四川某高磷鲕状赤褐铁矿石选矿试验研究.pdf

SeriesNo. 382 April 2008 金 属 矿 山 METAL M I NE 总第382期 2008年第4期 李广涛1983 , 男,湖南有色金属控股集团有限公司,硕士, 410005湖南省长沙市。 矿物工程 四川某高磷鲕状赤褐铁矿石选矿试验研究 李广涛 1 张宗华 2 张 昱 3 王雅静 2 1. 湖南有色金属控股集团有限公司; 21昆明理工大学; 3.昆明思莱克矿冶技术开发有限公司 摘 要 四川某铁矿石铁矿物主要以鲕状赤、 褐铁矿形式存在,磷含量达0. 604 ,属于高磷鲕状难选铁矿石, 采用常规机械选矿方法难以获得令人满意的选别指标。试验采用还原焙烧 弱磁选 反浮选工艺流程处理该矿 石,获得了铁品位为60. 92、 磷含量为0. 225的铁精矿,并使铁的回收率达到72. 74 ,解决了该铁矿资源铁品 位低、 含磷量高而难以利用的问题。 关键词 高磷鲕状赤褐铁矿石 还原焙烧 弱磁选 反浮选 Test Research on Benefici ation of Sichuan High PhosphorusOolitic Hematite and L i mon ite Ore Li Guangtao 1 Zhang Zonghua 2 Zhang Yu 3 Wang Yajing 2 1. Hunan NonferrousM etals Holding Group Co . , Ltd;2. Kunm ing University of Science and Technology;3. Kunm ing Slack M ining and M etallurgical Technology Developm ent Co . , Ltd Abstract The iron minerals in a Sichuan iron ore occurmainly in of oolitic hematite and li monite. W ith a phos2 phorus content of 0. 604 , the ore belongs to high phosphorous refractory ore, and can not be satisfactorily processed by conventionalmechanical beneficiation . In the test, a process consisting of reduction roasting, low intensitymagnetic separation and reverse flotation was used for this ore, obtaining an iron concentrate containing 60. 92 iron and 0. 225 phosphorus at an iron recovery of 72. 74 , thus solving the difficult utilization problem of this ore due to its low iron grade and high phosphorus content . Keywords High phosphorus oolitic hematite and limonite ore, Reduction roasting, Low intensity magnetic separa2 tion, Reverse flotation 鲕状赤、 褐铁矿石是目前公认的最难选的铁矿 石。随着我国可利用的铁矿资源逐渐减少,研究鲕 状赤、 褐铁矿石的高效选矿技术已凸显重要性和紧 迫性。四川某铁矿矿石储量大,原矿含铁38左 右,铁矿物主要以鲕状赤、 褐铁矿形式存在,有害杂 质磷含量达0. 654 ,属高磷鲕状赤褐铁矿石,且磷 矿物与铁矿物相互浸染,嵌布粒度极细。昆明理工 大学通过大量试验,对该矿石采用还原焙烧 弱磁 选 反浮选工艺,获得了较好的选别指标。 1 矿石性质 试验矿样中铁矿物主要为赤铁矿和褐铁矿,有 少量磁铁矿;脉石矿物主要为方解石、 绿泥石、 石英 等,并含有磷灰石。试样的光谱分析、 化学多元素分 析和铁物相分析结果见表1～ 表3。 由光谱分析结果可以看出,除铁外,矿石中其余 有价元素概量均较低,无选矿回收价值。 