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某铁尾矿再回收铁矿物试验研究 ① 袁致涛1, 马玉新1, 李庚辉2, 李丽匣1, 阎 赞1 (1.东北大学 资源与土木工程学院, 辽宁 沈阳 110000; 2.本溪钢铁(集团)有限责任公司 南芬选矿厂, 辽宁 南芬 117000) 摘 要 对某 TFe 品位为 18.57%的铁尾矿进行了再回收试验研究。 通过预富集、弱磁选可获得铁品位 66.09%、回收率 26.08%的弱 磁选精矿;对弱磁选尾矿进行强磁选⁃阴离子反浮选可获得铁品位 54.29%、回收率 37.29%的反浮选精矿。 对反浮选产品进行分析 可知,铁闪石无选择性分配是造成反浮选作业选别效率低的主要原因。 关键词 铁尾矿; 预富集; 弱磁选; 强磁选; 阴离子反浮选 中图分类号 TD981文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2016.04.010 文章编号 0253-6099(2016)04-0037-04 Experimental Study on Reclaiming Iron Minerals from Iron Tailings YUAN Zhi⁃tao1, MA Yu⁃xin1, LI Geng⁃hui2, LI Li⁃xia1, YAN Zan1 (1.College of Resources and Civil Engineering, Northeastern University, Shenyang 110000, Liaoning, China; 2.Nanfen Concentrator, Benxi Iron & Steel (Group) Co Ltd, Nanfen 117000, Liaoning, China) Abstract Tests were carried out to beneficiate the red iron ore tailings with a TFe grade of 18.57%. With the process of pre⁃concentration and low intensity magnetic separation (LIMS), an iron concentrate grading 66.09% TFe at recovery of 26.08% was obtained. Whereafter, the process of high intensity magnetic separation (HIMS) and anionic reverse flotation were employed to treat the LIMS tailings, resulting in the concentrate grading 54.29% TFe with recovery of 37.29%. According to the investigation on reverse flotation products, the poor separation efficiency of reverse flotation may be attributed to the non⁃selective distribution of grunerite. Key words iron tailings; pre⁃concentration; low intensity magnetic separation; high intensity magnetic separation; anionic reverse floatation 我国铁矿石资源的特点是储量大、矿石类型多,但 是贫矿多、富矿少、组分复杂、质量不高,因此在选别过 程中会产生大量尾矿[1-3]。 我国铁尾矿堆存量大而综 合利用率低,不仅占用大量土地,造成资源浪费,甚至 会污染环境[4]。 铁尾矿虽然是经过选别而剩下的废 弃物,但部分铁尾矿中仍含有大量有用成分,过去由于 选矿等科技水平的限制,不能充分回收利用,但是随着 科学技术的不断发展和自然资源的紧缺,铁尾矿作为 二次资源越来越受到人们重视[5-7]。 辽宁某选厂处理鞍山式磁铁矿石和鞍山式赤铁矿 石,其磁铁矿选别流程为单一磁选流程,赤铁矿分选流 程为弱磁⁃强磁⁃阴离子反浮选。 近年来,随着开采量 的增加,矿石性质发生了变化,排出的尾矿铁品位较 高,金属铁大量流失。 因此,以选矿厂磁铁矿处理车间 和赤铁矿分选车间的总尾矿为研究对象,在尾矿特性研 究基础上,进行预富集⁃弱磁选⁃强磁选⁃阴离子反浮选试 验研究,为该尾矿中铁的回收提供适宜的再选方案。 1 试验原料 某选铁尾矿主要化学成分组成、铁化学物相分析 结果分别如表 1~2 所示。 表 1 铁尾矿主要化学成分(质量分数) / % TFeSiO2CaOAl2O3MgOP2O5SO3K2O 18.5761.601.751.423.110.061.600.32 由表 1 可知,该铁尾矿 TFe 品位为 18.57%,SiO2 含量较高,为 61.60%。 其它成分如 CaO、Al2O3、MgO ①收稿日期 2016-02-28 基金项目 陕西省尾矿资源综合利用重点实验室开放基金(2014SKY⁃WK011) 作者简介 袁致涛(1971-),男,湖北大冶人,博士,教授,主要研究方向为磁电选矿技术与理论。 第 36 卷第 4 期 2016 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.36 №4 August 2016 含量均较低。 表 2 铁尾矿铁化学物相分析结果 铁物相含量/ %铁占有率/ % 赤(褐)铁矿中铁7.9242.49 磁铁矿中铁5.5029.51 碳酸铁中铁1.9410.41 硫化铁中铁1.387.40 硅酸铁中铁1.9010.19 全铁18.64100.00 由表 2 可以看出,该尾矿中铁元素主要以赤(褐) 铁矿和磁铁矿形式存在,碳酸铁中铁含量为 1.94%,硫 化铁中铁含量较低,硅酸铁中铁含量为 1.90%。 