某高磷鲕状赤铁矿选矿试验研究.pdf

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第1期矿产综合利用NO．12011年2月MultipurposeUtilizationofMineralResourcesFeb．2011}}}}}}}}}}持}}}{{{÷÷}{÷}}某高磷鲕状赤铁矿选矿试验研究龙运波，张裕书(中国地质科学院矿产综合利用研究所，I~)ll成都610041)摘要：重庆某高磷鲕状赤铁矿，主要以鲕状赤褐铁矿形式存在。原矿TFe品位为38．52％，含P为1．1％。采用常规的机械选矿方法难以达到提铁降磷的目的；采用焙烧一磁选一反浮选工艺流程，可以获得铁精矿产率为46．16％，TFe58．15％，P0．28％，铁回收率为69．37％的指标。关键词：鲕状赤铁矿；焙烧磁选；降磷；反浮选中图分类号：TD951文献标识码：A文章编号：1000-6532(2011)0t-0003-04宁乡式鲕状赤铁矿是我国分布广、储量多的沉铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物主要为石英、方解石、鲕积型铁矿。该类铁矿主要分布在我国的湖北、江西、绿泥石，其次为胶磷矿、长石、伊利石、黑云母等，有湖南、四川、云南、贵州以及广西等地区。现已经探少量的电气石、白云母、蛋白石、玉髓等。明的该类铁矿石储量超过37亿t，占全国沉积型铁岩矿鉴定表明：鲕粒中赤、褐铁矿大多为0—矿探明储量的73．5％，同时有资料表明预计还可以8m，与石英、碳酸盐矿物、粘土矿物、胶磷矿紧密结勘探出上百亿t的新资源量。这类矿石因赤铁矿嵌合呈跑道式以石英或其他矿物为核心组成鲕粒。胶布粒度极细，含磷高，结构复杂，品位低，是世界公认磷矿粒度微细，集中于1～51xm，与粘土矿物、石英、的难选矿石。因此研究开发该资源高效分选技术，赤褐铁矿等紧密共生，产于鲕粒、岩屑中。菱铁矿及对于缓解我国铁矿石供需紧张的矛盾具有十分重要碳酸盐类矿物集合体粒度集中于10—0．2mm间。的意义。胶磷矿在鲕粒、胶结物、岩屑中的粒度，嵌布情况无大差别，以细微颗粒与赤褐铁矿、菱铁矿、脉石等紧1矿石性质密共生，解离十分困难，难以分选。试验矿样来自重庆某地，矿石中的有用物主要矿石的化学多项分析结果见表1，铁物相分析为赤、褐铁矿，其次为菱铁矿、黄铁矿，以及少量的磁结果见表2。表1矿石化学多项分析结果／％TFeFe2O，FeOMnOPSSiO2A12O3CaOMgoK2ONa2OCO238．5245．048．960．461．10O．18l7．905．746．521．930．410．0884．80表2矿石铁物相分析结果2选矿试验方案从矿石性质知道，该矿石原矿含磷达到了1．1％，属于高磷难选的鲕状赤铁矿石。在对试验矿样进行强磁选、单一浮选、强磁选脱泥一反浮选等方案收稿日期：2010-08—30；改回日期：2010-09—19作者简介：龙运波(1977一)，男，工程师，主要从事矿产资源综合利用研究工作。 ·4·矿产综合利用的对比试验后发现：无论采用上二述哪种流程，铁精矿3．3焙烧时间试验品位都难以达到TFe≥57．00％．杂质P降到0．3％还原剂配人量与矿石量的比例为6％、焙烧温以下。为此确定采用焙烧一磁选一反浮选联合流度为800％，分别选取焙烧时间为30min、60min、程。90min、120min进行还原焙烧试验。焙烧后矿石在同样的磨矿粒度与分选磁场强度条件下得到的弱磁3还原焙烧试验研究选铁精矿的品位和回收率与焙烧时间的关系见图3．1还原剂用量试验焙烧试验所用设备为：快速升温箱式电炉(电炉最高升温温度】600％)，每次装矿量为400g，还原剂选用云南富源煤，粒度为一1irliil，分别按矿石量的0．5％、10％、l5％、20％比例添加，焙烧后的矿石在＼＼磨矿粒度为一325目75．0％时进行弱磁选试验。弱．I；{L龉磁选设备为：XCRS一74型qMO0×300鼓形湿式弱凰磁选机，分选磁场强度为106kA／m：弱磁选精矿的品和同收牢j还剂F玎帚的关系『』1L图1∞明盯％韶跎鲫焙烧温度／℃嘏＼图2铁精矿品位和回收率与焙烧温度的关系＼瓣赡围絮＼静回还原剂占有餐／％图1铁精矿品位和回收率与还原剂用量的关系从图1可以看出，当还原剂配入量与焙烧矿石量的比例为6％时，弱磁选铁精矿品位和回收率指标较好。