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磁选—絮凝—反浮选从山东某铁尾矿中回收铁试验
2018-07-10
山东某铁尾矿TFe 品位为19.97%,铁主要存在于赤(褐)铁矿中,铁在赤(褐)铁矿中分布率为62.41%。试样粒度分布不均,铁主要分布在-0.019 mm 粒级中,铁在该粒级分布率为24.54%。为回收试样中铁,进行了磁选—絮凝—反浮选试验。结果表明:弱磁—强磁预富集得到了铁品位为42.88%、回收率为68.33%的磁选混合精矿,混合精矿在磨矿细度为-200 目占93.48%条件下,以NaOH 为pH 调整剂,FZ-1 为絮凝剂经过两段选择性絮凝脱泥得到了铁品位为47.65%、回收率为63.76%的沉砂,沉砂以NaOH 为调整剂和分散剂、淀粉为抑制剂、CaO 为活化剂、CM-5 为捕收剂在常...
Series No. 504 June 2018 金 属 METAL MINE 矿 山 总第 504 期 2018 年第 6 期 ·综合利用· 磁选—絮凝—反浮选从山东某铁尾矿中 回收铁试验 1 ,2 1,2,3 3 1,2 1,2 1,2 姜兴科 邓小龙 李茂林 刘 旭 崔 瑞 姚 伟 1. 武汉科技大学资源与环境工程学院,湖北 武汉 430081;2. 冶金矿产资源高效利用与造块湖北省重点实验室,湖北 ( 武汉 430081;3. 长沙矿冶研究院有限责任公司,湖南 长沙 410012) 摘 要 山东某铁尾矿 TFe 品位为 19.97%,铁主要存在于赤(褐)铁矿中,铁在赤(褐)铁矿中分布率为 62.41%。 试样粒度分布不均,铁主要分布在-0.019 mm粒级中,铁在该粒级分布率为24.54%。为回收试样中铁,进行了磁选— 絮凝—反浮选试验。结果表明:弱磁—强磁预富集得到了铁品位为42.88%、回收率为68.33%的磁选混合精矿,混合精 矿在磨矿细度为-200目占93.48%条件下,以NaOH为pH调整剂,FZ-1为絮凝剂经过两段选择性絮凝脱泥得到了铁品 位为47.65%、回收率为63.76%的沉砂,沉砂以NaOH为调整剂和分散剂、淀粉为抑制剂、CaO为活化剂、CM-5为捕收剂 在常温(25 ℃)条件下经1粗1精3扫反浮选,得到了铁品位为65.43%、回收率为53.34%的铁精矿,试验结果可以为该 铁尾矿中铁的回收提供参考。 关键词 铁尾矿 磁选 絮凝 反浮选 中图分类号 TD923,TD924.1 文献标志码 A 文章编号 1001-1250(2018)-06-172-07 DOI 10.19614/j.cnki.jsks.201806032 Magnetic Separation-Flocculation-Reverse Flotation Recovery Iron from an Iron Tailings in Shandong Province 1 ,2 1,2,3 3 Liu Xu Cui Rui 1,2 1,2 1,2 Jiang Xingke Deng Xiaolong Li Maolin Yao Wei ( 1.School of Resources and Environmental Engineering,Wuhan University of Science and Technology,Wuhan 430081,China; . Key Laboratory of Efficient Utilization of Metallurgical Mineral Resources and Agglomeration of Hubei Province,Wuhan 30081,China;3. Changsha Research Institute of Mining and Metallurgy Co. Ltd.,Changsha 410012,China) 2 4 Abstract There is 19.97% iron in an iron