褐铁矿反浮选脱硅新工艺试验研究.pdf

S e ri e s N o ． 3 4 9 金 属 矿 山 M E T AL MI NE 总 第3 4 9期 2 0 0 5 年第 7期 褐铁 矿 反浮 选脱硅新 工 艺试验 研 究 王毓华 陈兴华 黄传兵 胡业民 兰 叶 于福顺 中南大学 摘要试验针对广东某褐铁矿矿石共生关系简单 的特点 ， 采用强化矿浆分散阳离子 反浮选脱硅新工艺 ， 即 采用碳酸钠用量为 1 2 5 0 g ／ t 和水玻璃用量为 6 0 0 g ／ t 实现矿浆 的强化分散。在磨矿细度为 8 0 ％ 一 0 ． 0 7 4 m m、 十二 胺用量 2 0 0 g ／ t 、 浮选时间 1 8 m i n的条件下 ， 选别该褐铁矿石获得铁精矿铁品位为 5 9 ． 2 5 ％ 、 全铁 回收率为 8 3 ． 4 2 ％ 的较好指标。 关键词褐铁矿反浮选分散剂 阳离子捕收剂 Re s e a r c h o n Re v e r s e F l o t a t i o n f o r Re mo v a l o f S i l i c a t e f r o m Li m o n i t e Wa n g Yu h u a Ch e n Xi n g h u a Hu a n g Ch u a n b i n g Hu Ye mi n L a n Ye Yu F u s h u n C e n t r a l S o u t h U n i v e r s i t y Ab s t r a c t A n e w s i l i c a t e r e mo v a l p r o c e s s s t r e n g t h e n i n g p u l p d i s p e r s i o n a n d c a t i o n i c r e v e r s e wa s u s e d O ff t h e b a s i s o f f e a t u r e o f t h e s i mp l e i n t e r g r o wt h r e l a t i o n o f l i mo n i t e o r e s i n a Li mo n i t e Mi n e o f Gu a n g d o n g P r o v i n c e ．1 2 5 0 g ／ t s o d i u m c a r b o n a t e a n d 6 0 0 g ／ t s o d i u m s i l i c a t e w e r e u s e d a s d i s p e r s a n t s t o r e a l i z e t h e d i s p e r s i o n o f p u l p ．As t h e o p t i mu m g ri n d i n g fi n e n e s s wa s 8 0％一0． 0 7 4 mm ，d o d e c y l a mo u n t wa s 2 0 0 t a n d fl o t a t i o n t i me wa s 1 8 rai n，fl o t a t i o n o f t h e l i mo n i t e o b t a i n e d g o o d i n d e x e s t h e i r o n g r a d e o f i r o n c o n c e n t r a t e w a s 5 9． 