因此确定还原剂配人量与焙烧矿石量的比图3铁精矿品位和回收率与还原时间的关系例为6％。从图3可以看出，在焙烧时间为90min时，铁精3．2还原焙烧温度试验矿的回收率较其他几个时间略低，但是此条件下的还原剂按矿石量的6％添加，分别选择焙烧温铁精矿品位较高，对后续的浮选提铁降磷有利。因度600oC、700℃、800cC、900％进行还原焙烧试验。此确定还原焙烧时间取90min为宜。焙烧后矿石在同样的磨矿粒度与分选磁场强度3．4原矿还原焙烧磁选综合条件试验条件下得到的弱磁选铁精矿的品位和回收率与焙烧在还原剂用量为矿石量的6％、焙烧温度温度的关系见图2。800℃、焙烧时间90min条件下还原焙烧得到的矿石从图2可以看出，焙烧温度从6O0℃上升至进行弱磁选试验。磨矿粒度为一325目75．0o％。900％时，弱磁选铁精矿品位升高不多，但是当焙烧弱磁选设备为：XCRS一74型q~400×300鼓形湿式温度为8O0℃的时候，回收率高达85．2％，因此确定弱磁选机，磁场强度为106kA／m，试验结果见表3。焙烧温度为800(=c为宜。由表3知，弱磁精矿品位TFe为54．12％，铁回 第1期龙运波等：某高磷鲕状赤铁矿选矿试验研究·5·收率为83．95％，铁精矿含磷为0．78％。连生体使得最终铁精矿品位TFe难以提高；同时，为表3原矿还原一焙烧一弱磁选试验结果了保证铁精矿品位磷含量降到0．3％以下，在浮选刮泡时就得对那些富含铁矿物的连生体刮得狠一点，这在一定程度上是以牺牲一定量的铁回收率为代价的，所以导致反浮选作业回收率不高。假如要让这部分连生体解离，就得强化细磨。新产生的矿药剂用量单位：g／t4反浮选提铁降磷试验通过对焙烧矿石弱磁分选得到的铁精矿(人浮物料)的筛析产品在显微镜下检查发现：单体解离了的铁矿物只有约15．0％，其余部分全为连生体。其中富铁连生体占66．0％以上，其余的为贫铁连生体。为了降磷，必须细磨使铁矿物与磷矿物尽量地弱磁选===：=：========单体解离，但是过度细磨产生的大量矿泥，势必影响磁场强度106kA／m弱磁尾矿浮选效果，经过条件试验选择一325目含量75．00％=1日’。T一41／b~磁～l——————————————一作为人浮物料的粒度。)kNa0Hg00反浮选提铁降磷试验采用NaOH作为矿浆pH)l(CaClz600。)k改性淀粉800值调整剂、改性淀粉抑制铁矿物、CaC1活化石英、)k捕收剂750自行研制的EM506作为磷矿物及石英等脉石矿物l的捕收剂，在矿浆pH值为l0．5～11的条件下，对反浮粗选弱磁选精矿经过一次粗选、一次精选、两次扫选后可：。，．以获得最终铁精矿品位TFe58．15％，磷0．28％，浮扫选I反浮精选选作业回收率达到82．6％的选矿指标，试验结果见扫表4，还原焙烧一磁选一反浮选工艺流程见图4。表4还原焙烧一磁选一反浮选闭路试验结果浮选尾矿铁精矿总尾矿图4焙烧一磁选一反浮选全流程闭路工艺原则流程泥势必导致浮选效率降低，药剂用量增加且严重降低精矿品质。从反浮选结果来看，最终铁精矿品位为TFe58．5结论15％，精矿磷品位降低至0．28％，浮选作业回收率为82．6％，精矿对原矿总的收率为69．37％。铁精1．对重庆某原矿品位TFe38．52％，含磷高达1．矿TFe品位提高了4％～5％，杂质磷降到了0．3％1％的鲕状赤铁矿，通过还原焙烧一磁选一反浮选工以下。艺，可以获得TFe58，15％，P0．28％的铁精矿，对原对浮选最终铁精矿产品在显微镜下检查发现：矿的回收率为69．37％。人浮物料在一325目含量75．00％的粒度条件下，精2．矿石的工艺矿物学研究表明，鲕粒中赤褐铁矿产品中还含有一定量的连生体，正是因为这部分矿嵌布粒度微细，且与脉石矿物紧密共生，选矿难度 第1期矿产综合利用N0．12011年2月MultipurposeUtilizationofMineralResourcesFeb．