tailing of Shandong Province. Iron mainly exists in hematite(limonite),dis⁃ tribution rate of iron in hematite(limonite)is 62.41%. The size distribution of tailings is uneven,iron is mainly distributed in -0.019 mm grain size,and its metal distribution rate is 24.54%. In order to recover the iron,Magnetic separation-floccula⁃ tion-reverse flotation tests were conducted. Results show that mixed concentrate with iron grade of 42.88% and recovery rate of 68.33% was obtained by pre-enrichment with low intensity-high intensity magnetic separation,and the mixed concentrate at grinding fineness of -200 mesh accounted for 93.48%,and NaOH as pH adjuster,FZ-1 as flocculant with two stages of se⁃ lective flocculation and desliming,grit products with iron grade of 47.65% and recovery rate of 63.76% was obtained. The grit using NaOH as regulator and dispersant,starch as an inhibitor,and CaO as an activator,CM-5 as collector,through one roughing one cleaning three scavenging reverse flotation at room temperature(25 °C). Finally,iron concentrate with iron grade of 65.43%,and recovery rate is 53.34% was obtained. The test results provided a reference for recovery of iron from the iron tailings. Keywords Iron tailings,Magnetic separation,Flocculation,Reverse flotation 铁尾矿是铁矿石经过选矿工艺选取铁精矿后排 量土地,造成资源浪费,而且长时间堆放使得尾矿中 [1] [3-6] 有害物质向周边环境扩散蔓延,造成环境污染 。 同时,随着矿产资源的大量开采利用,矿石贫、细、杂 等问题日益凸显,尾矿正作为一种二次资源受到世 放的废弃物 。目前国内铁尾矿产率平均可达 70% [ 2] 以上 ,不仅如此,铁尾矿还存在量大、综合利用率低 等问题,这些尾矿大量堆放于尾矿坝中,不仅占用大 收稿日期 2018-04-20 作者简介 邓小龙(1993—),男,硕士研究生。通讯作者 李茂林(1963—),男,教授,博士研究生导师。 · 172 · 邓小龙等:磁选—絮凝—反浮选从山东某铁尾矿中回收铁试验 2018年第6期 [ 7] 界各国的日渐关注 。 山东某铁矿山选厂原给矿以磁铁矿为主,磁铁 矿含量达到了 85.51%,其选矿主流程采用弱磁选工 艺,随着开采深度的加深,给矿中赤铁矿含量逐渐升 高,现有的选别流程已经不能适应性质发生了改变 的现有给矿,导致赤铁矿资源未被回收而进入到尾 矿中。