山西某赤、褐铁矿选矿试验研究（张凌燕,杨香风,王芳,洪礼,魏婷婷,陈慧杰《金属矿山》2010.3）.pdf

SeriesNo. 405 March 2010 金 属 矿 山 METAL M I NE 总第405期 2010年第3期 张凌燕1963 , 男,武汉理工大学资源与环境工程学院,副教授, 430070湖北省武汉市武昌珞狮路122号。 山西某赤、 褐铁矿选矿试验研究 张凌燕 杨香风 王 芳 洪 礼 魏婷婷 陈慧杰 武汉理工大学 摘 要 山西某铁矿主要铁矿物为褐铁矿和赤铁矿,脉石矿物主要为铝土矿、 高岭石、 云母、 胶磷矿等。铁矿 物嵌布粒度细,与脉石矿物呈胶结物状胶结在一起,单体解离困难,属极难选铁矿。针对山西该铁矿采用镜铁矿配 矿,镜铁矿与赤、 褐铁矿比例为2∶5时,采用摇床一次粗选、 一次精选,精选尾矿返回粗选的闭路流程,可获得铁品 位60. 15 ,回收率52. 28的良好技术指标。 关键词 赤、 褐铁矿 镜铁矿 摇床 Study on the Beneficiation Technology of a Hematite2L imon ite Ore of Shanxi Zhang Lingyan Yang Xiangfeng Wang Fang Hong Li Wei Tingting Chen Huijie W uhan University of Technology Abstract Iron minerals in an iron ore of Shanxi are mainly li monite and hematite, and gangue minerals are mainly bauxite, kaolinite, mica, phosphate rock and so on.The ore is characterized by fine dissemination size of iron minerals, embeddingwith gangue minerals, being difficult to dissociate, so it belongs to refractory iron ores .Specular iron ores are mixed with this Shanxi iron ore. When the ratio of Specular iron and hematite2limonitewas2∶5, an iron concentrate grading of 60. 15 at a 52. 28 recovery was obtained through a closed2circuit flow of one2roughing with shaking tables, one2 cleaning, and tailing concentrate back to the rough beneficiation. Keywords Hematite2limonite, Specular iron ore, Shaking tables 随着高品质和易选的铁矿资源逐渐减少,尤其 是我国钢铁工业的快速发展已凸显铁矿资源极度紧 张,因此赤、 褐铁矿的高效选矿技术已逐渐成为研究 的主要方向,近几年已取得明显的进步 [1]。由于近 年来进口铁矿石价格不断上涨,造成钢铁企业铁矿 石供应紧张,生产成本大幅上涨,严重地制约了钢铁 生产企业的可持续发展 [2 ]。为有效地解决铁矿石 资源问题,各大钢铁企业都在寻求新的铁矿资源,以 前难选、 利用率较低的赤、 褐铁矿资源,现已成为关 注的焦点。目前,赤、 褐铁矿主要用重力选矿、 磁化 焙烧 磁选联合、 磁选 浮选联合等方法处理 [325 ]。 对于细粒弱磁性赤、 褐铁矿,国外则以絮凝 磁选工 艺选别,获得了较高的分选效率和选别指标 [6 ]。山 西某赤、 褐铁矿嵌布粒度很细,呈胶结物状与粘土矿 物胶结在一起,单体解离困难,利用单一磁选和浮选 等工艺流程都无法达到理想的指标。采用镜铁矿配 矿,有利于强化磨矿与擦洗,具有明显的作用,可获 得铁品位60. 15 ,回收率52. 28的良好技术指 标。 1 矿石性质 试验所用矿样由山西某公司提供,对该矿样多 元素化学分析,结果见表1,原矿中铁物相分析结果 见表2。 表1 原矿多元素化学分析结果 元 素TFeFe2O3SiO2Al2O3K2OCaOMgOTiO2 含 量41. 80 59. 71 11. 38 22. 60 0. 060 0. 514 0. 1280. 51 元 素MnOP2O5SO3ZnOSrOY2O3BaO 含 量0. 3642. 3500. 5140. 1091. 0870. 0160. 098 表2 原矿铁物相分析结果 铁物相赤、 褐铁矿碳酸铁硫化铁硅酸铁全 铁 铁含量41. 210. 220. 