由化学多元素分析结果可以看出试样中的杂 质成分主要是Si O2,其次是Al2O3和CaO;有害成分 硫、 砷的含量较低,磷的含量则较高。 表1 试样光谱分析结果 元 素AgAlBBaBeBi 含 量0. 000 110. 0010. 040. 0010. 001 元 素CaCdCoCrCuFe 含 量110 元 素GaGeMgMnMoNi 含 量0. 0020. 0010. 50. 20. 0040. 01 元 素PPbSbSiSnTi 含 量0. 30. 006100. 0030. 03 元 素VWZnInTaNb 含 量0. 010. 0030. 020. 010. 0050. 01 34 表2 试样化学多元素分析结果 元 素FeSP SiO2Al2O3 CaOAs 含 量38. 300. 0280. 65415. 875. 161. 60 0. 000 1 表3 试样铁物相分析结果 铁物相磁铁矿 赤褐铁矿 碳酸铁硅酸铁硫化铁合计 铁含量4. 0730. 221. 022. 690. 1338. 13 铁分布率10. 6779. 262. 687. 050. 34100. 00 由铁物相分析结果可以看出,矿样中的铁主要 以赤褐铁矿形式存在,赤褐铁矿中铁的分布率达 79. 26。 工艺矿物学研究表明赤铁矿以集合体的形式 产出,其单体粒度极细,一般在0. 004 mm以下。褐 针铁矿主要以胶结物的形式分布于鲕粒之间,磁 铁矿也嵌布于绿泥石较多的鲕粒中。绿泥石一部分 与鳞片状的赤铁矿相互呈浸染状分布,一部分呈同 心圈层状与赤铁矿圈层构成鲕粒。石英有两种类 型,一种是以碎屑的形式产出,分布于鲕粒间,常被 褐铁矿、 赤铁矿包裹;另一种为后生石英,常呈脉状 产出,彼此以缝合线状接触。磷灰石是矿石中有害 元素磷的主要存在形式,主要呈粒状、 它形粒状分布 于赤铁矿和褐铁矿的胶结物中及赤铁矿鲕粒的核 部,粒度一般在0. 005～0. 2 mm。 2 试验方案 对试验矿样进行了强磁选、 直接浮选、 强磁选脱 泥 正浮选、 强磁选脱泥 反浮选等方案的大量探 索性试验,但由于矿石性质所决定,选别效果都不 好,精矿中磷的含量也不能降到0. 3以下。为此, 决定采用还原焙烧 弱磁选 反浮选工艺处理该矿 石,即先通过还原焙烧将赤褐铁矿还原为磁铁矿,然 后通过弱磁选选出铁品位较高的铁精矿,最后再用 反浮选将精矿中的磷降到0. 3以下。 3 还原焙烧试验 3. 1 焙烧温度试验 以粒度为- 1 mm、 用量为5的焦炭为还原剂, 将破碎到- 3 mm的原矿分别在900、950、1 000、 1 050℃ 下还原焙烧15 min,然后磨至- 300目占 95 ,在71. 62 kA /m磁场强度下进行弱磁选,结果 见图1。 由图1可以看出焙烧温度太低时,还原不够充 分,铁精矿的品位和回收率都较低;而焙烧温度太高 又会引起过还原,同样影响铁精矿的品位和回收率; 当焙烧温度为1 000℃ 时,铁精矿的品位和回收率 均达到最高。因此,确定焙烧温度为1 000℃。 3. 2 还原剂用量试验 将破碎到- 3 mm的原矿分别添加粒度为- 1 mm,用量为3、5、8、10的焦炭,在1 000℃ 下还原焙烧15 min,然后磨至- 300目占95 ,在 71. 62 kA /m磁场强度下进行弱磁选,结果见图2。 图1 焙烧温度试验结果 ■-铁品位;◆-铁回收率 图2 还原剂用量试验结果 ■-铁品位;◆-铁回收率 由图2可以看出,还原剂焦炭的用量以5为 宜,此时焙烧矿的磁选指标最好。 3. 3 焙烧时间试验 将破碎到- 3 mm的原矿添加粒度为- 1 mm、 用量为5的焦炭,在1 000℃ 下分别还原焙烧5、 7. 5、10、12. 5、15 min,然后磨至- 300目占95 ,在 71. 62 kA /m磁场强度下进行弱磁选,结果见图3。 图3 焙烧时间试验结果 ■-铁品位;◆-铁回收率 由图3可以看出,焙烧时间为15 min时,焙烧 效果最好,磁选精矿的铁品位和回收率均达到最高, 44 总第382期 金 属 矿 山 2008年第4期 因此确定焙烧时间为15 min。 3. 4 还原剂粒度试验 将破碎到- 3 mm的原矿添加用量为5 ,粒度 分别为3 mm、- 3 2 mm、- 2 1 mm、- 1 mm的 焦炭,在1 000℃下还原焙烧15 min,然后磨至- 300目占95 ,在71. 62 kA /m磁场强度下进行弱磁 选,结果见表4。 表4 还原剂粒度试验结果 还原剂粒度/mm产 品产率/铁品位/铁回收率/ 精矿47. 4556. 3770. 