为合理利用矿产资源,本试验以该矿山尾矿 为对象对其开展回收铁资源的研究,为矿山提供一 种回收尾矿中铁资源的再选别方案。 铁为需要通过选矿排除的脉石矿物。 为了解试样的粒度分布情况,对试样进行了筛 析,结果见表4。 1 试验原料及设备 1 .1 试样性质 试验尾矿样取自山东某铁矿选厂综合尾矿,试 样经晾干、混匀后备用,将混匀好的尾矿矿样缩分并 经三头研磨机研磨后对其进行多元素分析,结果见 表1。 从表1可以得知,试样中可供选矿回收的元素主 要是 Fe,全铁品位为 19.98%,Cu、Co、Ag、Mn、Ti 等元 从表 4 可以看出:试样粒度分布不均,-0.074 mm 粒级占 59.45%;其中铁在-0.019 mm 粒级品位较 高,该粒级产率为 28.79%,铁分布率达到了 24.54%; 2 素含量较低,回收价值不大,脉石组分以SiO 为主,其 含量为 26.13% ,其次为 MgO、CaO、Al 等,3 者含量 2 3 O 合计为29.73%,有害元素P、S等含量较低。 为了确定试样中各组成矿物和铁在各含铁矿物 中的分布率,对试样进行物相检测并结合镜下鉴定 结果进行分析,结果分别见表2和表3。 0 .045~0.10 mm 粒级铁品位较高,其余粒级铁品位相 差不大。由光学显微镜分析结果可知,铁矿物的嵌 布粒度较细,连生结构复杂,导致矿物解离度低,因 此在选别过程中需要添加磨矿作业。 1 . 2 试验设备及方法 弱磁选采用 CRIMM400-300 型电磁圆筒磁选 机,中磁选采用 YC400/600 圆筒型磁选机,强磁选试 验采用ZH560S组合式强磁机。 絮凝试验采用 XFD 型单槽浮选机作搅拌分散 机,将矿浆置于浮选槽中搅拌,依次加入 pH 调整剂 NaOH和絮凝剂FZ-1,搅拌絮凝后将产品烘干、称重、 化验,计算产率和回收率。 由表 2 可知,试样中主要铁矿物是磁铁矿、赤铁 矿和褐铁矿,含铁脉石矿物以绿泥石、滑石-蛇纹石、 黑云母和闪石为主,4者合计46.44%,其余脉石矿物为 石英、方解石、白云石、长石等,其含量合计31.40%。 由表 3 可以看出,试样中铁主要存在于赤(褐) 铁矿中,含量为 12.47%,分布率为 62.42%,其次存在 于硅酸盐中,含量为2.86%,分布率为14.31%,这部分 浮选设备采用XFD型单槽浮选机。浮选时依次 加入pH调整剂NaOH、抑制剂淀粉、活化剂CaO和捕 收剂CM-5,每种药剂加入后,搅拌3 min,再添加另一 种 药 剂 ,浮 选 时 间 为 5 min,矿 浆 温 度 为 常 温 (25 ℃)。试验完成后将试验产品烘干、称重、化验, 计算产率和回收率。 · 173 · 总第504期 金 属 矿 山 2018年第6期 2 试验结果与讨论 2 . 1 磁选试验原则流程确定 对试样进行磁选流程探索试验,分别是中磁— 强磁流程、弱磁—强磁流程、磨矿—强磁流程,试验 结果如表5所示。 度条件试验结果如图2所示。 从表 5 可以看出,试样直接磨矿—强磁选后,强 磁尾矿铁回收率在这3个流程中最低,先中磁后强磁 流程次之,先弱磁后强磁流程强磁尾矿铁回收率相 对最高。但试样粒度呈两端分化分布,-0.019 mm粒 级已达 28.79%,直接磨矿会产生大量微细粒矿物颗 粒,使后续选矿作业难度增大,而且由于试验样品为 尾矿,目的矿物含量不高,如直接进行磨矿作业成本 较高;而给矿中含有一定量的磁铁矿,采用直接中磁 选,连续给矿时卸矿难度较大。因此选择先弱磁选, 弱磁尾矿再进行强磁选,虽然此流程强磁尾矿铁损 失较高,但是在对试样进行预富集的同时能抛掉大 量的脉石矿物,不仅为后续试验减少处理量,而且降 低了生产成本。 从图2可以看出:随着磁场强度的提高,强磁精 矿铁回收率随之增加,铁品位随之下降;当磁场强度 大于 0.8 T 时,提高磁场强度,精矿铁品位下降较快, 说明给矿中大部分目的矿物在磁场强度为0.8 T时已 经被回收进入精矿,再提高磁场强度会使脉石矿物 进入到精矿中影响精矿品位。