020. 2041. 65 铁分布率98. 940. 530. 050. 48100. 00 从表1可知,矿石中的主要成分是Fe2O3, Al2O3, SiO2, TFe含量为41. 80。矿石中Al和Si 的含量高,尤其是Al2O322. 60。少量的磷 P 2O5 和Sr O2,微量的K2O, CaO,MgO, Ti O2,MnO和S。需 35 选矿排除的物质是Al2O3, SiO2, P2O5。 从表2可知,矿样中不含强磁性铁,铁主要是以 赤、 褐铁矿形式存在,其分布率占98. 94 ,少量是 以黄铁矿、 碳酸盐及硅酸盐的形式存在。理论上分 析认为,用强磁选和高梯度磁选,回收率应在80 以上。实际上,由于赤、 褐铁矿嵌布粒度太细,与脉 石矿物共生关系复杂,试验中回收率会受到很大影 响。 原矿工艺矿物学研究表明,主要金属矿物为褐 铁矿和赤铁矿;脉石矿物主要为高岭石、 云母、 菱锶 矿、 胶磷矿等。铁矿物按粒度分为两部分,其中大部 分铁矿物嵌布粒度细,一般在6～15μm,呈胶结物 状将赤铁矿与铝土矿或粘土矿物集合体胶结在一 起,见图 1 照片中亮的颗粒为赤铁矿。该类矿石 单体解离困难,铁矿物含量30～35 ,用常规的 单一磁选和浮选工艺很难将其选别出来。另少部分 铁矿物嵌布粒度较粗,一般在74～362μm。铁矿物 和粘土矿物、 铝土矿接触边缘凹凸不平,部分赤铁矿 内含10μm以下的脉石矿物,见图2。这部分赤、 褐 铁矿由于颗粒较大,相对来讲,单体解离容易,夹杂 嵌布粒度细的铁矿物则会影响最终精矿品位和回收 率。 图1 呈胶结物状分布的赤铁矿 照片中亮的颗粒为赤铁矿 图2 与铝土矿接触边缘凹凸不平的赤铁矿 照片中亮的颗粒为赤铁矿,颗粒0. 486～0. 1862 mm; 白箭头指空洞,铝土矿为0. 0528～0. 092 mm 黑箭头所指矿物 2 试验方案的制订 工艺矿物学研究结果表明,大部分赤、 褐铁矿嵌 布粒度很细,与脉石矿物胶结在一起。部分赤铁矿 内含10μm以下的脉石矿物,粘土矿物内部总是含 有微细粒级的赤铁矿。磨到- 45μm,铁矿物难以 完全解离。利用重选、 磁选和浮选工艺都不能达到 理想的铁精矿品位和回收率,并且尾矿的品位较高。 为此,根据原矿性质的特点,拟采用掺入其它矿石进 行配矿,再进行摇床分选,以达到提高铁品位和回收 率的目的。 3 选别方案试验 3. 1 掺入灰石、 长石试验 采用硬度大的硅酸盐灰石和长石对该赤、 褐铁 矿进行配矿,强化选择性磨矿与擦洗作用,提高精矿 品位。将原矿与灰石、 长石分别以7∶1和6∶1的比 列混合配矿,采用XMB - 70型三辊四筒磨矿机进行 球磨,分别球磨6 min和8 min,磨矿浓度60 ,将磨 矿产物中- 0. 097 mm 160目进行摇床试验。摇 床条件横向坡度0. 5,冲洗水216 kg/h,冲程16 mm,冲次320 r/min。试验结果见表3。 表3 掺入灰石、 长石摇床粗选试验结果 掺入矿石种类产物名称产 率品 位回收率 灰 石 长 石 精 矿11. 1456. 7017. 33 中 矿45. 1529. 8336. 96 尾 矿43. 7138. 1045. 71 原 矿100. 0036. 44100. 00 精 矿12. 7455. 1419. 68 中 矿40. 8228. 0532. 07 尾 矿46. 4437. 0948. 25 原 矿100. 0035. 70100. 00 从表3可知,原矿掺入灰石和长石进行摇床试 验,铁精矿品位分别为56. 70和55. 14 ,但产率 和回收率极低,只有11. 14 , 12. 74和17. 33 , 19. 68 ,而尾矿的产率和回收率较高。其原因是原 矿中嵌布粒度细的铁矿物和脉石矿物共生关系复 杂,掺入灰石和长石后仍然无法回收,同脉石矿物一 起损失在尾矿中。 为进一步提高精矿品位,将掺入长石矿物的摇 床精矿再进行一次摇床分选。摇床条件冲洗水 288 kg/h,其它条件不变。试验结果见表4。 表4 掺入长石摇床精选试验结果 产物名称产 率品 位回收率 精 矿35. 5660. 3738. 92 中 矿63. 8152. 4660. 67 尾 矿0. 6332. 460. 41 给 矿100. 0055. 14100. 00 从表4可看出,经过两次摇床分选后,精矿的品 45 总第405期 金 属 矿 山 2010年第3期 位达60. 37 ,作业回收率和产率分别为38. 92 , 35. 56 ,对原矿仅有7. 66和4. 53 ,选矿效果不 理想。显然对于该矿采用掺入灰石和长石配矿工艺 是行不通的。 3. 2 掺入镜铁矿试验 镜铁矿矿石矿物组成较单一,矿石磨至- 0. 074 mm时, 90左右单体解离。目的矿物为镜铁矿赤 铁矿中结晶程度高的变种 , 一般粒度在0. 074～ 0. 135 mm之间,属易选矿石。 3. 2. 