镜铁矿粉矿磁化焙烧-磁选试验研究.pdf
镜铁矿粉矿磁化焙烧⁃磁选试验研究 ① 马 浩1, 陈铁军1,2, 黄献宝1,苏 涛1, 屈万刚1 (1.武汉科技大学 资源与环境工程学院,湖北 武汉 430081; 2.冶金矿产资源高效利用与造块湖北省重点实验室,湖北 武汉 430081) 摘 要 以甘肃地区镜铁矿粉矿为原料,采用磁化焙烧⁃弱磁选工艺,研究了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿细度、磁场强度 等对磁选效果的影响。 结果表明,在煤粉用量 2%、焙烧温度 800 ℃、焙烧时间 60 min 条件下焙烧,再在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 85.36%、磁场强度 92.16 kA/ m 条件下磁选,可得到品位为 54.95%、回收率为 88.92%的弱磁选精矿。 关键词 镜铁矿; 磁化焙烧; 弱磁选; 铁精矿 中图分类号 TD925文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2015.05.011 文章编号 0253-6099(2015)05-0039-03 Experimental Study on Magnetizing Roasting⁃Magnetic Separation of Fine Specularite MA Hao1, CHEN Tie⁃jun1,2, HUANG Xian⁃bao1, SU Tao1, QU Wan⁃gang1 (1.College of Resource and Environment Engineering, Wuhan University of Science and Technology, Wuhan 430081, Hubei, China; 2.Hubei Key Laboratory for Efficient Utilization and Agglomeration of Metallurgic Mineral Resources, Wuhan 430081, Hubei, China) Abstract A flowsheet of magnetizing roasting⁃low intensity magnetic separation (LIMS) was adopted to treat a fine specularite ore from Gansu, and the influence of processing parameters including roasting temperature, roasting time, coal dosage, grinding fineness and magnetic field intensity on separation efficiency was investigated. The results show that with coal powder dosage of 2% and roasting process at 800 ℃ for 60 min, with grinding fineness of -0.074 mm 85.36% and beneficiation at a magnetic field intensity of 92.16 kA/ m, a LIMS iron concentrate with iron grade and recovery of 54.95% and 88.92%, respectively, can be prepared. Key words specularite; magnetizing roasting; low intensity magnetic separation; iron concentrate 随着酒钢生产规模不断扩大和钢铁行业整体下 滑,加速开采利用周边低品位难选镜铁矿资源是酒钢 目前唯一的选择。 目前该地区已探明的镜铁矿资源达 5.54 亿吨,属国内最大的镜铁矿产区[1-2]。 由于该矿 矿石品位低、矿物组成复杂、嵌布粒度较细,选别指标 一直难以提高,是国内有名的难选红铁矿之一[3-4]。 研究 表 明, 该 矿 通 过 强 磁 选 工 艺 仅 能 得 到 品 位 48.64%、回收率 72.95%的铁精矿[5],而磁化焙烧是目 前处理难选红铁矿较典型的方法[6-12]。 因此本文考虑 采用磁化焙烧工艺,寻求一种提高该镜铁矿磁选精矿 品位的方法。 1 试验原料及试验方法 1.1 试验原料 矿样粒度 0~1 mm,主要化学成分见表 1。 由表 1 可以看出该矿物镜铁矿铁品位仅为 28.93%,铁矿物 主要是赤铁矿,其次是菱铁矿;脉石矿物有石英、重晶 石、白云母、白云石。 表 1 原矿化学成分分析结果(质量分数) / % TFeFeOSiO2Al2O3CaOMgOMnOSP 28.935.9727.214.171.752.540.870.320.03 原矿铁物相分析结果见表 2。 