永州某高泥细粒贫赤铁矿选矿工艺研究.pdf

第3 3 卷第6 期 2 0 1 3 年1 2 月 矿冶工程 M I N I N GA N DM 咂T A L L U R G I C A LE N G I N E E R I N G V 0 1 ．3 3 №6 D e c e m b e r2 0 1 3 永州某高泥细粒贫赤铁矿选矿工艺研究① 刘有才1 ，林清泉1 ，符剑刚1 ，李丽峰1 ，朱忠泗1 ，陈凯达1 ，李志辉1 2 1 ．中南大学化学化工学院，湖南长沙4 1 0 0 8 3 ；2 ．长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南长沙4 1 0 0 1 2 摘要针对永州某地高泥细粒的贫赤铁矿采用选择性絮凝脱泥．强磁抛尾一阳离子反浮选组合新技术进行了选矿工艺研究。试验 结果表明，原矿经聚丙烯酰胺絮凝脱泥，磁场强度9 6 0k A ／m 下强磁选别，得到含铁5 5 ％、回收率为8 5 ％的磁铁精矿；后经G E ．6 0 9 A 阳离子反浮选，获得了品位为5 9 ．8 ％、回收率为9 4 ．2 ％的铁精矿。 关键词细粒赤铁矿；絮凝脱泥；强磁选；阳离子反浮选 中图分类号T D 9 5 1文献标识码A d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．0 2 5 3 6 0 9 9 ．2 0 1 3 ．0 6 ．0 1 2 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 3 0 6 0 0 4 2 0 4 B e n e f i c i a t i o no fL o w - g r a d eH i g h l y - m u d d e dF i n eH e m a t i t eO r e f r o mY o n g z h o u L I UY o u - c a i l ，L I NQ i n g q u a n l ，F UJ i a n ．g a n 9 1 ，L IL i ．f e n 9 1 ，Z H UZ h o n g s i l ，C H E NK a i ．d a l ，L IZ h i ．h u i l ，2 1 ．C o l l e g eo fC h e m i s t r y C h e m i c a lE n g i n e e r i n g ，C e n t r a lS o u t hU n i v e n i t y ，C h a n g s h a4 1 0 0 8 3 ，H u n a n ，C h i n a ； 2 ．C h a n g s h aR e s e a r c hI n s t i t u t eo f M i n i n ga n dM e t a l l u r g yC oL t d ，C h a n g s h a4 1 0 0 1 2 ，H u n a n ，C h i n a A b s t r a c t Ac o m b i n e dp r o c e s sf l o w s h e e ti n c l u d i n gs e l e c t i v ef l o c c u l a t i o nf o rd e s l i m i n g ，h i g hi n t e n s i t ym a g n e t i c s e p a r a t i o n H I M S f o rg a u g ed i s c a r d i n ga n dc a t i o n i cr e v e r s ef l o t a t i o nw a sa d o p t e dt or e c o v e rl o w g r a d eh i g h l y m u d d e d f i n eh e m a t i t eo r ef r o mY o n g z h o ui nH u n a nP r o v i n c e ．