1 摇床试验 将原矿与镜铁矿以5∶2的比例混合进行配矿, 镜铁矿原矿品位44. 60 ,配矿后理论品位为 42. 60。 磨矿8 min,磨矿细度- 0. 097 mm 160目 占83. 67。将- 0. 15 mm产物进行摇床试验,摇 床条件同3. 1。试验结果见表5。 表5 掺入镜铁矿摇床试验结果 产物名称产 率品 位回收率 精 矿22. 4761. 7932. 68 中 矿44. 6734. 4736. 24 尾 矿32. 8640. 1931. 08 原 矿100. 0042. 49100100 从表5可知,在原矿中掺入镜铁矿进行摇床试 验,可获得铁精矿品位61. 79 ,回收率32. 68的 良好技术指标。 3. 2. 2 条件试验 1不同配矿比试验。将原矿与镜铁矿进行配 矿,配比分别为3∶1, 4∶1, 5∶1, 6∶1,磨矿浓度60 , 磨矿7 min,磨矿细度为- 0. 097 mm占85. 41 ,将 - 0. 15 mm产物进行摇床试验,摇床条件同3. 2. 1, 在此条件下床面精矿产物分带变宽。试验结果见表 6。 从表6可知,镜铁矿的配比越高,获得的精矿品 位和回收率也越高。配比为3∶1时,品位和回收率 达到了59. 86和32. 73。 2不同磨矿细度试验。按原矿与镜铁矿的配 比4∶1进行不同磨矿细度试验,磨矿浓度60。不 同磨矿时间的磨矿细度结果见表7。 从表7可见,随着磨矿时间增加,磨矿细度也随 之增加。但7 min之后增加缓慢,且磨矿时间越长 矿石容易产生过粉碎,影响选矿指标。 将磨矿产物中- 0. 15 mm进行摇床试验,试验 结果见表8。 从表8可知,随着磨矿细度的增加,精矿的品位 逐渐变高,但回收率逐渐降低。综合考虑,选择磨矿 细度为- 0. 097 mm 85. 41 ,精矿品位和回收率达 到57. 58和34. 26。 表6 不同配矿比例摇床试验结果 配 比产物名称产 率品 位回收率 3∶1 4∶1 5∶1 6∶1 精 矿23. 1859. 8632. 73 中 矿43. 9633. 6334. 88 尾 矿32. 8641. 7932. 39 原 矿100. 0042. 39100. 00 精 矿22. 4458. 3430. 99 中 矿42. 2934. 5734. 61 尾 矿35. 2741. 1934. 40 原 矿100. 0042. 24100. 00 精 矿20. 5357. 1327. 83 中 矿41. 6235. 0134. 58 尾 矿37. 8541. 8537. 59 原 矿100. 0042. 14100. 00 精 矿19. 7457. 1526. 82 中 矿42. 6235. 6136. 07 尾 矿37. 6441. 4837. 11 原 矿100. 0042. 07100. 00 表7 磨矿时间与磨矿细度关系 磨矿时间/min- 160目通过率/ 574. 15 679. 54 785. 41 889. 41 992. 64 表8 不同磨矿细度摇床试验结果 磨矿细度 - 160目 产物名称产 率品 位回收率 74. 15 79. 54 85. 41 89. 41 92. 64 精 矿29. 7255. 5639. 09 中 矿40. 9533. 4632. 44 尾 矿29. 3341. 0028. 47 原 矿100. 0042. 24100. 00 精 矿27. 0957. 0836. 61 中 矿41. 6933. 4132. 97 尾 矿32. 2241. 0731. 33 原 矿100. 0042. 24100. 00 精 矿25. 1357. 5834. 26 中 矿41. 9733. 6433. 45 尾 矿32. 9041. 7232. 49 原 矿100. 0042. 24100. 00 精 矿23. 0657. 9731. 65 中 矿42. 2033. 9033. 87 尾 矿34. 7441. 9334. 48 原 矿100. 0042. 24100. 00 精 矿18. 6859. 4626. 30 中 矿44. 1136. 0037. 59 尾 矿37. 2140. 9936. 11 原 矿100. 0042. 24100. 00 从上述试验可知,原矿与镜铁矿的配比为5∶2 55 张凌燕等山西某赤、 褐铁矿选矿试验研究 2010年第3期 时,所得的铁精矿品位较高,且回收率也较大。原因 是镜铁矿硬度大,可以更好地起到擦洗作用,使矿石 单体解离度和回收率提高,因此选择原矿与镜铁矿 的配比为5∶2进行流程试验。 3. 2. 3 流程试验 将配好的矿石磨至- 0. 097 mm占85. 41 ,首 先进行摇床粗选条件试验,条件同3. 2. 1,对摇床最 佳条件所得粗精矿进行精选,精选尾矿返回粗选。 试验流程见图3,试验结果见表9。 图3 摇床粗选 精选流程 表9 摇床粗选 精选试验结果 产物名称产 率品 位回收率 精 矿36. 