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湖南某石英型赤褐铁矿选矿试验研究 ① 罗俊凯， 曹 杨， 焦 芬， 覃文庆 （中南大学 资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 410083） 摘 要 对湖南某石英型赤褐铁矿进行了选择性絮凝-强磁选-反浮选试验研究。 结果表明，在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 90.80％、 水玻璃用量 800 g／ t、聚丙烯酰胺用量 100 g／ t、磁选粗选磁场强度 1.4 T、扫选磁场强度 1.6 T 条件下，获得了铁品位 56.17％、回收率 60.12％的铁精矿；强磁选尾矿进行反浮选，获得了铁品位 47.90％、铁回收率 31.46％的中矿和铁品位 15.69％、铁回收率 8.41％的尾 矿。 选择性絮凝有利于矿泥与铁矿的分离，可提高铁的回收效果。 关键词 赤褐铁矿； 选择性絮凝； 强磁选； 反浮选； 铁精矿 中图分类号 TD92文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253-6099.2018.03.020 文章编号 0253-6099（2018）03-0082-04 Mineral Processing of Quartz-type Hematite-Limonite Ore in Hunan LUO Jun-kai， CAO Yang， JIAO Fen， QIN Wen-qing （School of Minerals Processing and Bioengineering， Central South University， Changsha 410083， Hunan， China） Abstract Selective flocculation-high intensity magnetic separation （HIMS）-reverse flotation process was adopted in the experimental study to recover iron minerals from a quartz-type hematite-limonite ore in Hunan. An iron concentrate with Fe grade and recovery of 56.17％ and 60.12％， respectively， was obtained at following conditions grinding fineness of -0.074 mm 90.80％， sodium silicate dosage of 800 g／ t， PAM dosage of 100 g／ t， magnetic field intensity of 1.4 T and 1.6 T， respectively， for HIMS roughing and scavenging. For the reverse flotation of HIMS tailings， a middling with Fe grade and recovery of 47.90％ and 31.46％， respectively， and a tailing with Fe grade and recovery of 15.69％ and 8.41％， respectively， were separated out. Selective flocculation enhanced the separation of slimes and iron minerals， therewith， improved the reclaiming of iron minerals. Key words hematite-limonite ore； selective flocculation； high intensity magnetic separation； reverse flotation； iron concentrate 我国铁矿石类型复杂，难选的弱磁性铁矿约占总 储量的 56.40％。 目前，随着钢铁工业的高速发展，富 铁矿和易选的贫铁矿石储量日趋枯竭，弱磁性铁矿石 已成为钢铁工业发展中必须开发利用的矿物原 料［1-3]。 赤铁矿、褐铁矿等弱磁性铁矿用常规选别方 法总是有各种各样的问题，强磁选难以有效回收微细 粒铁矿物，造成大量损失；焙烧磁选受限于成本；浮选 工艺成本较高、环境污染严重。 