安徽省霍邱铁矿是一全隐伏的铁矿区,具有资源量大、分布集中的特点,矿石组分简单,矿石矿物主要为磁铁矿、磁铁-镜铁矿,铁精矿品位较高,且精矿中的有害杂质硫、磷含量低,有利于冶炼。
目前,该矿区主要开发磁性铁矿石,回收磁性铁。但李楼铁矿主要有用矿物是镜铁矿物,磁性铁含量很少。目前有一年处理60万吨的铁矿试验厂,采用阶段磨矿——阶段强磁——阴离子反浮选流程,在磨矿细度-0.074㎜占80%的条件下,分别获得强磁精矿和浮选精矿。但由于强磁选机的分选效率较低,第一段强磁尾矿品位较高(一般含铁12%~13%),造成选矿厂的总回收率偏低[1]。
新工艺流程在粗磨条件下(-0.074㎜50%~55%),利用一粗一精螺旋溜槽的分选流程,可以获得产率20%左右,品位66%以上的铁精矿,有效地降低了一段强磁选的负荷,即可使磁选尾矿降低至全含铁8%左右,提高了一段强磁选的回收率。此外,减少的二段球磨的负荷,使球磨机的配置从一对一变成二对一(即一段两台磨机,二段一台磨机),节省了磨矿费用。
1原矿性质 1.1 矿石的化学与矿物组成原矿的多元素化学成分分析结果列于表1,铁的化学物相分析结果列于表2。
表1 矿石的化学成分/%
组分 |
tfe |
feo |
fe2o3 |
sio2 |
al2o3 |
cao |
mgo |
mno |
na2o |
k2o |
||
含量 |
29.78 |
1.14 |
41.30 |
46.58 |
1.96 |
2.71 |
1.94 |
0.047 |
0.095 |
0.26 |
||
组分 |
cu |
pb |
zn |
sn |
s |
p |
ig |
tfe/feo |
碱性系数 |
|||
含量 |
0.0035 |
0.023 |
0.014 |
0.017 |
0.035 |
0.033 |
3.57 |
26.12 |
0.10 |
|||
作者简介:石云良(1964-),男,湖南新邵人,高级工程师,博士,主要研究方向为矿物加工
表2 矿石中铁的化学物相分析结果/%
铁 相 |
磁铁矿 中铁 |
赤(褐)铁矿中铁 |
碳酸盐 中铁 |
硫化物 中铁 |
硅酸盐 中铁 |
合 计 |
含 量 |
0.19 |
28.19 |
0.13 |
0.03 |
1.24 |
29.78 |
分布率 |
0.64 |
94.66 |
0.44 |
0.10 |
4.16 |
100.00 |
经镜下鉴定和x射线衍射分析综合研究表明,矿石的组成矿物种类较为简单,铁矿物主要是镜铁矿和假象赤铁矿,偶见少量褐铁矿;脉石矿物以石英为主,次为绿泥石、绢云母、白云母和方解石,其它微量矿物尚见锆石、磷灰石、榍石和黄铁矿等。
1.2 镜铁矿物的产出形式镜铁矿在矿石中分布广泛,呈自形、半自形板片状或粒状,少数为针状,晶体粒度变化较大,粗者可达0.6mm以上,细小者小于0.01mm,一般0.03~0.4mm。矿石中镜铁矿主要以浸染状的形式产出:稠密浸染状、中等稠密浸染状、稀疏~星散浸染状等三种类型。上述三种产出形式的镜铁矿中,数量上以第二种为主,三者矿物含量比大致30:60:10。矿石中镜铁矿的嵌布特征是粒度不均匀、分散程度高、部分与脉石的交生关系较为复杂,因此为获得高品位的优质铁精矿,适当细磨是十分必要的。
1.3 不同磨矿细度条件下铁矿物的解离度选择合适的磨矿细度使绝大部分目的矿物呈单体产出是获得理想技术指标的必要条件。不同磨矿细度条件下矿石中铁矿物的解离度结果列于表3。
表3 不同磨矿细度条件下铁矿物的解离度/%
磨矿细度 (-0.074mm) |
单体 |
连 生 体 |
|||
>3/4 |
3/4~1/2 |