由表 2 可知原矿 中的铁主要以赤褐铁矿存在,其次是碳酸铁,少量硅酸 铁、磁性铁、硫化铁。 试验采用哈密烟煤作还原剂,其工业分析结果如 表 3 所示。 由表 3 可知,该煤粉的挥发分含量较高,有 利于还原反应的进行,而灰分和硫含量相对较低,是一 种较为理想的还原剂。 ①收稿日期 2015-04-12 作者简介 马 浩(1989-),男,湖北孝感人,硕士研究生,研究方向为铁矿综合回收利用。 第 35 卷第 5 期 2015 年 10 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.35 №5 October 2015 表 2 矿石中铁物相分析结果 物相Fe 含量/ %Fe 分布率/ % 赤褐铁矿21.1473.07 碳酸铁5.2218.04 硅酸铁1.715.91 磁性铁0.521.80 硫化铁0.341.18 合计28.93100.00 表 3 煤工业分析结果/ % 水分灰分挥发分固定 C硫 9.8110.0537.6452.500.08 1.2 试验方法 首先将煤粉与粉矿混匀,装入 Φ50 mm 120 mm 带盖铁罐中,待马弗炉升温至预设温度后,将铁罐置入 马弗炉中按预设时间焙烧,焙烧矿直接排入水中淬冷, 水冷焙烧矿磨细,经磁选管选别,得到铁精矿。 2 试验结果与分析 2.1 焙烧温度的影响 固定焙烧时间 60 min,还原剂用量 2%,磨矿细度 为-0.074 mm 粒级占 85%,磁场强度 92.16 kA/ m,考 察焙烧温度对 Fe 品位和回收率的影响,结果见图 1。 焙烧温度/℃ 回收率/ 品位/ 回 回 回 回 回 回 A A A A A A 96 92 88 84 80 76 60 58 56 54 52 50 650700750800850900 图 1 焙烧温度对 Fe 品位和回收率的影响 从图 1 可知,随着焙烧温度升高,铁精矿品位变化 并不明显,但铁精矿回收率变化显著,焙烧温度从 650 ℃升高至 800 ℃,铁精矿回收率从 77.27%升高至 90.32%,之后铁精矿回收率趋于平缓下降。 因此,焙 烧温度不宜过高,以 800 ℃为宜。 2.2 焙烧时间的影响 固定焙烧温度 800 ℃,还原剂用量 2%,磨矿细度 为-0.074 mm 粒级占 85%,磁场强度 92.16 kA/ m,考 察焙烧时间对 Fe 品位和回收率的影响,结果见图 2。 从图 2 可见,随着焙烧时间延长,铁精矿品位呈缓慢下 降趋势,而铁精矿回收率在短时间内上升趋势较为显 著,焙烧时间从 15 min 延长至 60 min,铁精矿回收率 从 48.26%升高至 90.20%。 综合考虑,焙烧时间选取 60 min。 焙烧时间/min 回收率/ 品位/ 回 回 回 回 回 回 A A A A A A 100 80 60 40 60 58 56 54 52 50 153045607590 图 2 焙烧时间对 Fe 品位和回收率的影响 2.3 煤粉用量的影响 固定焙烧温度 800 ℃,焙烧时间 60 min,磨矿细度 为-0.074 mm 粒级占 85%,磁场强度 92.16 kA/ m,考 察煤粉用量对 Fe 品位和回收率的影响,结果见图 3。 从图 3 可知,随着煤粉用量增加,铁精矿品位变化不明 显,而铁精矿回收率先显著上升后缓慢下降。 当煤粉 用量从 0.5%增加至 2.0%,铁精矿回收率从 86.03%增 加至 90.84%。 因此选取煤粉用量 2%较为合适。 配煤量/ 回收率/ 品位/ 回 回 回 回 回 回 A A A A A A 92 90 88 86 84 60 58 56 54 52 50 0.51.01.52.02.53.0 图 3 煤粉用量对 Fe 品位和回收率的影响 2.4 磨矿细度的影响 固定焙烧温度 800 ℃,焙烧时间 60 min,煤粉用 量 2%,磁场强度 92.16 kA/ m,考察磨矿细度对 Fe 品 位和回收率的影响,结果见图 4。 从图 4 可知,随着磨 矿细度增加,铁精矿品位呈现上升趋势,磨矿细度从 -0.074 mm 粒级占 78.21%增加至 92.35%,铁精矿品 位从 50.28%上升至 56.33%,这是因为磨矿细度增加 促进了含铁矿物与脉石矿物单体解离。 而铁精矿回收 率明显下降,从 91.64%降低至 86.41%。 因此选择磨 矿细度为-0.074 mm 粒级占 85.36%为宜。 04矿 冶 工 程第 35 卷 -0.074 mm粒级含量/ 回收率/ 品位/ 回 回 回 回 回 A A A A A 92 90 88 86 60 58 56 54 52 50 7781858993 图 4 磨矿细度对 Fe 品位和回收率的影响 2.5 磁场强度的影响 固定焙烧温度 800 ℃,焙烧时间 60 min,煤粉用量 2%,磨矿细度-0.074 mm 粒级占 85%,考察磁场强度 对 Fe 品位和回收率的影响,结果见图 5。 从图 5 可 知,随着磁场强度增加,铁精矿品位呈下降趋势,磁选 磁场强度从 60.85 kA/ m 增大至 92.16 kA/ m,铁精矿 品位从 55.22%降低至 54.81%,但回收率明显增加,从 58.16%提高至90.84%。 