R e s u l t si n d i c a t et h a tam a g n e t i t ec o n c e n t r a t ew i t hi r o ng r a d ea n d r e c o v e r yo f5 5 ％a n d8 5 ％，r e s p e c t i v e l y ，c a nb ec o l l e c t e da f t e raf l o c c u l a t i o nd e s l i m i n gw i t hp o l y a c r y l a m i d e P A M a s f l o c c u l a n ta n dH I M Sw i t hm a g n e t i cf i e l di n t e n s i t yo f9 6 0k A ／m ．A f t e raf o l l o w i n gr e v e r s ef l o t a t i o nw i t hc a t i o n i cc o l l e c t o r G E 一6 0 9 A ，t h eg r a d ea n dr e c o v e r yo fi r o nc o n c e n t r a t ec a nb ei m p r o v e dt o5 9 ．8 ％a n d9 4 ．2 ％，r e s p e c t i v e l y ． K e yw o r d s f i n e g r a i n e dh e m a t i t e ；f l o c c u l a t i o nd e s l i m i n g ；h i g hi n t e n s i t ym a g n e t i cs e p a r a t i o n ；c a t i o n i cr e v e r s ef l o t a t i o n 我国铁矿资源丰富，分布广泛，储量列俄罗斯、澳大 利亚、巴西和加拿大之后，居世界第五。但我国铁矿资 源的特点是贫矿多、富矿少、颗粒细、矿石伴 共 生组分 如T i 、V 、C u 、S n 、M o 、P b 、z n 、S 等 多J 。因此，大部分 铁矿都需要选矿后才能人炉冶炼。随着我国钢铁工业 的迅速发展，富铁矿资源逐渐减少，5 0 ％以上的铁矿石 需要依赖进口。为了解决钢铁工业的原料来源难题，开 采利用国内的贫铁矿资源、变废为宝，显得尤其重要。 目前，处理低品位细粒赤铁矿的选矿工艺流程主 要有【2 ‘93 高梯度强磁选一阴 阳 离子反浮选工艺、选择 性絮凝脱泥一反浮选工艺、磁化焙烧- 阶段磨矿- 磁选一反 浮选工艺、阶段磨矿一重选一弱磁选一高梯度磁选一阴离子 反浮选工艺等。湖南省永州市某地的赤铁矿，氧化、风 化程度较深，铁矿物嵌布粒度较细，粘土质矿物含量 高，矿浆极易泥化，俗称“泥巴矿”，是一种较难分选的 铁矿。针对这种泥巴铁矿，并结合我国的赤铁矿选矿 实践，采用絮凝脱泥一强磁抛尾．阳离子反浮选组合新 技术，获得了较好的分选指标。应用这种组合新技术 处理类似的泥巴铁矿具有很好的参考价值。 1 原矿性质 原矿为湖南省永州市某地的贫赤铁矿，该矿石含 泥量大，由于长期的风化、氧化作用，以红土矿形式存 在。原矿化学多元素分析和铁物相分析结果分别见表 1 和表2 。从表1 可看出，原矿是低铁低锰矿石，伴生 的有益组分多，主要有N i 、z n 、P b 、C u 、T i 、V 等金属，但 它们含量不高，回收利用较难。