9360. 1552. 28 尾 矿63. 0732. 1547. 72 原 矿100. 0042. 49100. 00 从表9结果可知,混合矿经过摇床粗选,粗选精 矿再经摇床精选一次,铁精矿品位60. 15 ,回收率 52. 28 ,回收率较其他方案有较大幅度的提高。 4 结 论 通过对山西某赤、 褐铁矿进行矿物工艺学研究 及配矿试验结果表明,该矿石嵌布粒度很细,呈胶 结物状与粘土矿物胶结在一起,磨至- 45μm,矿石 仍不能单体解离完全,属极难选矿石。采用单一磁 选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用 硅酸盐灰石和长石矿石对该赤、 褐铁矿进行配矿强 化选择性磨矿与擦洗作用,选矿指标仍不理想,精矿 品位和回收率较低,同时也降低原矿的入选铁品位。 采用镜铁矿配矿,有利于强化磨矿与擦洗,具有 明显的作用,可获得有意义的选矿指标。镜铁矿与 赤、 褐铁矿比例为2∶5时,磨矿细度- 0. 097 mm占 85. 41 ,摇床一次粗选、 一次精选,能达到铁精矿品 位60. 15 ,回收率52. 28的较好指标,为该铁矿 资源的开发提供了技术依据,并对其它类似铁矿的 开发利用具有借鉴和参考价值。 参 考 文 献 [1 ] 张桂兰,李桂芹.难选低品位褐铁矿石的选矿试验[ J ].河北 理工学院学报, 19955 729. [2 ] 周建军,朱庆山,王化军,等.某鲕状赤、 褐铁矿流化床磁化焙 烧 磁选工艺[J ].过程工程学报, 2009, 42 729. [3 ] 邓 强,陈文祥,余红林,等.贵州某难选褐铁矿选矿试验研究 [J ].金属矿山, 20092 672701 [4 ] 张汉泉,任亚峰,管俊芳.难选赤、 褐铁矿焙烧 磁选试验研究 [J ].中国矿业, 20065 44247. [5 ] 卢东方,张 英,周瑜林,等.某褐铁矿选矿工艺试验研究[J ]. 金属矿山, 20087 432451 [6 ] 陈 雯.絮凝 强磁选回收易泥化褐铁矿的试验研究[ J ].金 属矿山, 2003 6 32233. 收稿日期 20102012 07 上接第42页 3在低矿浆浓度条件下,细菌具有较强的脱 磷效果,而矿浆浓度超过5时,对细菌脱磷具有抑 制作用。 参 考 文 献 [1] 余永富.我国铁矿山发展动向、 选矿技术发展现状及存在的问 题[J ].矿冶工程, 20061 21225. [2] 姜 涛,金勇士,等.氧化亚铁硫杆菌浸出铁矿石脱磷技术 [J ].中国有色金属学报, 200710 171821722. [3] 魏以和,钟康年,王 军.生物技术在矿物加工中的应用[ J ]. 国外金属矿选矿, 1996 1 1213. [4] 何良菊,张维庆,魏德洲,等.高磷贫碳酸锰矿石微生物的脱磷 机理[J ].中国锰业, 1999, 174 29232. [5 ] 何良菊,周建民.梅山高磷铁矿石矿石可选性研究[J ].黄金学 报, 2000, 2 1 26229. [6 ] Bacelar2Nicolau P, JohnsonD B. Leachingofpyrite by acidophilic iron2oxidizing bacteria in pure and mixed cultures[J ]. Appl Envi2 ronMicrobiol, 1999, 65 5852590. [7 ] Kinnunen P H M, RobertsonW J, Plumb J J, et al . The isolation and use of iron2oxidizing moderately thermophilic acidophiles from the Collie coalmine for the generation of ferric iron leaching solu2 tion[J ]. ApplMicrobialBiotechnol, 2003, 60 7482753. [8 ] 徐文静.氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌的混合培养及其浸 铜机制的研究[D ].兰州兰州大学, 2006. [9 ] 王世梅,周立祥.提高氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌平板检 出率的方法双层平板法[ J ].环境科学学报, 2005, 25 10 141821420. [11] 刘艳菊.溶磷细菌优良菌种的选育研究[D ].武汉武汉理工 大学, 2008. [12] 余盛颖.高磷赤铁矿酸浸降磷及浸出液综合利用的研究 [D ].武汉武汉理工大学, 2007. 收稿日期 20102012 05 65 总第405期 金 属 矿 山 2010年第3期