15 3尾矿52. 5521. 6629. 85 原矿100. 0038. 13100. 00 精矿47. 5557. 8372. 12 - 3 2尾矿52. 4520. 2727. 88 原矿100. 0038. 13100. 00 精矿48. 0158. 9374. 19 - 2 1尾矿51. 9918. 9225. 81 原矿100. 0038. 13100. 00 精矿48. 3660. 8577. 18 - 1尾矿51. 6416. 8522. 82 原矿100. 0038. 13100. 00 由表4可以看出,在磁化焙烧的温度、 时间和还 原剂用量相同的情况下,还原剂焦炭的粒度越细,焙 烧矿的磁选效果越好。这是由于细粒还原剂表面积 大,与矿物接触充分,因而还原反应较为完全。但如 果还原剂粒度太细,在工业上会加大加工成本。因 此,确定还原剂焦炭的粒度为- 1 mm。 3. 5 焙烧矿铁物相分析 对在上述适宜还原焙烧条件下获得的焙烧矿进 行铁物相分析,结果见表5。 表5 焙烧矿铁物相分析结果 铁物相磁铁矿 赤褐铁矿 碳酸铁硅酸铁硫化铁合计 铁含量33. 904. 710. 382. 760. 1141. 86 铁分布率80. 9911. 250. 916. 590. 26100. 00 由表5可以看出,将原矿破碎到- 3 mm,添加 用量为5、 粒度为- 1 mm的焦炭,在1 000℃ 下焙 烧15 min,可使矿石中磁性铁的分布率由10. 67 提高到80. 99 ,还原效果比较理想。 4 弱磁选试验 4. 1 磁场强度试验 将破碎到- 3 mm的原矿添加用量为5、 粒度 为- 1 mm的焦炭,在1 000℃ 下焙烧15 min,然后 磨至- 300目占95 ,分别在55. 70、71. 62、111. 41、 143. 24 kA /m磁场强度下进行弱磁选,结果见表6。 由表6可以看出,弱磁选磁场强度宜为71. 62 kA /m,磁场强度太高时精矿铁品位达不到60 ,磁 场强度太低则精矿铁回收率达不到50。 表6 弱磁选磁场强度试验结果 磁场强度 / kA /m 产 品 产 率 / 铁品位 / 铁回收率 / 精矿30. 9361. 5149. 89 55. 70尾矿69. 0727. 6650. 11 原矿100. 0038. 13100. 00 精矿48. 3660. 8577. 18 71. 62尾矿51. 6416. 8522. 82 原矿100. 0038. 13100. 00 精矿51. 8659. 0380. 29 111. 41尾矿48. 1415. 6119. 71 原矿100. 0038. 13100. 00 精矿53. 6457. 7981. 30 143. 24尾矿46. 3615. 3818. 70 原矿100. 0038. 13100. 00 4. 2 磨矿细度试验 将破碎到- 3 mm的原矿添加用量为5、 粒度 为- 1 mm的焦炭,在1 000℃ 下焙烧15 min,然后 分别磨至- 200目、- 300目、- 400目、- 500目占 95 ,在71. 62 kA /m磁场强度下进行弱磁选,结果 见表7。 表7 弱磁选磨矿细度试验结果 磨矿细度产 品产 率铁品位铁回收率 精矿53. 4557. 2380. 23 - 200目95尾矿46. 5516. 1919. 77 原矿100. 0038. 13100. 00 精矿48. 3660. 8577. 18 - 300目95尾矿51. 6416. 8522. 82 原矿100. 0038. 13100. 00 精矿34. 5261. 6055. 77 - 400目95尾矿65. 4825. 7644. 23 原矿100. 0038. 13100. 00 精矿31. 1461. 5250. 24 - 500目95尾矿68. 8627. 5549. 76 原矿100. 0038. 13100. 00 由表7可以看出,磨矿细度越细,铁矿物单体解 离越充分,精矿铁品位越高,但磨矿细度太细导致磁 选时铁的损失严重。根据试验结果,确定适宜的磨 矿细度为- 300目占95。 4. 3 弱磁选流程试验 以上试验表明,焙烧矿直接磨至- 300目占 95后进行弱磁选,虽然可以获得铁品位在60以 54 李广涛等四川某高磷鲕状赤褐铁矿石选矿试验研究 2008年第4期 上的铁精矿,但铁的回收率较低,若再对铁精矿进行 反浮选降磷,则铁的回收率将进一步下降。