因此，本试验选择原矿 中的铁矿物作为回收利用的目的矿物。此外，从表1 还可发现，该铁矿的主要脉石矿物是S i O ，且有害杂 质P 和s 含量都很低，对铁精矿的品质影响较小。 ①收稿1 3 期2 0 1 3 0 6 2 7 作者简介刘有才 1 9 7 0 一 ，男，湖南安化人，博士，副教授，主要研究方向为冶金化工、资源化工、环境化工、水处理。 通讯作者符剑刚 1 9 7 6 一 ，男，湖南桃江人，博士，讲师，主要研究方向为湿法冶金及资源加工、精细化学。 万方数据 第6 期刘有才等永州某高泥细粒贫赤铁矿选矿工艺研究 表I 原矿化学多元素分析结果 质量分数I ／％ 由表2 可知，原矿中铁主要以磁铁矿、赤 褐 铁 矿形式赋存，其占有率为9 2 ％以上，而铁在其他矿物 中的分布较少，所以本试验的主要回收对象是赤 褐 铁矿和少量的磁铁矿。 原矿水筛分析结果见表3 。由表3 可知，该铁矿 石在不磨矿的条件下，颗粒就已经很细，- 0 ．0 7 4m m 粒 级占8 7 ．5 0 ％。这表明原矿属于细粒赤铁矿，且其含泥 量大，所以处理该铁矿时需要预先脱泥和抛尾，使得铁 矿物较充分解离的同时，减少矿浆泥化对后续分选操 作的影响。因此，对该铁矿石的选矿目标是脱泥提铁。 表3 原矿粒度分析 2 试验方案 针对这种高泥细粒的贫赤铁矿，使用单一的分选 方法如磁选、重选、浮选等，都很难实现高效脱泥提铁 的目标。例如，前期探索试验中采用过阴离子正浮选 和阳离子反浮选方案，结果发现铁精矿中铁品位很难 达到5 0 ％以上，回收率也达不到6 0 ％。这是因为原矿 含泥量高和颗粒细，未经脱泥处理而进入浮选槽中进 行浮选时，存在单颗粒质量小、比表面积大和表面键力 不饱和等效应一J ，使得矿浆和泡沫发黏，不易消泡，造 成精矿难澄清过滤和品位、回收率降低。 可见处理该泥巴铁矿过程中，脱泥是一个重要环 - 原- r 矿- 药剂单位g ／t l N a O H1 0 0 0 f 絮凝荆 l 塞竖避 图1 选矿试验工艺流程 ％ 万方数据 矿冶工程第3 3 卷 3 试验结果与分析 3 ．1 选择性絮凝脱泥 控制N a O H 用量为10 0 0g ／t ，选取M W D ．1 0 型淀 粉、P A M 阴离子型聚丙烯酰胺 作为主要的絮凝剂， 按照图1 所示流程，进行了选择性絮凝脱泥试验，并考 察了絮凝剂种类及用量对脱泥效果的影响，结果见表4 。 表4 选择性絮凝脱泥试验结果 由表4 可知，采用单一的旋流器脱泥，效果不好。 这是因为原矿颗粒粒度很细，与水流一起进入旋流器 后，颗粒密度与液体密度相差较小，因而其运动轨迹与 液体的流线较接近，尤其是极细颗粒在旋流器内几乎 与液流质点运动相同，使得一部分细铁矿流入矿泥中 而损失掉。然而，采用高分子絮凝剂M W D 一1 0 型淀 粉、P A M 处理后经螺旋溜槽分选，均能得到铁品位 4 0 ％以上、回收率达9 4 ％以上的絮凝精矿。这表明 M W D 一1 0 型淀粉和P A M 都有较好的絮凝效果，但它们 协同作用不好，存在相互影响致使效果不佳。比较 M W D 一1 0 型淀粉和P A M 的选择性，发现P A M 的絮凝选 择性更优，获得的絮凝精矿中铁品位为4 0 ．5 2 ％，比 M W D 一1 0 型淀粉的更高一些，且铁回收率达到了 9 4 ．8 1 ％，与M W D 一1 0 型淀粉的相差不大。因此，试验选 择P A M 作为絮凝剂，且控制P A M 用量为5 0g ／t 左右。 3 ．2 高梯度强磁选抛尾试验 试验所用强磁选设备为S H P 一2 型湿式强磁场磁 选机。以P A M 絮凝脱泥后含铁4 0 ．5 2 ％的絮凝精矿作 为给矿，加入X M Q 一2 4 0 x 9 0 锥形球磨机中磨矿，固定磨 矿粒度为- 0 ．