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湖北某高硫铁矿选别试验研究 ① 李建华, 孙小俊 (大冶有色金属集团控股有限公司,湖北 黄石 435005) 摘 要 系统研究了某高硫铁矿降低铁精矿中硫含量的选别工艺。 根据降硫工艺的先后顺序,采用先磁选再降硫和先降硫再磁选 两种工艺流程。 先磁选后降硫工艺,采用再磨磁选和浮选两种方法降硫,再磨磁选降硫工艺得到铁精矿品位 67.08%(含硫 0 14%),回收率 91.91%;浮选降硫工艺得到铁精矿品位 64.90%(含硫 0.13%),回收率 91.90%。 先降硫后磁选工艺得到铁精矿品 位 63.19%(含硫 0.13%),回收率 88.43%。 推荐先磁选后降硫工艺。 关键词 高硫铁矿; 铁精矿; 磁选; 浮选; 降硫 中图分类号 TD951.1文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2015.01.016 文章编号 0253-6099(2015)01-0057-04 Mineral Processing Test for High⁃Sulfur Iron Ore from Hubei Province LI Jian⁃hua, SUN Xiao⁃jun (Daye Nonferrous Metals Group Shareholding Co Ltd, Huangshi 435005, Hubei, China) Abstract Beneficiation technology of a high⁃sulfur iron ore has been systematically studied in order to reduce the sulfur content in iron concentrates. Two flowsheets, magnetic separation⁃sulfur reduction (MS⁃SR) and sulfur reduction⁃ magnetic separation (SR⁃MS), were adopted. Regrinding⁃magnetic separation and flotation process were introduced respectively in MS⁃SR flowsheet for sulfur reduction. The TFe grade and recovery for iron concentrate obtained by regrinding⁃magnetic separation were 67.08% (with sulfur content of 0.14%) and 91.91%, respectively, while the corresponding indicators for concentrate obtained by flotation were 64.90% (with sulfur content of 0.13%) and 91.90%. For SR⁃MS flowsheet, the iron grade and recovery of iron concentrate were 63.19% (with sulfur content of 0.13%) and 88.43%, respectively. MS⁃SR approach is recommended for its superior performance. Key words high⁃sulfur iron ore; iron concentrate; magnetic separation; flotation; sulfur reduction 随着我国矿产资源的不断开发利用,可供利用的 富矿资源已经很少,铁矿资源日益趋于贫、细、杂[1-3]。 高硫铁矿的分选大多较难,采用常规的选矿工艺处理, 一般很难得到合格的铁精矿。 湖北某铁矿山为高硫铁矿山,按常规选矿方法所 得铁精矿中的硫含量超过铁精矿产品质量标准。 为得 到合格的铁精矿产品,并充分回收该矿伴生的硫,需对 该高硫铁矿进行详细的选别试验研究。 1 矿石性质 为查明矿石性质,对矿样进行了化学多元素分析 及铁物相分析,结果分别如表 1 和表 2 所示。 