2 5 ％a n d t h e t o t a l i r o n r e c o v e r y wa s 8 3 ． 4 2 ％ ． Ke y wo r d s L i mo n i t e，Re v e r s e fl o t a t i o n，Di s p e r s a n t ，Ca t i o n i c c o l l e c t o r 自然界中褐铁矿绝大部分 以 2 F e O 3 H O形 态存在， 其理论含铁量为 5 9 ． 8 9 ％ ， 呈非晶质或隐 晶质或胶状体 ， 外表颜色呈黄褐色 、 暗褐至褐黑色 ， 弱至 中磁性 。褐铁矿的富矿很少， 含铁 品位较低 时， 需要进行选矿处理。目前 ， 褐铁矿主要用重力选 矿、 磁化焙烧 一 磁选联合 、 磁选 一浮选联合等方法处 理。例如山东威海某低品位褐铁矿石在原矿含铁品 位为 2 5 ． 3 4 ％时 ， 经强磁 一弱酸性浮选工艺 ， 达到了 精矿品位 4 8 ． 4 2 ％， 回收率 7 3 ． 0 7 ％的指标 ， 属于 典型难选褐铁矿； 铁坑铁矿采用强磁 一正浮洗工艺 流程 ， 能够获得总精矿品位大于 5 0 ％， 回收率大于 6 0 ％的指标 ， 后又进行了强磁 一正浮 一强磁和强磁 一 反浮选两种分选工艺的试验， 分别获得精矿品位 5 2 ． 0 9 ％和 5 4 ． 4 8 ％ 、 回收率 7 5 ． 2 9 ％和 7 0 ． 7 8的试 验指标 J 。国外则 以絮 团 一磁选工艺选别细粒弱 磁性褐铁矿， 获得了较高的分选效率 和指标。针对 广东某褐铁矿矿石 ， 采用强化矿浆分散 一阳离子反 浮选脱硅新工艺流程获得了品位为 5 9 ． 2 5 ％的铁精 矿 ， 回收率达到 8 3 ． 4 2 ％。 1 矿石性质 试验矿样 由广东某公司提供 ， 通过对矿样进行 工艺矿物学分析 ， 原矿主要由褐铁矿 、 石英 、 少量磁 铁矿和赤铁矿等矿物组成。其 中， 褐铁矿 的相对含 量约为 7 0 ％左右 ， 石英矿物相对含量约 为 2 5 ％左 右， 其他矿物相对含量约为 5 ％左右。原矿中脉石 矿物石英与铁矿物之间的共生关系较为简单 ， 嵌布 粒度 相 对 较 粗。试 验 研 究 表 明， 当磨 矿 产 物 中 一 0 ． 0 7 4 1T I1T I 粒级含量达到 7 0 ％ ～8 0 ％时 ， 铁矿物 与石英等脉石矿物基本可达到单体解离。试样主要 元素化学分析结果见表 1 。 表 1 原矿多元素分析结果 ％ 2 试验准备 1 试验方法。浮选在 X F D一1 ． 0型单槽浮选 机中进行。试验产品分别过滤 、 烘干 、 称重 ， 并分析 王毓华 1 9 6 4一 ， 男， 中南大学资源加工与生物工程学 院矿物工程 系， 主任， 教授 ， 4 1 0 0 8 3湖南省长沙市岳麓山。 3 7 维普资讯 总第 3 4 9期 金 属 矿 山 2 0 0 5年第7期 T F e 含量以计算选别指标。 2 试验药剂。试验所用碳酸钠 、 十二胺 、 水玻 璃 、 六偏磷酸钠、 腐植酸均为工业品。 3 试验结果与讨论 3 ． 1 工艺方案的确定 磨矿过程中产生的矿泥对阳离子浮选过程影响 较大， 不仅会造成浮选药剂的大量消耗， 而且会破坏 反浮选过程的分选性。消除或减轻矿泥影响的方法 主要包括强化矿浆分散和脱泥。为此， 试验考察 了 强化矿浆分散直接反浮选和矿浆分散脱泥后反浮选 的两种工艺方案的可行性。 