综合考虑,选取磁场 强度为0.80 T。 2 . 2. 3 磁选产品分析 对强磁精矿和强磁尾矿进行矿物组成分析,结 果分别见表6和表7所示。 2 2 . 2 弱磁—强磁预富集试验 . 2. 1 弱磁选试验 弱磁选采用圆筒磁选机,试验每次给矿量为 1 kg,在给矿浓度为30%条件下进行弱磁选磁场强度条 件试验,结果见图1。 从图 1 可以看出:随着磁场强度的提高,弱磁精 矿铁品位逐渐下降,弱磁精矿铁回收率逐渐升高;当 磁场强度大于159.16 kA/m时,随着磁场强度的提高, 弱磁精矿铁品位下降明显而回收率增加幅度不大。 综合考虑,选择弱磁选磁场强度为159.16 kA/m,此时 弱磁精矿产率为 6.88%,铁品位为 55.22%、回收率为 从表6和表7可以看出:强磁精矿中主要矿物是 磁铁矿-赤铁矿,也是此次试验回收的主要目的矿 物;另有褐铁矿、绿泥石、滑石-蛇纹石、黑云母等矿 物;强磁尾矿中主要为黑云母、绿泥石、滑石-蛇纹 石、方解石等脉石矿物,另有少量褐铁矿。说明在强 磁选磁场强度为 0.8 T 时,强磁尾矿中仅含有极少量 19.11%。 2 . 2. 2 强磁选试验 对弱磁选尾矿进行强磁选试验,强磁选磁场强 · 174 · 邓小龙等:磁选—絮凝—反浮选从山东某铁尾矿中回收铁试验 2018年第6期 目的矿物褐铁矿及磁铁矿-赤铁矿,说明在此磁场强 度下弱磁尾矿中的目的矿物绝大部分已经被回收, 因此选择磁场强度为0.8 T较为合理。 2 . 3. 2 NaOH用量试验 为了解弱磁强磁混合精矿的铁矿物单体解离 度,对混合精矿进行主要矿物单体解离度检测,结果 如表8所示。 NaOH在矿浆中既可以作为pH调节剂又可以作 为分散剂。在磨矿细度为-0.074 mm占93.48%、FZ-1 用量为500 g/t、絮凝脱泥时间为8 min条件下,对絮凝 脱泥NaOH用量进行条件试验,结果如图4所示。 从表 8 可以看出,+0.15 mm 粒级磁/赤/褐铁矿物 单体解离度较低,菱铁矿整体解离度均较低,说明其 嵌布粒度极细,脉石矿物整体解离度都较高。欲保 证铁回收率的同时获得较高铁品位的精矿产品,必 须对弱磁强磁混合精矿进行磨矿,但磨矿的同时会 产生大量的极细粒级矿物,因此考虑对磨矿后的混 合精矿首先进行选择性絮凝脱泥试验。 从图 4 可以看出,随着 NaOH 用量的增加,沉砂 铁品位先升高后降低,回收率逐渐降低。综合考虑, 选择NaOH用量为800 g/t。 2 . 3. 3 FZ-1用量试验 在磨矿细度为93.48%、NaOH用量为800 g/t、絮凝 脱泥时间为8 min条件下,进行FZ-1用量试验,结果见 图5。 2 2 . 3 选择性絮凝脱泥试验 . 3. 1 磨矿细度试验 为使混合精矿中目的矿物充分解离,在对混合 精矿絮凝脱泥之前对其进行磨矿。对不同磨矿细度 产品在NaOH用量为800 g/t、絮凝剂FZ-1用量为500 g/t、絮凝脱泥时间为 8 min 条件下进行选择性絮凝脱 泥试验,结果如图3所示。 从图 3 可以看出:随着磨矿细度的增加,沉砂 铁品位随之提高,但回收率随之降低;当磨矿细度 大于-0.074 mm 占 93.48%时,再增加磨矿细度,沉砂 铁品位提高幅度不大。综合考虑,选择磨矿细度 为-0.074 mm占93.48%,此时絮凝脱泥后沉砂产率为 从图5可以看出:随着FZ-1用量的增加,沉砂铁 品位逐渐下降;当 FZ-1 用量从 300 g/t 增加到 500 g/t 87.77%,铁品位为46.21%、回收率为95.27%。 · 175 · 总第504期 金 属 矿 山 2018年第6期 时,沉砂铁品位从49.33%下降到46.21%,其回收率从 8 8.85%升高到95.27%;当FZ-1用量从500 g/t增加到 00 g/t时,沉砂铁品位从46.21%下降到44.86%,其回 7 收率从 95.27%升高到 96.92%,沉砂铁品位下降明显 而回收率提高幅度不大。因此,选择 FZ-1 用量为 500 g/t。 