由表 1 可知,矿石中主要成分是 Fe,其次为 CaO、MgO、SiO2、 Al2O3等,S 含量较高,达 2.79%,Cu、Pb、Zn 等有色金 属以及有害元素 P 等含量甚低。 由表 2 可知,矿石中 的铁矿物主要是磁铁矿,少量黄铁矿和赤铁矿,碳酸铁 和硅酸铁等其它铁矿物含量较低。 黄铁矿亦称硫铁 矿,主要用于生产硫酸,是重要的化工原料。 表 1 原矿化学多元素分析结果(质量分数) / % TFeSCuPPbZnAs 39.342.790.0600.0700.00450.00760.0022 AuAgCaOMgOAl2O3SiO2 0.051.0014.444.321.7911.82 表 2 铁物相分析结果 相别含量/ %分布率/ % 碳酸铁0.701.75 氧化铁1.804.50 硫化铁1.704.25 磁性铁35.8089.40 硅酸铁0.040.10 全铁40.04100.00 ①收稿日期 2014-08-28 作者简介 李建华(1984-),男,湖南郴州人,硕士,工程师,主要从事选矿技术工作。 第 35 卷第 1 期 2015 年 02 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.35 №1 February 2015 试验研究的主要目的矿物为磁铁矿(铁精矿),副 产品为硫铁矿(硫精矿)。 2 试验研究及结果 该铁矿硫含量较高,为了得到合格的铁精矿产品, 必须采取进一步的降硫工艺。 对于含有硫化物的磁铁 矿石,选矿方案一般有两种一是先磁选出铁矿物,然 后脱除磁选精矿中硫化物,二是先浮选出硫化物,然后 从浮选尾矿中磁选出铁矿物[4-8]。 分别按照上述两种 方法进行了选矿对比试验研究。 首先进行了磨矿细度和磁场强度试验,确定适宜 的磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 63.4%,磁场强度为 0.12 T。 2.1 先磁选后降硫工艺 2.1.1 铁粗精矿再磨磁选降硫 提高磨矿细度,强化 单体解离,减少磁铁矿与硫铁矿的连生体,可以降低铁 精矿中的硫含量,因此采用铁精矿再磨磁选降硫工艺, 试验流程见图 1,试验结果见表 3。 图 1 铁精矿再磨磁选试验流程 表 3 铁精矿再磨磁选试验结果 -0.074 mm 粒级含量/ % 产物 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % SFeSFe 精矿55.740.4266.548.2791.64 81.1 尾矿 13.249.9516.6711.401.34 尾矿 241.025.526.9280.337.02 原矿100.002.8240.46100.00100.00 精矿55.440.1467.082.7691.91 87.0 尾矿 13.5413.4312.1916.911.07 尾矿 241.025.526.9280.337.02 原矿100.002.8240.46100.00100.00 精矿54.850.1367.282.5491.20 92.6 尾矿 14.1311.6417.4317.131.78 尾矿 241.025.526.9280.337.02 原矿100.002.8240.46100.00100.00 试验结果表明在试验范围内,提高再磨细度,铁精 矿硫含量下降,铁品位提高;再磨细度-0.074 mm 粒级 含量由 87.0%提高至 92.6%时,铁精矿中硫含量变化幅 度较小,确定再磨细度为-0.074 mm 粒级占 87.0%。 此 时铁品位 67.08%,硫品位 0.14%,铁回收率 91.91%。 2.1.2 铁粗精矿浮选降硫 硫铁矿的可浮性较好,能 被黄药、黑药、硫氮类等多种浮选药剂捕收[9-13]。 浮选 是回收硫铁矿的常用方法,尝试采用浮选法降低铁粗 精矿中的硫,试验流程见图 2,试验结果见表 4。 图 2 铁精矿浮选降硫试验流程 表 4 铁精矿浮选降硫试验结果 产物 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % SFeSFe 硫精矿1.6833.1925.8917.351.08 铁精矿57.300.1364.902.3291.90 尾矿41.025.526.9280.337.02 原矿100.002.8240.46100.00100.00 试验结果表明以碳酸钠为调整剂,丁基黄药为捕 收剂,2#油为起泡剂,采用一粗二扫浮选工艺流程,最 终得到铁品位 64.90%、硫含量 0.13%、回收率 91.90% 的选别指标。 