尾矿 经强磁富集后,碳酸铁、硅酸铁的存在会对浮选产生不 利影响。 另外,XRD 分析结果表明,该尾矿中主要脉 石矿物为石英和铁闪石。 该尾矿粒度组成分析及金属分布率情况见表 3。 表 3 铁尾矿粒度组成及各粒级金属分布率 粒级/ mm产率/ %TFe 品位/ %金属分布率/ % +0.188 34.2815.1629.16 -0.188+0.10010.24 21.0312.08 -0.100+0.07419.86 22.0724.60 -0.074+0.04512.94 20.0814.58 -0.045+0.0386.22 16.555.78 -0.038 16.4614.9413.80 合计100.0017.82100.00 由表 3 可知,该铁尾矿粒度组成较粗,+0.074 mm 粒级含量与金属分布率分别为 64.38%和 65.84%。 除 +0.188 mm 粒级和-0.045 mm 粒级外,各粒级全铁品 位均在 20%左右,相差不大,不能预先抛去某个粒级。 因此,要保证该尾矿中铁矿物得到充分回收和最终精 矿品位,必须经过磨矿后再选。 该铁尾矿的铁矿物及脉石单体解离度分析结果表 明,铁矿物与脉石矿物单体解离度均较低,铁矿物单体 解离度为 53.66%,脉石矿物单体解离度为 56.56%。 随着铁尾矿粒度逐渐变细,铁矿物与脉石矿物单体解 离度逐渐提高。 -0.038 mm 粒级铁矿物与脉石矿物单 体解离度最高,分别为 78.99%和 82.82%。 因此必须 通过磨矿来提高矿物单体解离度。 2 试验方案 根据铁尾矿矿物组成与粒度组成特性,拟先对该 铁尾矿进行预富集试验,通过预富集既可以提高后续 入选品位、有效排出部分尾矿,又可以减少后续磨矿 量、降低能耗。 预富集精矿通过弱磁选回收磁铁矿,弱 磁选尾矿主要为赤铁矿,通过强磁⁃阴离子反浮选回收 赤铁矿。 对反浮选产品进行 XRD 和扫描电镜分析,找 出影响浮选产品品位的主要原因。 由该尾矿的化学物相分析结果可得,该尾矿中强 磁性铁含量为 5.50%,赤(褐)铁矿中铁含量为 7.92%。 由于强磁性铁含量不高,并且尾矿中同时含有磁铁矿 和赤(褐)铁矿,因此采用实验室 SLon-500 型立环脉 动高梯度强磁选机对该尾矿进行铁矿物预富集试验。 该设备的背景磁感应强度可调,磁介质为 1.5 mm 介质 棒,冷却水压为 0.15 MPa,转环转速 2 r/ min,脉动冲次 200 次/ min,给矿流量 3 L/ min,预富集条件试验每次 给矿量为 3 kg。 弱磁选试验在 RK/ CRSΦ400300 筒式磁选机中 进行,每次试验给矿量为 3 kg,给矿流量为 3 L/ min。 浮选试验在 XFDⅢ-0.75L 浮选机中进行,采用油 酸钠为捕收剂、淀粉为抑制剂、CaO 为活化剂、NaOH 为 pH 调整剂。 每次给矿量为 200 g,依次加入 pH 调 整剂、抑制剂、活化剂、捕收剂,每次加药调浆时间为 3 min,浮选时间 6 min。 3 试验结果及讨论 3.1 预富集试验 不同背景磁感应强度条件下的预富集试验结果如 图 1 所示。 2*-A8,T 30 28 26 24 22 20 100 95 90 85 80 75 70 0.20.30.40.50.6 32 pH10.0 , CaO A33 -0.045 mmC50 0.5 T 0.5 T 79.58 kA/m pH10.0 A3 23 2 3 0.60;3.91 100.00;100.00 3 Cu8 ; S8 Cu/;5 ; S/;5 5 100.00 0.23;3.44 37.81;86.56 98.39 5.45;36.86 98.84;103.03 10.92 7.74;36.32 161.03;116.48 12.53 0.62;8.08 117.70;236.62 114.33 0.11;5.05 18.86;133.58 103.41 0.14;6.93 24.87;195.15 109.99 0.095;4.99 16.33;132.63 103.64 0.11;5.91 19.93;162.94 107.73 0.083;3.92 13.92;101.37 101.15 23.26;32.63 62.19;13.45 1.61 4.48;35.66 71.34;87.55 9.59 18.37;38.45 89.69;28.94 2.94 0.81;38.46 8.54;62.52 6.35 0.55;36.55 6.01;61.57 6.58 0.53;28.95 3.60;30.31 4.09 0.064;2.86 10.32;71.06 97.06 图 3 闭路试验数质量流程 表 9 工业应用结果 条件产品名称铜品位/ %铜回收率/ % 铜精矿19.4286.82 应用前选铜尾矿0.05113.18 原矿0.38100.00 铜精矿19.8287.83 应用后选铜尾矿0.04912.17 原矿0.40100.00 4 结 论 1) 实验室研究结果表明1 500 g/ t 石灰+100 g/ t HMX⁃2 抑制方案,可获得铜精矿铜品位为 18.37%、回 收率 89.86%,指标优于单一石灰抑制剂指标,铜精矿 铜品位提高了 2.72 个百分点,回收率提高了 0.88 个百 分点。 2) 工业应用结果表明使用该新型抑制后,选厂 铜精矿品位为 19.82%,回收率为 87.83%,尾矿品位为 0.049%,选厂铜精矿品位提高 0.4 个百分点,回收率提 高 1.01 个百分点。 3) 新型抑制剂 HXM⁃2 作为铜硫分离的辅助抑制 剂,能减少石灰用量,使得矿浆泡沫层稳定,操作便利, “跑槽”现象消失,浮选指标得到了有效改善。 参考文献 [1] 程建国,廖 乾,周 韫,等. 铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工 艺研究[J]. 矿冶工程, 2014(6)33-37. 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