细粒弱磁性铁矿磁选 方法有絮团磁选（FMS）法［4-5]、强磁干选预先粗选、湿 式磨矿弱磁精选技术等［6]。 很多学者研究了弱磁性 铁矿的浮选，对于性质简单的矿物可以采用单一浮选 流程；对于性质复杂的矿物，一般采用重选、磁选、选择 性絮凝等联合流程。 本文对湖南某石英型赤褐铁矿进 行了选矿试验研究，确定采用选择性絮凝-磁选-反浮 选联合工艺回收含铁矿物，取得了较好的效果。 1 矿石性质 湖南某赤褐铁矿矿石属含硫低磷细粒呈网脉状浸 染的石英型赤褐铁矿，金属矿物主要是赤铁矿和褐铁 矿，脉石矿物主要为石英，并含有部分泥质矿物。 矿样 主要化学成分分析结果见表 1，铁物相分析结果见表 2。 矿石中铁的赋存状态简单，绝大部分以高价氧化铁 形式分布于赤褐铁矿中，而呈其他矿物相产出的铁所 占比例很低。 通过热重分析可以算出 TFe 与烧失量的 比值 TFe／ LOI 为 3.25，结合表 2 可知原矿样不含磁铁 矿，TFe／ LOI 小于 12.44，表明 50％以上的铁以褐铁矿 ①收稿日期 2017-11-10 作者简介 罗俊凯（1993-），男，湖南衡阳人，硕士研究生，主要研究方向为矿物加工工程。 通讯作者 焦 芬（1983-），女，山西运城人，副教授，博士，主要研究方向为矿物加工工程。 第 38 卷第 3 期 2018 年 06 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №3 June 2018 万方数据 形式存在［7]。 表 1 原矿化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ TFeSiO2Al2O3CaTiVMnZnSP 44.4225.791.7690.060.1270.0667.9430.7960.1560.036 表 2 原矿铁物相分析结果 相别含量／ ％分布率／ ％ 赤褐铁矿中铁43.3697.83 碳酸盐中铁0.070.16 硫化物中铁0.040.09 硅酸盐中铁0.851.92 合计44.32100.00 在透射单偏光显微镜下观察表明，大颗粒矿物如 褐铁矿可见皮壳状或块状构造，细粒矿中赤褐铁矿和 石英多呈网脉状浸染状分布，嵌布粒度细，连生体结构 相对复杂，被包裹的细粒铁矿难以达到单体解离，因此 需要通过充分细磨才能获得较充分的解离。 2 试验药剂与方法 选择性絮凝试验中用水玻璃（模数为 3）作为分散 剂，阴离子型聚丙烯酰胺作为絮凝剂。 反浮选试验中 选用氢氧化钠作为 pH 调整剂，苛化淀粉作为铁矿抑 制剂，氧化钙作为脉石矿物活化剂，捕收剂 CM-10、 CY-55 和 RA-915 均为长沙矿冶研究院自行研制的阴 离子型捕收剂。 试验用水为自来水。 选择性絮凝试验使用容积 6 L 的搅拌桶；磁选试 验采用长沙矿冶研究院研制的 XCSQ 型高梯度磁选 机；浮选试验在 1.5 L 的 XFD 单槽浮选机中进行，泡沫 产品作为反浮选尾矿，槽内产品加药后继续精选，最终 获得的槽内产品为浮选精矿，泡沫产品为中矿。 浮选 试验中所有药剂作用时间均为 3 min。 鉴于该矿石微细粒含量较多、极易泥化的特点，确 定采用选择性絮凝降低矿泥对整个流程的影响，强磁 选回收大部分含铁矿物，再针对硅酸盐类脉石矿物展 开反浮选研究。 探索试验结果表明，直接脱泥效果较 差，大部分含铁矿物损失在尾矿，因此确定采用选择性 絮凝-强磁选-反浮选工艺回收含铁矿物。 3 选矿试验研究 3.1 强磁选试验 3.1.1 磨矿细度对强磁选效果的影响 阴离子聚丙烯酰胺能使被水玻璃分散后的铁矿物 产生絮团，但却不会使被水玻璃分散后的硅酸盐矿物 产生絮团［8]。 按图 1 所示流程，研究了磨矿细度对强 磁选效果的影响，结果见表 3。 同时对照进行了未经 选择性絮凝的磁选试验，结果一并示于表 3 中。 原矿 水玻璃800 g/t， 搅拌30 min 聚丙烯酰胺100 g/t， 搅拌5 min后静置15 min 强磁 选 精矿尾矿 磨矿 1.4 T 图 1 选择性絮凝-强磁选试验流程 表 3 磨矿细度对强磁选效果的影响 磨矿时间 ／ min -0.074 mm 粒级含量／ ％ 精矿 Fe 品位／ ％回收率／ ％ 絮凝未絮凝絮凝未絮凝 0.580.3956.7556.5032.9232.40 1.082.6356.4555.6735.7034.18 1.585.0856.7655.4838.9934.48 2.088.4156.8855.2444.5740.58 2.590.8056.7355.1245.6740.98 3.091.8456.7455.2144.5239.88 表 3 结果表明，原矿粒度较细，随着磨矿时间增 加，-0.074 mm 含量也增加，当磨矿时间大于 2.5 min 后，磨矿细度基本不变。 