0 7 4m m 粒级占9 0 ．2 ％，然后向矿浆中加 入用量为5 0g ／t 的羧甲基纤维素 C M C 搅拌2h 左 右，再于S H P 一2 型湿式强磁场磁选机中控制给矿浓度 为2 5 ％、冲洗水量为3 ．0L ／m i n ，进行强磁选别。考察 了不同磁场强度条件下磁铁精矿的品位与回收率变化 关系，结果如图2 所示。 磁场强度／ k A m a 图2 磁场强度对磁铁精矿的品位和回收率的影响 从图2 可看出，随着磁场强度增加，强磁选铁精矿 回收率逐渐增大。当磁场强度由6 4 0k A ／m 增加到 12 0 0k A ／m 时，强磁精矿铁回收率从7 3 ％提高到 9 0 ％。其中磁场强度由8 0 0k A ／m 增大到9 6 0k A ／m 过程中，精矿回收率提高的幅度较大，由7 6 ％增大到 了8 5 ％，可见这个过程中铁得到了有效的富集。但精 矿中铁的品位却呈现下降趋势，相应地从5 8 ％下降到 5 3 ％。这是因为随着磁场强度增大，弱磁性杂质矿物 被夹带进入精矿的机会相应增多，造成选别效果恶化。 为了不影响后续浮选作业的给矿品质，选择磁场强度 为9 6 0k A ／m 较合适。该条件下，强磁精矿的铁品位 为5 5 ％，回收率为8 5 ％。 3 ．3 阳离子反浮选试验 目前，常用的阳离子反浮选捕收剂有十二胺等脂 肪胺类、G E ．6 0 9 等醚胺类化合物。脂肪胺类阳离子起 泡能力较强，泡沫大且密，尤其是十二胺，在实践中存 在的诸如起泡量大、泡沫发黏且流动性差、泡沫产品难 处理、选择性差、矿泥多时易跑槽导致操作不稳及指标 变差等缺点。而G E ．6 0 9 A 作为一种醚胺类化合物具 有良好的捕收性、选择性和耐低温性能，在反浮选铁矿 时它产生的泡沫只有十二胺的1 ／3 ，且具有泡沫脆、易 消泡、泡沫产品很好处理等特点。另外其反浮工艺可 以节省加温费用，降低生产成本，所以试验选取 G E 一6 0 9 A 作为反浮选捕收剂。考虑到磁选精矿作为反 浮选给矿时，矿浆中因颗粒细小和含泥量较多而不易 分散，在添加N a O H 之后往矿浆里加入适量六偏磷酸 钠增强分散效果，但其用量不能过多，否则会抑制石英 和硅酸盐矿物。 3 ．3 ．1 G E 一6 0 9 A 用量试验以含铁5 5 ％、回收率为 8 5 ％的强磁精矿作为给矿，p H 调整剂N a O H 用量10 0 0 g ／t 矿浆p H 值为8 ．5 左右，属于G E 一6 0 9 A 的最佳作业 p H 值范围 ，分散剂六偏磷酸钠用量为1 0 0g ／t ，抑制 剂M W D - 1 0 型淀粉用量为10 0 0g ／t ，按图l 流程进行 万方数据 第6 期刘有才等永州某高泥细粒贫赤铁矿选矿工艺研究 4 5 了G E 一6 0 9 A 用量试验，结果如图3 所示。 G E - 6 0 9 A 用量／t g 竹 图3G E - 6 0 9 A 用量对铁回收率及品位的影响 由图3 可知，G E ．6 0 9 A 用量对反浮选铁精矿品位 和回收率影响较大。在G E 一6 0 9 A 用量为1 2 0 1 6 0g ／t 时，反浮选精矿铁品位提高得很快，由给矿含铁5 5 ％ 增加到了精矿含铁5 9 ％，而铁回收率略有下降；继续 加大G E ．6 0 9 A 用量到2 0 0g ／t ，反浮选精矿的铁回收率 下降的幅度大，而铁品位仍维持在5 9 ％左右。因此， 从精矿中铁品位和回收率等指标和药剂成本来考虑， 反浮选中，控制G E 。6 0 9 A 的用量在1 6 0g ／t 左右较为 适宜。 3 ．3 ．2 抑制剂M W D 1 0 型淀粉用量试验取强磁选 得到的含铁5 5 ％的磁铁精矿作为浮选给矿，控制 N a O H 用量10 0 0g ／t 调节矿浆p H 值为8 ．