之后继续增大磁选磁场强度, 铁精矿品位继续下降,这可能是因为提高磁场强度增 大了机械夹杂,而铁精矿回收率却趋于稳定。 因此磁 场强度不宜过高,以 92.16 kA/ m 为宜。 回收率/ 品位/ 回 回 回 回 回 A A A A A 95 85 75 65 55 60 58 56 54 52 50 52.567.582.597.5112.5127.5 磁场强度/kA m-1 图 5 磁场强度对 Fe 品位和回收率的影响 2.6 流程试验 在条件试验基础上,确定焙烧条件为煤粉用量 2%、焙烧温度 800 ℃、焙烧时间 60 min,对焙烧样进行 选矿流程试验。 为提高磁选精矿品位,采用一粗一精 两段磨矿开路试验,试验流程见图 6,结果见表 4。 由 表 4 可知,焙烧矿经一段磨矿一段磁选后精矿品位可 达 54.95%,回收率 88.92%,而经过再次磨矿磁选后, 精矿品位为 55.28%,无明显提高,回收率则出现大幅 降低,仅为 68.73%,说明由于微细粒铁质浸染脉石的 影响[13],磁选时继续降低磨矿细度、减小磁场强度对 提高精矿品位无明显改善。 因此最终磁选流程采用一 段磨矿一段磁选较为合适,此时精矿品位可达 54.95%, 回收率 88.92%。 焙烧矿 粉矿还原剂 磨矿-0.074 mm占85.36 磁 选 精矿尾矿 磨矿-0.074 mm占100.00 磁 选 水淬 焙烧 92.16 kA / m 60.85 kA / m 800 ℃ , 60 min 图 6 试验流程 表 4 流程试验结果 产品产率/ %品位/ %回收率/ % 粗精矿50.4754.9588.92 精矿38.7855.2868.73 焙烧矿100.0031.19100.00 3 结 论 1) 试验矿样中的铁主要以赤褐铁矿(镜铁矿)存 在,其次是菱铁矿,少量硅酸铁、磁性铁、硫化铁;脉石 矿物主要为石英,少量重晶石、白云母、白云石。 2) 镜铁山镜铁矿 0~1 mm 粒级粉矿采用磁化焙 烧⁃弱磁选工艺,在煤粉用量 2%、焙烧温度 800 ℃、焙 烧时间 60 min 条件下焙烧,采用一段磨矿一段磁选流 程,在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 85.36%、磁场强度 92.16 kA/ m 下磁选,可得到品位为 54.95%、回收率为 88.92%的弱磁选精矿。 该镜铁矿粉矿采用磁化焙烧 工艺可实现提高精矿品位的目的。 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. 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(下转第 45 页) 14第 5 期马 浩等 镜铁矿粉矿磁化焙烧⁃磁选试验研究 图 7 油酸在黄铁矿(110)面吸附模型 为了对比油酸在钼酸钙、氟磷灰石、黄铁矿晶体表 面吸附稳定性,对油酸吸附矿物的吸附能进行计算。 体系吸附能计算式为ΔE = Etotal -E surface -E reagent,其中 Etotal为体系总能量,Esurface为晶体表面能,Ereagent为药剂 能量。 油酸在3 种矿物晶体表面吸附能计算结果见表5。 表 5 油酸在晶体表面的吸附能 名称 吸附能/ (kJmol -1 ) EtotalEsurfaceEreagentΔE 钼酸钙1 740 220.851 740 261.3877.58-118.11 氟磷灰石5 793 849.215 793 870.4487.50-108.73 黄铁矿289 044.61288 999.0253.72-8.12 由表 5 可知,油酸在钼酸钙表面吸附能小于氟磷 灰石和黄铁矿。 药剂在矿物表面产生吸附时,产生的 吸附能越小作用效果越强,吸附也就越稳定。 由此说 明油酸在钼酸钙表面的吸附更容易一些,对钼酸钙的 作用较强,捕收作用也较强。 这个结果与实际矿石浮 选结果相符。 4 结 论 1) 黑色岩系镍钼矿浮选尾矿含钼矿物有钼酸钙、 氟磷灰石、黄铁矿,对其进行再选以提高钼、镍回收率, 捕收剂 CSU⁃Y 能很好地分离钼酸钙与氟磷灰石、黄 铁矿。 2) CSU⁃Y与黄药对比闭路浮选试验结果表明, CSU⁃Y 的浮选效果优于黄药,能进一步回收钼、镍资 源,提高资源综合回收利用率。 3) 由油酸在钼酸钙(111)面、氟磷灰石(010)面 和黄铁矿(110)面吸附动力学模拟可知,油酸在钼酸 钙(111)面吸附较强,可以达到钼酸钙与脉石矿物浮 选分离的目的,即捕收剂 CSU⁃Y 可以浮选分离钼酸钙 和脉石矿物。 参考文献 [1] HOU Xiao⁃chuan, XIAO Lian⁃sheng, GAO Cong⁃jie, et al. Kinetics of leaching selenium from Ni⁃Mo ore smelter dust using sodium chlo⁃ rate in a mixture of hydrochloric and sulfuric acids[J]. 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