2 . 3. 4 絮凝脱泥时间试验 在磨矿细度为93.48%、NaOH用量为800 g/t、FZ- 1 用量为 500 g/t 条件下,进行絮凝脱泥时间试验,结 果见图6。 从图 7 可以看出:随着 NaOH 用量的增加,精矿 铁品位先提高后降低,NaOH用量为1 000 g/t时,铁品 位达到最高,为63.90%;随着NaOH用量的增加,精矿 铁回收率先降低后提高,当 NaOH 用量大于 1 000 g/t 时,再增加 NaOH 用量,精矿铁品位降低幅度较大。 综合考虑,选择 NaOH 用量为 1 000 g/t,此时精矿产 率 、铁 品 位 和 回 收 率 分 别 是 50.43% 、63.90% 和 69.22%。 2 . 4. 2 淀粉用量试验 固定 NaOH 用量为 1 000 g/t,CaO 用量为 400 g/t, CM-5用量为600 g/t,进行淀粉用量试验,结果见图8。 从图 6 可以看出,随着絮凝脱泥时间的延长,沉 砂铁品位逐渐降低,铁回收率逐渐提高,当絮凝沉降 时间大于 8 min 时,再增加沉降时间,沉砂铁品位显 著降低,铁回收率提高幅度不大。因此,选择絮凝脱 泥沉降时间为8 min。 2 . 3. 5 絮凝脱泥流程试验 在条件试验的基础上进行两段选择性絮凝脱泥 试验,第二段絮凝脱泥时各药剂用量相对第一段絮 凝脱泥均减半,第二段絮凝脱泥时间为 8 min,2段絮 凝脱泥试验结果如表9所示。 由图 8 可以得出,随着淀粉用量的增加,精矿铁 品位逐渐降低,回收率随之升高,淀粉用量大于 900 g/t时,继续增加淀粉用量,虽然精矿铁回收率随之提 高,但精矿铁品位下降得较快。综合考虑,选择淀粉 用量为900 g/t。 2 . 4. 3 CaO用量试验 固定NaOH用量为1 000 g/t,淀粉用量为900 g/t, 从表 9 可以看出,二段絮凝脱泥后可获得铁品 位为47.45%、作业回收率为92.89%的沉砂。 CM-5用量为600 g/t,进行CaO用量试验,结果见图9。 从图 9 可以得出:随着 CaO 用量的增加,精矿铁 品位随之提高,回收率随之降低;当 CaO 用量大于 2 2 . 4 反浮选试验 . 4. 1 NaOH用量试验 对二段絮凝脱泥后的沉砂以NaOH为调整剂、淀 400 g/t 时,继续增加 CaO 用量,精矿铁品位提高幅度 粉为抑制剂、CaO 为活化剂、CM-5 为捕收剂在常温 不大。综合考虑,选择CaO用量为400 g/t。 (25 ℃)条件下进行反浮选试验。固定淀粉用量为 2 . 4. 4 CM-5用量试验 900 g/t,CaO用量为400 g/t,CM-5用量为600 g/t,进行 NaOH用量试验,结果见图7。 固定 NaOH 用量为 1 000 g/t,CaO 用量为 400 g/t, · 176 · 邓小龙等:磁选—絮凝—反浮选从山东某铁尾矿中回收铁试验 2018年第6期 合计 31.40%。试样中铁主要存在于赤(褐)铁矿中, 含量为12.47%,分布率为62.42%,其次存在于硅酸盐 中,含量为 2.86%,分布率为 14.31%。试样粒度分布 不均,-0.074 mm 粒级占 59.45%,其中铁主要分布 在-0.019 mm 粒级中,其产率为 28.79%,分布率达到 了24.54%。 (2)尾矿回收试验结果表明:通过弱磁—强磁预 富集得到了铁品位为 42.88%、回收率为 68.33%的混 合精矿,混合精矿在磨矿细度为-200 目占 93.48%条 件下,以NaOH为pH调整剂、FZ-1为絮凝剂经两段选 择性絮凝脱泥得到了铁品位为 47.65%、回收率为 淀粉用量为 900 g/t,进行 CM-5 用量条件试验,结果 见图10。 63.76%的沉砂,沉砂以NaOH为调整剂和分散剂、淀粉 为抑制剂、CaO 为活化剂、CM-5 为捕收剂,在常温 (25 ℃)条件下,经过1粗1精3扫的反浮选流程,最后 得到了铁品位为65.43%、回收率为53.34%的铁精矿。 参 考 文 献 [ 1] 潘宝峰,时彦宁. 