1/2~1/4 |
<1/4 |
||
45.4 |
73.1 |
8.4 |
9.4 |
3.1 |
6.0 |
68.8 |
81.5 |
5.5 |
7.3 |
3.1 |
2.6 |
79.1 |
93.4 |
2.8 |
1.2 |
1.6 |
1.0 |
85.1 |
95.1 |
0.5 |
2.0 |
1.3 |
1.1 |
由表3可以看出,随着磨矿细度的提高,呈单体产出的铁矿物所占比例逐渐增加,在-0.074mm部分占79.1%的细度条件下,铁矿物的解离度达93.4%,这与根据铁矿物嵌布粒度推测的磨矿细度基本一致。
2 选矿试验方法、试验设备与药剂 2.1 选矿试验方法= 2 * gb2 ⑵强磁选试验
将原矿4㎏,连同2000ml长沙自来水一并加入棒磨机或球磨机中,磨矿至规定的细度后,加入搅拌桶,配成试验要求的矿浆浓度后进行强磁选。
= 3 * gb2 ⑶螺旋溜槽试验
磨细后的矿石12~20㎏加入搅拌桶混匀,然后给入螺旋溜槽,通过分选带的观察来接取精矿。
= 4 * gb2 ⑷浮选
浮选给矿为强磁选的精矿。依次加入调整剂、活化剂、抑制剂和捕收剂等,然后浮选至规定的时间,产品分别过滤称重,送化学分析。
2.2 试验设备与药剂小型试验使用的设备见表4。
表4 试验设备一览表
序号 |
设备名称 |
规格型号 |
备注 |
1 |
棒磨机 |
xmb-67型 |
每次磨矿4㎏ |
2 |
球磨机 |
xmq-67型 |
每次磨矿4㎏ |
3 |
棒磨机 |
xmb-67型 |
每次磨矿1㎏ |
4 |
脉动强磁选机 |
slon-500 |
每次试样≥4㎏ |
5 |
xfg-63型:0.5,0.75,1.0,1.5l |
|
|
6 |
螺旋溜槽 |
3种规格 |
每次试样≥12㎏ |
试验药剂见表5。
表5 试验使用药剂一览表
序号 |
药剂名称 |
品级 |
规格 |
1 |
氢氧化钠 |
分析纯 |
500克装 |
2 |
石灰 |
工业品 |
散装 |
3 |
淀粉 |
工业品 |
25㎏袋装 |
4 |
yf阴离子型捕收剂 |
工业品 |
自制 |
5 |
ra-715 |
工业品 |
自制 |
6 |
十二胺 |
工业品 |
江苏鸿化公司 |
7 |
改性阳离子捕收剂 |
工业品 |
自制 |
= 1 * gb2 ⑴溜槽种类的试验
镜铁矿主要以片状形式产出,在床面运动速度较慢,因此螺距对分选效果影响较大。当给矿浓度为35%时,三种不同螺距溜槽的试验结果见表6。
表6 不同螺距溜槽的试验结果/%
编号 |
螺距分布/cm |
产品名称 |
产率 |
品位 |
回收率 |
|
29/31/40/45 (平均螺距36.3) |
精矿 |
40.83 |
55.23 |
65.81 |
1 |
尾矿 |
59.17 |
15.89 |
34.19 |
|
|
原矿 |
100.00 |
29.91 |
100.00 |
|
|
34/34/40/42/45 (平均螺距39.0) 床断面最平 |
精矿 |
38.09 |
57.91 |
73.76 |
2 |
尾矿 |
61.91 |
12.68 |
26.24 |
|
|
原矿 |
100.00 |
29.91 |
100.00 |
|
|
35/35/35/47/50 (平均螺距40.5) |
精矿 |
29.99 |
60.75 |
60.91 |
3 |
尾矿 |
70.01 |
16.70 |
39.09 |
|
|
原矿 |
100.00 |
29.91 |
100.00 |
