --3 A0g/t 2 1 2 NaOH , CaO CY-14 550 550 300 900 CaO CM-14 100 250 -3 -23 3 35 图 4 反浮选闭路试验流程 表 5 反浮选闭路试验结果 产品名称产率/ %TFe 品位/ %TFe 回收率/ % 精矿71.3866.8492.44 尾矿28.6213.637.56 给矿100.0051.61100.00 由表 5 可知,通过一粗一精三扫反浮选流程,获得 浮选精矿产率71.38%、TFe 品位66.84%、回收率92.44%。 3.5 全流程试验 全流程数质量流程见图 5。 采用阶段磨矿⁃弱磁 选⁃筛分⁃中磁选⁃强磁选⁃重选⁃反浮选流程,可获得铁 精矿产率 42.20%、TFe 品位 66.37%、回收率 85.93%, 总尾矿产率 57.80%、TFe 品位 7.93%、回收率 14.07%。 ,- * 8* D* B3 2 1 2 D3 -3 -23 D23 3 9,96 D23 57.80;7.93 14.07 3.41;12.80 1.34 1.43;17.29 0.76 42.20;66.37 85.93 4.84;14.12 2.10 2.23;28.32 1.94 7.07;18.60 4.04 5.64;18.93 4.04 0.57;57.25 1.00 2.27;50.22 4.43 2.84;51.63 4.50 8.56;66.59 17.49 9.13;66.01 18.49 5.68;27.75 4.84 14.81;51.34 23.33 11.55;51.40 18.22 10.80;14.01 4.64 22.35;33.33 22.86 4 2 10.16;65.45 20.40 5.18;50.35 8.00 4 * 15.34;60.35 28.41 14.17;29.07 12.64 8* 29.51;45.33 41.05 43.59;6.04 8.08 D* 9*23 9*23 3.42;26.97 2.83 73.10;21.90 49.12 76.52;22.13 51.96 19.35;34.77 20.64 22.77;33.59 23.47 0.42;47.56 0.61 7.91;27.91 6.77 5;8 /;5 3 -0.074 mmC84.30 ,,96-0.074 mmC73.50 , 9* 9* 1.06;33.84 1.10 4.70;7.18 1.04 17.90;67.75 36.66 5.58;66.48 11.38 10.28;39.37 12.42 18.96;64.91 37.76 29.24;55.93 50.18 70.76;22.95 49.82 100.00;32.59 100.00 A,96-0.074 mmC52.20 9* 0.106 mm-0.106 mm 图 5 阶段磨矿⁃弱磁选⁃筛分⁃中磁选⁃强磁选⁃重选⁃反浮选数质 量流程(下转第 66 页) 26矿 冶 工 程第 40 卷 B3 - 233 /;5;SiO2/4 3 63-0.037 mmC75 图 8 焙烧⁃磁选⁃反浮选全流程试验数质量流程 表 3 精矿产品主要化学成分分析结果(质量分数) / % TFeFeOSiO2Al2O3CaOMgO 59.9430.008.473.811.980.10 MnOSPK2O+Na2OIg 1.310.0440.475<0.10.93 3 结 语 1) 某铁矿石铁品位 32.50%,主要杂质成分为 SiO2,有害元素磷含量较高,矿石中铁矿物以褐铁矿为 主,赤铁矿次之,强磁性铁矿物含量低,铁矿物嵌布粒 度微细,难以充分解离。 2) 原矿石极为难选,还原焙烧后可选性变好。 磨 矿至-0.037 mm 粒级占 75%后进行磁选⁃反浮选,精矿 品位提高到 59.94%,铁回收率 72.84%,SiO2含量降至 8.47%。 浮选降硅效果较好,但精矿中主要有害元素 P 含量仍然较高。 参考文献 [1] 赵一鸣,毕承思. 宁乡式沉积铁矿床的时空分布和演化[J]. 矿床 地质, 2000(4)351-361. 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