铁尾矿综合利用研究现状[J]. 西部探矿工程, 2015,27(5):153-155. Pan Baofeng,Shi Yanning. Present situation of comprehensive utili- zation of iron tailings[J]. West China Exploration Engineering, 2 015,27(5):153-155. 从图 10 可以得出:随着 CM-5 用量的增加,精矿 铁品位逐渐提高,回收率则随之降低,当 CM-5 用量 由 200 g/t 提高到 600 g/t 时,精矿铁品位由 57.35%提 高到 63.97%,回收率则由 80.86%降低到 69.22%,此 后,继续增加CM-5用量时,精矿品位提高幅度不大, 但是精矿回收率则大幅下降。综合考虑,选择CM-5 用量为600 g/t。 [ 2] 曹惠昌,郑 竞,高淑玲. 我国铁尾矿综合利用研究进展[J]. 现代矿业,2011,27(10):68-71. Cao Huichang,Zheng Jing,Gao Shuling. Research progress on com- prehensive utilization of iron tailings in China[J]. Modern Mining, 2011,27(10):68-71. [ 3] 谭宝会,朱 强,陈 莹,等. 我国尾矿综合利用现状及存在的 问题和发展对策[J]. 矿山机械,2013,41(11):1-4. Tan Baohui,Zhu Qiang,Chen Ying,et al. Comprehensive utiliza- tion status and existing problems of tailings in China and develop- ment countermeasures[J]. Mining Machinery,2013,41(11):1-4. 2 . 5 闭路流程试验 在条件试验的基础上进行了弱磁—强磁预富 集,预富集精矿磨矿—选择性絮凝脱泥—反浮选闭 路全流程试验,获得的数质量流程如图11所示。 从图 11 可以看出,闭路试验获得了铁品位为 4] 张一敏. 固体物料分选理论与工艺[M]. 北京:冶金工业出版 社,2007. [ Zhang Yimin. Separation Theory and Process of Solid Material[M]. Beijing:Metallurgical Industry Press,2007. 65.43%、回收率为53.34%的铁精矿。 [5] 张 旭. 低品位铁矿资源开发利用问题研究[D]. 北京:中国地 3 结 论 质大学(北京),2014. (1)山东某铁尾矿铁品位为19.97%,主要铁矿物 Zhang Xu. Research on Exploitation and Utilization of Low Grade Iron Ore Resources[D]. Beijing:China University of Geosciences 是磁铁矿、赤(褐)铁矿和假象赤铁矿,含铁脉石矿物 以绿泥石、滑石-蛇纹石、黑云母和闪石为主,4 者含 量合计46.44%,这些含铁硅酸盐中的铁难以回收,其 他脉石矿物有石英、方解石、白云石、长石等,其含量 (Beijing),2014. [ 6] 张一敏. 二次资源利用[M]. 长沙:中南大学出版社,2010. Zhang Yimin. Secondary Resource Utilization[M]. Changsha: Cen- tral South University Press,2010. · 177 · 总第504期 金 属 矿 山 2018年第6期 (责任编辑 王亚琴) · 178 ·
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