2.1.3 硫的综合回收 磁选尾矿中硫含量较高,可以 予以综合回收。 由于硫密度约为 4 500 kg/ m3,与脉石 密度差较大,可以采用重选回收。 本试验采用摇床回 收硫,结果见表 5。 表 5 硫综合回收试验结果 产物 名称 作业产率 / % 总产率 / % 硫品位 / % 硫作业回收率 / % 总硫回收率 / % 精矿9.023.7036.8860.2748.41 尾矿90.984.022.4139.7331.92 原矿100.0041.025.52100.0080.33 试验结果表明磁选尾矿经摇床重选可得到硫品 位 36.88%、硫回收率 48.41%的选别指标。 2.2 先降硫后磁选工艺 由于硫铁矿的可浮性较好,可以采用浮选先回收 85矿 冶 工 程第 35 卷 硫铁矿(硫精矿),然后再采用磁选回收铁精矿。 硫铁 矿浮选常以碳酸钠为调整剂,丁基黄药为捕收剂,2#油 为起泡剂,试验流程见图 3,结果见表 6。 图 3 浮选降硫闭路试验流程 表 6 浮选降硫闭路试验结果 产物 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % SFeSFe 硫精矿5.1946.0645.2486.015.94 铁精矿57.670.1363.192.7088.43 尾矿37.140.856.2511.295.63 原矿100.002.7839.56100.00100.00 试验结果表明采用先浮选降硫后磁选工艺可得 到产率 57.67%、铁品位 63.19%、硫含量 0.13%、铁回 收率 88.43%的选别指标,同时回收硫品位 46.06%、回 收率 86.01%的硫精矿。 2.3 方案对比 各降硫方案指标对比见表 7。 表 7 各方案指标及优缺点 方案 品位/ %回收率/ % 铁精矿硫精矿铁精矿硫精矿 先磁选 后降硫 再磨磁选降硫 67.08 (含硫 0.14) 36.8891.9148.41 浮选降硫 64.90 (含硫 0.13) 35.7391.9065.76 先降硫后磁选 63.19 (含硫 0.13) 46.0688.4386.01 结果表明先磁选后降硫工艺的铁选别指标优于 先降硫后磁选工艺,由于硫精矿价格较低,先磁选后降 硫工艺的经济效益优于先降硫后磁选工艺。 综合考虑 生产时矿石性质有所波动、铁粗精矿再磨能耗太高等 因素,推荐如图 4 所示的工艺流程。 图 4 推荐选矿工艺流程 3 结 论 1) 湖北某高硫铁矿石主要成分是铁,硫含量亦较 高,为了得到合格的铁精矿产品,必须降硫。 根据降硫 工艺的先后顺序,采用先磁选后降硫和先降硫后磁选 两种原则工艺流程。 2) 先磁选后降硫工艺,在磨矿细度-0.074 mm 粒 级占 63.4%,磁场强度 0.12 T 条件下,经一次粗选得到 产率 58.98%、Fe 品位 63.79%、回收率 92.98%的铁粗 精矿(含硫 0.94%)。 该铁粗精矿采用再磨磁选和浮 选两种方法降硫。 再磨磁选可得到产率 55.44%、Fe 品位 67 08%(含硫 0.14%)、回收率 91.91%的铁精矿; 浮选降硫可得到产率 57.30%、Fe 品位 64.90%(含硫 0 13%)、回收率 91.90%的铁精矿及产率 1.68%、S 品 位 33.19%、回收率 17.35%的硫精矿。 经一次粗选得 到的磁选尾矿采用摇床重选回收硫,可得到产率 3 70%、S 品位 36.88%,回收率 48.41%的硫精矿。 3) 先降硫后磁选工艺,在磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 63.4%条件下,以碳酸钠为调整剂,丁基黄药为 捕收剂,2#油为起泡剂,经一粗二扫二精,得到产率 5 19%、S 品位46.06%、回收率86.01%的硫精矿;浮选尾 矿经磁选(磁场强度为 0.12 T),得到产率为 57.67%、 Fe 品位 63.19%(含硫 0.13%)、回收率 88.43%的铁 精矿。 4) 经对比分析,推荐采用先磁选后降硫的工艺 流程。 95第 1 期李建华等 湖北某高硫铁矿选别试验研究 参考文献 [1] 王运敏,田嘉印,王化军,等. 中国黑色金属矿选矿实践[M]. 北 京科学出版社,2008. 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