磨矿细度对精矿品位的影响 不大。 未经选择性絮凝时，随着磨矿细度增加，矿泥含 量增加，精矿中夹杂微细粒级杂质增多，精矿品位略微 下降。 选择性絮凝条件下，随着磨矿细度增加，微细粒 铁矿絮凝成团有利于强磁选回收，其精矿品位高于未 选择性絮凝的精矿品位，并随着微细粒含量增加，精矿 品位提高得越多。 原矿粒度较粗时，铁矿解离度不够， 选择性絮凝对于微细粒铁矿回收的优势未能体现出 来，所以两者回收率相差不大；随着磨矿细度增加，铁 矿解离度提高，微细粒铁矿含量增加，选择性絮凝条件 下的回收率要明显高于未选择性絮凝条件下的回收 率。 往后随着磨矿细度增加，矿泥产率过大，铁损失率 增大，回收率呈下降趋势。 综合考虑铁品位与回收率， 采用选择性絮凝流程，磨矿时间确定为 2.5 min，此时 磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 90.80％。 3.1.2 强磁选磁场强度试验 强磁选磁场强度直接影响磁选工艺精矿的品位和 回收率。 磨矿细度-0.074 mm 粒级占 90.80％，其他试 验条件不变，进行了强磁选粗选磁场强度条件试验，结 果见图 2。 图 2 结果表明，随着磁场强度增大，强磁选 精矿品位略微下降，而弱磁性矿物逐步被回收，强磁精 38第 3 期罗俊凯等 湖南某石英型赤褐铁矿选矿试验研究 万方数据 矿回收率逐渐升高。 磁场强度达到 1.4 T 后，随着磁 场强度增大，强磁精矿品位和回收率基本没有变化。 确定强磁选粗选磁场强度为 1.4 T。 磁场强度／T 62 60 58 56 54 52 50 50 40 30 20 10 1.01.21.41.61.8 Fe品位／ 回收率／ ■ ■ ■ ■ ■ ● ● ● ● ● 图 2 强磁选粗选磁场强度试验结果 强磁选粗选尾矿铁品位较高，在粗选磁场强度 1.4 T 条件下粗选尾矿铁品位达到 36.53％，回收率达到 53.74％，考虑增加扫选作业。 扫选试验结果表明，强 磁选扫选最佳磁场强度为 1.6 T，此时尾矿中铁品位降 至 32.87％，回收率为 39.96％。 3.2 反浮选试验 国内外铁矿浮选实践经验表明，反浮选对矿石性 质适应性强、选矿效率高。 根据原矿矿石性质，选用阴 离子型捕收剂反浮选，试验流程见图 3。 磁选尾矿 NaOH， 调节pH值 CaO 苛化淀粉 捕收剂 粗 选 精矿中矿尾矿 磨矿 药剂单位g/t -0.074 mm占90.80 1000 600 800 NaOH， 调节pH值 CaO 苛化淀粉 捕收剂 精 选 500 300 400 图 3 反浮选试验流程 3.2.1 磨矿细度对反浮选效果的影响 矿浆 pH＝ 10，选用 CY-55 作捕收剂，按图 3 所示 流程进行了磨矿细度条件试验，结果见图 4。 图 4 结果 表明，随着磨矿细度增加，精矿铁品位略微下降，而回收 率增加较多，说明含铁矿物解离度逐步提高，并实现了 较好地分离。 但-0.074 mm 粒级含量超过 91.84％后，大 量细泥的产生不利于含铁矿物的捕收，使回收率下降。 因此，确定反浮选磨矿细度为-0.074 mm 粒级占90.80％。 -0.074 mm粒级含量／ 60 58 56 54 52 50 90 85 80 75 70 65 60 80828486889092 Fe品位／ 回收率／ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ● ● ● ● ● ● 图 4 磨矿细度对反浮选效果的影响 3.2.2 捕收剂种类及用量试验 磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 90.80％，矿浆 pH＝ 10，按照图 3 所示流程进行了捕收剂种类试验，结果见 表 4。 表 4 结果表明，选用 CY-55 作捕收剂时，精矿铁 品位达到 59.97％，铁回收率达到 85.43％。 综合考虑， 选用 CY-55 作为反浮选的捕收剂。 表 4 捕收剂种类试验结果 捕收剂种类产品名称产率／ ％Fe 品位／ ％回收率／ ％ 精矿58.8752.6469.74 RA-915 中矿5.8620.902.76 尾矿35.2734.6527.50 磁选尾矿100.0044.43100.00 精矿68.5656.1686.21 CM-10 中矿4.8616.731.82 尾矿26.5820.1111.97 磁选尾矿100.0044.66100.00 精矿63.4359.9785.43 CY-55 中矿6.8515.632.40 尾矿29.7218.2212.16 磁选尾矿100.0044.52100.00 按照图 3 所示流程，在矿浆 pH＝ 10 时，进行了粗 选捕收剂用量试验，结果见图 5。 