试验采用的磨矿细度为 8 0 ％ 一 0 ． 0 7 4 m n l ， 在磨 矿过程中添加一定用量的碳酸钠， 可使矿浆达到较 好的分散状态。其原因可能在于铁矿物的零电点基 本在 6左右， 而石英等脉石矿物的零电点在 3 左右 ， 当 p H值低于中性时 ， 矿物问将产生异凝聚作用 ， 碳 酸钠可调节矿浆 p H值在 8 ． 5～ 1 0之间， 使矿物表 面均带负电， 从而呈分散状态。与此同时 ， 添加水玻 璃作分散剂， 还可进一步强化矿浆分散。在此基础 上 ， 不脱泥而直接用十二胺作捕收剂反浮选硅酸盐 矿物 ， 取得了相对更好的试验指标。开路条件下 ， 铁 精矿品位达到 5 6 ． 2 2 ％ ， 全铁 回收率为7 0 ． 4 6 ％。 3 ． 2 新工艺参数的确定 1 调整剂选择与用量试验。生产实践 中常用 的矿浆分散剂主要有碳酸钠、 水玻璃及六偏磷酸钠 等无机药剂 ， 以及腐植酸钠和单宁酸盐等有机药剂。 试验在以碳酸钠为调整剂的同时， 考查了水玻璃 、 六 偏磷酸钠及腐植酸钠对反浮选指标 的影响， 试验流 程见图 1 ， 试验结果见表 2 。 原矿 磨 ％ _ 0 ． 0 7 4 1 N a 2 C 0 3 1 0 0 0 g ／t 1 木分散剂变 1 十二胺 5 0 5 0 2 5 2 5 g ／ t 反浮选 尾矿 泡 沫 精 矿 图 1 分散剂选择试验流程 从表 2可见， 六偏磷酸钠对石英等脉石矿物有 一 定的抑制作用， 导致铁精矿品位明显下降 ， 铁回收 率增加幅度不大。有机药剂腐植酸钠对铁矿物可能 存在较强的絮凝作用， 导致上浮的泡沫量增大 ， 选择 性变差 ， 铁精矿品位和回收率均较低 。不难看出， 配 合碳酸钠， 使用水玻璃能起到 良好的强化矿浆分散 ． 3 8 ． 作用 ， 且水玻璃价格便宜， 使用方便 ， 是较 为理想的 分散剂。 表 2 分散剂选择试验结果 试验进一步考查了碳酸钠和水玻璃用量变化对 反浮选指标的影响。试验流程和试验条件同图 1 ， 试验结果分别见表 3和表 4 。 表 3 水玻璃用量试验结果 从表 3和表 4可见， ①在固定碳酸钠 1 0 0 0 r, ／ t 和十二胺 1 5 0 g ／ t 用 量不 变 的前提 下， 水玻 璃在 4 0 06 0 0 g ／ t 的用量范围内， 随用量的增加 ， 铁 精矿品位及 回收率均得 到提 高。但 当用量过高时 大于 6 0 0 g ／ t ， 精矿品位下降 ， 可能是水玻璃用量 过大后 ， 对石英等脉石矿物反而起一定的抑制作用 维普资讯 王毓华等 褐铁矿反浮选脱硅新工艺试验研 究 2 0 0 5年第 7期 所致。因此， 水玻璃最 佳用量 为 4 0 02 0 0 g ／ t 。 此时， 得 到的铁 精矿 品位为 5 8 ． 1 2 ％ ， 铁 回收率 为 7 6 ． 0 2 ％ ； ②在固定水玻璃 4 0 0 2 0 0 g ／ t 和十二胺 1 5 0 g ／ t 用量不变的前提下， 碳酸钠用量试验结果表 明， 随碳酸钠用量的增大 ， 铁精矿中铁 回收率提高 ， 精矿铁品位也略有提高。同样， 当碳酸钠用量超过 1 2 5 0 g ／ t 时， 铁精矿品位和回收率均有所降低。因 此， 碳酸钠用量在 1 2 5 0 g ／ t 时的指标相对最好 ， 得 到的铁精矿品位为 5 8 ． 5 2 ％ ， 铁回收率为7 9 ． 0 5 ％ 。 2 磨矿细度试验。