2011某复杂难选氧化铅锌矿选矿试验研究毛益林，陈晓青，杨进忠，王秀芬(中国地质科学院矿产综合利用研究所，四川成都610041)摘要：针对某氧化铅锌矿嵌布粒度微细、氧化率高等特点，采用先硫后氧浮选工艺流程，得到铅锌混合精矿与合格锌精矿，然后采用新型氧化矿硫化剂EMS一3硫化氧化铅矿物，再浮选得到氧化铅精矿产品。采用该工艺流程，伴生的银在精矿中得到富集，使资源得到最大化利用。关键词：氧化铅锌矿石；铅锌分离；硫化剂EMS一3中图分类号：TD913文献标识码：A文章编号：1000—6532(2011)Ol-0006-05随着经济的发展，铅锌等各种金属的需求量在原料，探索合适有效的氧化铅锌矿的分选途径已越不断增加。由于铅锌矿产资源的大量开发利用，硫来越受到人们的重视。本研究针对某复杂难选氧化化铅锌矿越来越少，氧化铅锌矿成为了重要的铅锌铅锌矿石进行了试验研究，获得了较好的选别效果。大。要达到提铁降磷的目的，必须细磨。因此焙烧76．一磁选作业和浮选作业物料磨矿粒度非常细，使得f5]李广涛，张宗华，张昱，王雅静．某高磷赤褐铁矿的焙烧药剂用量较大，铁精矿总的回收率受到影响。一磁选试验研究[J]．矿业快报，2008，(1)：27—29．[6]郝先耀，戴惠新，赵志强．高磷铁矿石降磷的现状与存在参考文献：问题探讨[J]．金属矿山，2007，(1)：7—10，66．[1]龙运波，张裕书．重庆巫山县邓家鲕状赤铁矿可选性试[7]陈述文，曾永振，陈启平．贵州赫章鲕状赤铁矿直接还原验研究[R]．成都：中国地质科学院矿产综合利用研究磁选试验研究[J]．金属矿山，1997，(11)：13—16，31．所，2008．[8]何姜毅，周平，庄故章，杜景红，张军，刘阅兵，杨志惠．某[2]闫武，张裕书．鄂西宁乡式铁矿利用工艺技术研究[R]．高磷铁矿降磷技术研究[J]．云南冶金，2007，136(6)：l7成都：中国地质科学矿产综合利用研究所，2008．—21．[3]庞玉荣，郭秀平，李朝晖，庞雪敏．某鲕状赤铁矿矿石反[9]王兢，尚衍波，张覃．鲡状赤铁矿浮选初步研究[J]．矿冶浮选试验研究[J]．国外金属矿选矿，2008，(7)：22—25．工程，2004，(6)：38—4O．[4]张锦瑞，胡立可，梁银英，杨惠平，孙达．难选鲕状赤铁矿的研究利用现状及展望[J]．中国矿业，2007，(7)：74一ExperimentalResearchonMineralProcessingTechnologyforSeparatingaHighPhosphorusOoliticHematiteOreLONGYun—bo，ZHANGYu—shu(InstituteofMultipurposeUtilizationofMineralResources，CAGS，Chengdu，Sichuan，China)Abstract：AhighphosphorusoolitichematiteoreinChongqingwithaheadgradeof38．52％TFeandcontaining1．1％P．mainlyexistsintheformofoolitichematiteandlimoniteore．Whenthenormalmechanicalmineralprocess—ingmethodisadopted，itSdificulttoreachtheaimofironincreaseandphosphorusdecrease．However，whenthetechnologicalflowsheetofroasting—magneticseparation—reverseflotationisadopted，theironconcentrateof58．15％rFeand0．28％Pwithayieldof46．16％andanironrecoveryof69．37％areobtained．Keywords：Oolitichematiteore；Roastingandmagneticseparation；Phosphorusdecrease：Reverseflotation收稿日期：2010-08．24；改回日期：2010-09—29作者简介：毛益林(1983一)，男，工程师，硕士研究生，主要从事矿物加工工程的研究工作