为此,决 定对焙烧矿进行阶段磨选,即先在较粗的磨矿细度 下通过弱磁粗选抛弃一部分尾矿,然后对粗选精矿 进行再磨精选,以降低细磨矿量,减少泥化对铁回收 率的影响。试验流程及条件见图4,试验结果见表 8。 图4 焙烧 弱磁选试验流程及条件 表8 焙烧 弱磁选试验结果 产 品产 率 品 位回收率 FePFeP 精 矿50. 1460. 130. 49679. 0641. 23 尾 矿49. 8616. 010. 71320. 9458. 77 原 矿100. 0038. 130. 604100. 00100. 00 由表8可以看出,采取阶段磨矿、 阶段弱磁选措 施后,铁回收率得到了提高,同时保证了精矿铁品位 在60以上,但精矿中磷含量为0. 496 ,不符合冶 炼要求,须通过反浮选将磷降至0. 3以下。 5 反浮选降磷试验 以碳酸钠为pH调整剂、 淀粉为铁矿物的抑制 剂、PB为磷矿物的捕收剂、2 油为起泡剂 ,对弱磁选 精矿进行一粗一精反浮选见图5 ,结果使精矿中 的磷含量降到了0. 225 见表 9 。 图5 反浮选降磷试验流程及条件 表9 反浮选降磷试验结果 产 品产 率 品 位回收率 FePFeP 精 矿90. 8160. 920. 22592. 0041. 13 尾 矿9. 1952. 343. 1788. 0058. 87 给 矿100. 0060. 130. 496100. 00100. 00 6 全流程试验结果 还原焙烧 弱磁选 反浮选试验全流程及试验 条件见图6,最终试验结果见表10。 图6 还原焙烧 弱磁选 反浮选试验流程及条件 表10 全流程试验结果 产 品产 率 品 位回收率 FePFeP 精 矿45. 5360. 920. 22572. 7416. 96 尾 矿54. 4719. 080. 92127. 2683. 04 原 矿100. 0038. 130. 604100. 00100. 00 表10表明,采用还原焙烧 弱磁选 反浮选工 艺处理四川某高磷鲕状赤褐铁矿石,可以得到铁品 位为60. 92、 含磷量为0. 225的合格铁精矿,并 使铁回收率达到72. 74。 7 结 论 1四川某铁矿石铁矿物主要以鲕状赤、 褐铁 矿形式存在,磷含量达0. 604 ,属于高磷鲕状难选 铁矿石,采用常规机械选矿方法难以获得合格铁精 矿。 2本研究通过大量试验,确定用还原焙烧 弱磁选 反浮选工艺流程处理该矿石,获得了精矿 铁品位60. 92、 磷含量0. 225、 铁回收率72. 74 下转第55页 64 总第382期 金 属 矿 山 2008年第4期 选,可使精矿品位达到52. 58 g/t,比同期生产指标 高7. 29 g/t,但回收率为94. 58 ,比同期生产指标 低1. 99个百分点。 图4 浮选柱一粗一精试验流程及条件 表3 图4流程试验结果及生产指标对比 指标 来源 精矿产率 / Au品位/ g/t 原 矿精 矿尾 矿 精矿回收率 / 试 验5. 923. 2952. 580. 1994. 58 生 产7. 043. 3045. 290. 1296. 57 3. 3 浮选柱优先浮选加一粗一精流程试验 为提高浮选柱一粗一精流程的回收率,参照现 场生产工艺,在粗选前增加优先浮选作业进行了试 验。试验流程和药剂条件见图5,试验结果与平行 生产指标列于表4。 图5 浮选柱优先浮选加一粗一精试验流程及条件 表4 图5流程试验结果及生产指标对比 指标 来源 精矿产率 / Au品位/ g/t 原 矿精 矿尾 矿 精矿回收率 / 试 验6. 863. 7853. 440. 1297. 04 生 产6. 333. 7056. 240. 1596. 20 表4表明,浮选柱一粗一精流程增加优先浮选 作业后,在精矿品位满足氰化要求的同时,回收率得 到了较大幅度的提高,超过了浮选机生产指标。至 于试验精矿的品位低于生产精矿的品位,可能是由 于浮选柱尺寸较小,会引起边壁效应,从而加重了精 矿对非目的矿物的机械夹带。 4 结 论 1采用旋流-静态微泡浮选柱替代浮选机分 选山东某金矿石,在将现场流程精简掉1次扫选、2 次精选作业的情况下,可以获得满足氰化要求的精 矿,而且回收率比现场浮选机生产指标略高。 2本次试验未在磨矿细度和药剂制度方面进 行更深入的研究,有待进一步的完善。 参 考 文 献 [1 ] 刘炯天.柱分选技术与旋流-静态微泡柱分选方法[J ].选煤 技术, 2000, 21 42244. 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