在确定 了合适的调整剂用 量 碳酸钠 1 2 5 0 g ／ t 、 水玻璃 6 0 0 g ／ t 的前提下 ， 十 二胺用量为 1 5 0 g ／ t 时， 试验考查了磨矿细度变化对 反浮选指标的影响 ， 试验流程同图 1 ， 试验结果见表 5 表 5 磨矿细度试验结果 从表 5可见 ， 在一定范围内， 磨矿细度增加， 浮 选指标得到明显提高。当磨矿细度增 加至 8 5 ％ 一 0 ． 0 7 4 m m时 ， 可能由于铁矿物存在过磨现象 ， 导致 铁回收率开始下降。综合 比较 ， 最佳磨矿细度应为 8 0 ％ 一0 ． 0 7 4 m m， 此 时 得 到 的 铁 精 矿 品 位 为 5 8 ． 5 2 ％， 铁回收率为 7 9 ． 0 5 ％。 3 浮选时间与捕收剂用量试验。在确定了合 适的磨矿细度 、 碳酸钠及水玻璃用量的基础上 ， 进行 了不同浮选时间下 的分批浮选试验， 考查 了浮选 时 间及十二胺用量对反浮选脱硅指标的影响， 试验流 程见图 2 ， 试验结果见表 6 。 从表 6可见 ， 随着浮选时间和十二胺用量的增 加 ， 铁精矿品位逐渐提高， 铁回收率则相应降低。当 要求浮选精矿品位达到 5 6 ％时 ， 浮选时间为 9 m i n ， 十二胺用量为 1 2 5 g ／ t ； 当要求 浮选精矿 品位达 到 5 8 ％时， 浮选时间为 1 5 m i n ， 十二胺用量为 1 7 5 g ／ t ； 当要求浮选精矿品位达到 5 9 ％时 ， 浮选时间为 1 8 m i n ， 十二胺用量为 2 0 0 g ／ t 。根据这一试验结果 ， 综 合考虑精矿 品位和铁 回收率 ， 确定 浮选时 间为 1 8 m i n ， 十二胺用量 2 0 0 g ／ t 。 磨矿 O 8 0 ％ 一 0 ． 0 7 4m m 1 N a 2 C 0 3 1 2 5 0 g ／ t 1 ， 木水玻璃 4 0 0 g ／ t l 3 1 十 二 胺 2 5 g ／ t 图 2 分批浮选试验 表 6 浮选时间及十二胺用量对浮选指标的影响结果 铁 精矿 6 3 ． 0 8 5 8 ． 4 5 8 0 ． 3 0 1 5 1 7 5 尾矿 3 6 ． 9 2 2 4 ． 5 1 1 9． 7 0 原矿 1 0 0 ． 0 4 5 ． 9 2 1 0 0． 0 0 铁精矿 5 8 ． 1 3 5 9 ． 1 7 7 4 ． 9 0 1 8 2 0 0 尾矿4 1 ． 8 7 2 7 ． 5 2 2 5 ． 1 0 堕 箜 3 ． 3 全流程闭路试验 根据条件试验所确定 的工艺参数， 进行 了全流 程闭路试验 ， 工艺流程及药剂条件见图 3 ， 试验结果 见图 4 。 全流程闭路试验得到的铁精矿品位为5 9 ． 2 5 ％ ， 铁回收率为 8 3 ． 4 2 ％。与开路试验相比， 铁精矿品 位基本保持不变 ， 但 回收率却提 高了 8 ． 5 2个百分 点。对最终精矿产品的多元素分析结果表明，铁精 下转第 7 2页 ∞ 强 勰 ∞ 6 3 1 矿 矿 矿 精 铁 尾 原 如 维普资讯 总第 3 4 9期 金 属 矿 山 2 0 0 5年第 7 期 5 延深工程与矿山生产的关系 延深工程与矿 山生产关系从以下 5个方面人 手。一要综合平衡延深计划和矿山生产计划 ， 使二 者相结合。侯庄矿床采用分段凿岩阶段 矿房法采 矿， 为确保采空区的安全， 用延深工程开掘的岩石作 为充填料处理采空区， 实践证 明这种做法对矿山生 产和延深工程二者均有利。