5 左右，六偏 磷酸钠用量为1 0 0g ／t ，G E 一6 0 9 A 用量为1 6 0g ／t 1 2 0 g ／t 粗选 4 0g ／t 扫选 ，按图1 所示流程进行了淀粉用 量探索试验，结果如图4 所示。 M W D 1 0 型淀粉用量／t g r 1 图4M W D - l O 型淀粉用量对铁品位和回收率的影响 从图4 可看出，抑制剂M W D 一1 0 型淀粉用量在 6 0 0 - 12 0 0g ／t 之间，随着用量增大，对铁的抑制作用 加强，因而反浮选精矿产率增大，铁回收率也逐步增 大；而且精矿铁品位也相应地从5 6 ．5 ％上升到了 5 9 ．8 ％。然而继续增大淀粉用量，铁精矿回收率增加 幅度不大，但品位略有下降。考虑药剂成本，确定阳离 子反浮选抑制剂M W D - 1 0 型淀粉用量为12 0 0g ／t 。 综合阳离子捕收剂G E 一6 0 9 A 和抑制剂M W D 一1 0 型淀粉的用量试验结果，结合选矿指标和药剂经济成 本，最终确定了阳离子反浮选工艺流程如图1 所示，药 剂用量分别是N a O H10 0 0g ／t ，六偏磷酸钠1 0 0g ／t ， M W D ．1 0 型淀粉12 0 0g ／t 10 0 0g ／t 粗选 2 0 0g ／t 扫 选 ，G E - 6 0 9 A1 6 0g ／t 1 2 0g ／t 粗选 4 0g ／t 扫选 。该 条件下，得到含铁5 9 ．8 ％、回收率为9 4 ．2 ％的反浮选铁 精矿。 4 结语 1 永州某地高泥细粒贫赤铁矿因含泥量高，铁矿 脉石矿物嵌布较细而不易单体解离，针对这一难题，采 用絮凝脱泥一强磁抛尾一阳离子反浮选组合新技术，实 现了脱泥提铁的目标。 2 确定了较佳的工艺流程和工艺参数，即先采用 5 0g ／t 的聚丙烯酰胺 P A M 絮凝脱泥，然后絮凝沉淀 球磨至一o ．0 7 4m m 粒级占9 0 ．2 ％，再于磁场强度为9 6 0 k A ／m 条件下进行强磁选别，最后对强磁精矿进行阳 离子反浮选，获得了品位为5 9 ．8 ％、回收率为9 4 ．2 ％的 反浮选铁精矿。全流程铁的回收率达到了7 5 ．9 ％，表 明对该铁矿实现了良好的回收利用。这为以后合理开 采该地铁矿资源打下了很好的基础。 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，2 0 1 2 ，4 8 5 8 9 4 - 9 0 2 ． [ 2 ]赵荣艳，范娜．某地赤铁矿提铁降硅选矿试验研究[ J ] ．矿冶工 程，2 0 1 2 4 6 2 6 5 ． [ 3 ] 杨晓峰．从赤铁矿尾矿中回收铁精矿的途径研究[ J ] ．矿冶工程， 2 0 1 2 5 5 4 5 6 ． [ 4 ] 邵安林．低品位赤铁矿石湿式预选技术研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 2 6 2 9 3 2 ． [ 5 ]王伟之，王湃，杨春光．某低品位镜铁矿强磁- 阴离子反浮选试 验研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 2 3 5 8 - 6 0 ． [ 6 ] 陈雯．贫细杂难选铁矿选矿技术进展[ J ] ．金属矿山，2 0 1 0 5 5 5 - 5 9 ． [ 7 ] 解琚，张大勇，张鹏，等．河北某地微细粒赤铁矿选矿工艺 研究[ J ] ．工业技术，2 0 1 2 3 7 9 8 0 ． [ 8 ]牟联胜．云南某铁选厂尾矿回收赤褐铁矿的生产实践[ J ] ．现代 矿业，2 0 1 0 1 1 0 5 1 0 7 ． [ 9 ] 龚明光．泡沫浮选[ M ] ．北京冶金工业出版社，2 0 1 1 ． 万方数据