从表6试验结果和试验观察可以得出: = 1 * gb3 ①螺距越大,矿粒不易在床面上堆积; = 2 * gb3 ②矿石在床面上分带比较清楚,容易观察,床面的断面越平,分带效果越好,尾矿品位越低,而回收率最高; = 3 * gb3 ③随着螺距增加,精矿品位增加,但回收率有所下降。
= 2 * gb2 ⑵给矿浓度试验
不同给矿浓度的溜槽试验结果见表7。
表7 2号溜槽的试验结果/%
给矿浓度 |
产品 |
产率 |
品位 |
回收率 |
|
精矿 |
39.47 |
56.95 |
75.15 |
25% |
尾矿 |
60.53 |
12.28 |
24.85 |
|
给矿 |
100.00 |
29.91 |
100.00 |
|
精矿 |
39.64 |
57.49 |
76.19 |
30% |
尾矿 |
60.36 |
11.80 |
23.81 |
|
给矿 |
100.00 |
29.91 |
100.00 |
|
精矿 |
38.09 |
57.91 |
73.76 |
35% |
尾矿 |
61.91 |
12.68 |
26.24 |
|
给矿 |
100.00 |
29.91 |
100.00 |
|
精矿 |
42.53 |
56.50 |
80.34 |
40% |
尾矿 |
57.47 |
10.23 |
19.66 |
|
给矿 |
100.00 |
29.91 |
100.00 |
表7结果表明,随着给矿浓度增加,尾矿品位逐渐降低,回收率逐渐增加,而精矿品位变化不是很明显。
= 3 * gb2 ⑶螺旋流程试验
螺旋溜槽流程试验结果见图1。
图1 粗磨细度-200目55.5%时,螺旋溜槽流程试验结果
从图1可以看出: = 1 * gb3 ①溜槽可以获得品位66.27%的精矿,回收率为45.11%; = 2 * gb3 ②由于粒度较细,螺旋溜槽不能抛掉尾矿; = 3 * gb3 ③第一段强磁选的入选品位含铁只有20.61%。
3.1.2 全流程试验结果粗磨细度-200目55.5%时,采用螺旋溜槽粗选获得精矿——强磁抛尾,中矿再磨矿——强磁抛尾——强磁精矿阴离子反浮选流程,见下图2。
全流程闭路试验获得的结果为:当原矿品位含铁为29.91%,铁精矿产率39.27%,品位为66.45%,回收率为87.24%。
3.2 扩大试验结果根据小型试验结果,在长沙矿冶研究院选矿中间试验厂完成了扩大试验,其数质量流程见图2。
从图2可以看出, = 1 * gb3 ①当原矿品位为31.31%,经过阶段磨矿——溜槽(获得精矿)——阶段强磁——阴离子反浮选流程,可以获得品位为65.67%,计算的平均回收率为84.63%; = 2 * gb3 ②由于螺旋溜槽获得一部分精矿,进入第一段slon强磁选机的矿石入选品位从31%tfe降低到20%左右,因此,第一段磁选品位由条件试验的12%~13%tfe降低到扩大连续试验的8%tfe左右。
4 新工艺流程的优点= 1 * gb2 ⑴螺旋溜槽粗选,可以在粗磨矿的情况下获得一部分精矿,达到能收早收;
= 2 * gb2 ⑵降低第二磨矿负荷,由第二段两台球磨机磨矿变成一台球磨机,降低磨矿费用;
= 3 * gb2 ⑶由于螺旋溜槽获得一部分精矿(相当于总回收率的一半左右),使得进入第一段磁选的品位大大降低(由30%降到20%左右),即降低了磁选机磁性物的负荷,从而降低第一段磁选的尾矿(由12%左右降到8%左右),提高磁选作用的回收率;
= 4 * gb2 ⑷由于螺旋溜槽获得了一部分精矿,减少了铁矿物的过磨,同样可以降低第二段磁选的尾矿;
⑸粗粒获得重选精矿,提高了过滤效率。
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