二是对矿山现有设施进 行改造和维护 ， 提高其综合能力。侯庄矿区对提升 运输设备进行维修 、 保养、 更新， 减少非工作时间， 提 高作业效率 ； 对水仓的清泥系统进行改造 ， 引进泥浆 泵， 从而提高了清泥的效果和效率。三是加强管理 和技术指导 ， 解决施工 中的突出问题 ， 及时协调两者 的关系。四是在时间和空间上优化 ， 相互避开各 自 井巷掘进和设备安装的高峰期 ， 并在人员 、 设备 、 材 料各方面的分配和供应上做到及时、 合理 。五是摆 正延深工程和矿山生产的关系 ， 树立眼前利益服从 长远利益的观点 ， 使两者的影响因素减少到最低限 度。 总之侯庄矿区延深工程是一项较复杂的系统工 程， 其设计与施工既具有普遍性， 也具有特殊性 ， 从 事此项工作时一定要十分注意。在遵守常规设计和 施工的同时， 还要兼顾侯庄矿区延深工程的 自身特 点， 并对涉及施工的一些问题及早预测， 妥善解决， 以确保侯庄矿区延深工程的顺利进行和矿山生产能 力的合理衔接。 参考文献 1 郑应钦 ， 何兴凯 ．我国地下铁矿长期未达产原 因初探 ，金属矿 山 ， 1 9 9 0 1 1 5～9 2 钟祖文 ．缩短梅山铁矿建设周期和达产的探讨 ，金属矿山 ， 1 9 9 0 1 1 1 0～ 1 4 收稿 日期2 0 0 5 - 0 5 1 1 - 一 。 。 一 - 一 - 一 - - - - - - 一 - - 一 - ““ - - - 一一- 一十一一”一一 - 一一- 一 一- 一- - 一一”- 上接第 3 9页 矿中 P含量为0 ． 1 0 ％ 、 S含量为 0 ． 1 5 ％ 、 A 1 O 含量 为0 ． 6 1 ％ 、 S i O 含量为 2 ． 4 6 ％ ， 杂质含量均较低， 是 合格的铁精矿产品。 原矿 尾矿 图3 全流程闭路试验流程 尾矿 铁精矿 图4 数质量流程 4结论 1 原矿中主要铁矿物为褐铁矿 、 其次为赤铁 矿和磁铁矿。脉石矿物主要为石英及少量硅酸盐矿 物 ， 矿物间的共生关系相对较简单。 2 采用强化矿浆分散阳离子反浮选脱硅新工 艺 ， 流程简单 ， 药剂种类少， 选别效率较高。 3 新工艺采用碳酸钠用量为 1 2 5 0 g ／ t 和水 玻璃用量为 6 0 0 g ／ t 实现矿浆的强化分散 ， 在磨矿细 度为 8 0 ％ 一 0 ． 0 7 4 m m、 十二胺用量为 2 0 0 g ／ t 、 浮选 时间为 1 8 m i n的条件下 ， 选别该褐铁矿石获得铁精 矿品位为 5 9 ． 2 5 ％， 铁 回收率 为 8 3 ． 4 2 ％的优 良指 标 参考文献 1 付菊英 ， 姜涛 ， 朱德庆 ． 烧结球 团学长沙 中南工业大学出版 社 ， 1 9 9 6 2张志雄 ． 矿石学 ．北京 冶金工业 出版社 ， 1 9 8 1 3 张桂兰 ， 李桂芹 ． 难选低品位褐铁矿石的选矿试验 ．河北理工 学院学报， 1 9 9 9 5 6～1 2 4 谢富良 ． 铁坑褐铁矿两种分选工艺 ．金属矿山， 1 9 9 4 8 3 4～ 3 6 5 宋凯明译 ．铁矿石选矿 ． 北京 冶金工业出版社 ， 1 9 8 1 6 李永聪 ， 孙福印 ．新疆某 褐铁 矿的选 矿工艺研究 ．金 属矿山， 2 0 0 2 6 2 9～3 O 7 王毓华 ， 任建伟 ．阴阳离子捕收剂反浮选褐铁矿试验研究 ， 矿产 保护与利用 ， 2 0 0 4 4 3 3～3 5 收稿 日期2 0 0 5 -05 1 5 维普资讯