由图 5 可知，随着捕 收剂 CY-55 用量增加，精矿品位升高而回收率下降， 综合考虑，粗选捕收剂 CY-55 用量确定为 800 g／ t，此 时铁精矿品位为 55.60％，回收率为 87.73％。 CY-55用量／g t-1 60 58 56 54 52 50 92 90 88 86 84 5006007008009001000 Fe品位／ 回收率／ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ● ● ● ● ● ● 图 5 粗选捕收剂 CY-55 用量试验结果 48矿 冶 工 程第 38 卷 万方数据 要进一步提高选矿指标，对粗选精矿进行了精选试 验，结果表明，精选捕收剂 CY-55 最佳用量为 400 g／ t， 此时铁精矿品位为 59.97％，回收率为 85.43％。 3.2.3 pH 值对反浮选的影响 选用 CY-55 作反浮选捕收剂，只进行一次粗选， 其他试验条件不变，考察了 pH 值对反浮选指标的影 响，结果如图 6 所示，图 6 结果表明，随着矿浆 pH 值 升高，精矿铁品位先升高后降低，回收率逐步升高，综 合考虑，确定最佳矿浆 pH 值为 10，此时 NaOH 用量为 500 g／ t。 pH值 62 61 60 59 58 90 88 86 84 82 80 9.09.510.010.511.011.5 Fe品位／ 回收率／ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ● ● ● ● ● ● 图 6 pH 值对反浮选效果的影响 3.3 开路流程试验 在条件试验的基础上进行了开路流程试验，试验 流程见图 7，结果见表 5。 由表 5 可知，采用选择性絮 凝-强磁选-反浮选工艺流程，可得到铁品位 56.17％、 原矿 NaOH， pH10 CaO 苛化淀粉 CY-55 反浮选 粗选 精矿中矿尾矿 扫 选 强磁 粗选 磨矿 药剂单位g/t -0.074 mm占90.80 1000 600 800 NaOH， pH10 CaO 苛化淀粉 CY-55 精 选 500 300 400 1.6 T 1.4 T 30 min水玻璃 15 min聚丙烯酰胺 800 100 图 7 开路试验流程 表 5 开路试验结果 产品名称产率／ ％Fe 品位／ ％回收率／ ％ 精矿47.2956.1760.12 中矿29.0247.9031.46 尾矿23.6915.698.41 原矿100.0044.18100.00 铁回收率 60.12％的精矿产品，铁品位 47.90％、回收率 31.46％的中矿产品，以及铁品位 15.69％、回收率 8.41％ 的尾矿产品，获得了较好的选矿指标。 4 结 论 1） 选择性絮凝在以硅酸盐矿物为脉石的微细粒 弱磁性铁矿磁选中具有优势，而且随着矿浆中微细粒 矿物含量增加，这种优势更加明显。 2） 通过工艺参数单因素条件试验，确定最佳磁选 条件为磨矿细度-0.074 mm 粒级占 90.80％，模数为 3 的水玻璃用量 800 g／ t，搅拌 30 min 后添加聚丙烯酰胺 100 g／ t，粗选磁场强度 1.4 T，扫选磁场强度 1.6 T；最 佳浮选条件为温度 25 ℃，粗选 NaOH 用量 500 g／ t、 苛化淀粉用量600 g／ t、氧化钙用量1 000 g／ t、CY-55 用 量 800 g／ t，精选药剂用量减半。 3） 开路试验获得了铁品位 56.17％、铁回收率 60.12％的铁精矿，铁品位 47.90％、铁回收率 31.46％的 中矿，以及铁品位 15.69％、铁回收率 8.41％的尾矿。 参考文献 ［1] 崔立伟，夏浩东，王 聪，等. 中国铁矿资源现状与铁矿实物地质 资料筛选［J]. 地质与勘探， 2012，48（5）894-905. ［2] 沈建民，童国光. 选矿手册［M]. 北京冶金工业出版社， 1990. ［3] 鲁 军，陈庆根，孔晓薇，等. 微细粒弱磁性铁矿选矿研究现状［J]. 国外金属矿选矿， 2006（7）13-16. ［4] 伍喜庆，戴 川，戴 亮. 细粒弱磁性铁矿物自磁化-疏水絮凝-磁 选研究［J]. 矿冶工程， 2015，35（1）39-43. ［5] S宋，林 森，肖力子. 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