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某褐铁矿选矿工艺试验研究

时间:2017-03-09 19:13:59 来源:本站

自然界中褐铁矿绝大部分以2Fe2O3.3H2O形态存在,呈非晶质、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,含铁量低于磁铁矿和赤铁矿,并且多数含有大师矿泥,不经过选矿不能直接用于冶炼,属于难选矿石。但是,随着市场对钢铁需求量增加和价格上涨,对褐铁矿进行选别研究显得日益重要。目前褐铁矿选矿工艺主要有:①单一重选工艺,因褐铁矿矿物密度变化大,导致铁回收率低,资源浪费严重。②单一湿式强磁选工艺,对细粒级矿泥选别效果较差。③单一浮选工艺,包括正浮选和反浮选,重点需解决的问题是细粒级矿泥的影响。④选择性絮凝浮选,借助淀粉、腐殖酸盐等对褐铁矿选择性絮凝,再通过脱泥或反浮选除硅酸盐矿物。随着褐铁矿选矿工艺研究的发展,出现了众多类型的联合流程,包括强磁选-正浮选-强磁选流程,强磁选-胺反浮选流程,还原焙烧-磁选-浸出流程等。针对某地褐铁矿矿石特性,采用强化分散-强磁选工艺获得了品位的54.12%、回收率为62.16%的铁精矿。

1、矿石性质

矿样工艺矿物学分析表明,原矿中含铁矿物主要为褐铁矿和赤铁矿;脉石矿物主要为高岭石、伊利云母,以及少量的方解石和钙镁矿物。该矿石多元素分析分析和铁物相分析结果分别见表1和表2。

原矿多元素化学分析结果

矿石中铁的物相分析

2、选别方案试验

2.1、重选流程试验

原矿中硅酸盐类矿物和含铁矿物密度、硬度差异较大,应具备较好的重力分选条件,因此进行了重选试验。将原矿磨至75%-0.074mm,采用刻槽摇床进行分选,调节好冲程、冲次、床面倾角、水量和给矿量等条件,得到的试验结果见表3。

摇床试验结果

从表3可见,重选工艺得到的铁精矿品位和回收率都较低,表明矿石经重选难以达到较好的分选指标。其原因是原矿经磨矿后,铁矿物的粒度两极分化严重,部分细粒铁矿物损失在尾矿中。

2.2、单一浮选试验

原矿中的含硅矿物主要是难浮的高岭石和伊利云母,易泥化而对后续浮选影响较大,因此需经预先筛分脱除。本次试验拟订了预先筛分-磨矿-阳离子反浮选和预先筛分-磨矿-阴离子正浮选工艺。试验结果表明,预先筛分-磨矿-阴离子正浮选工艺得到了较高品位的铁精矿。试验结果见表4,流程见图1和图2。

阴离子正浮选试验流程及条件

阴离子反浮选试验流程及条件

从表4可知,两种流程中阴、阳离子捕收剂的消耗量都很大,充分说明矿石容易泥化。经预先筛分脱泥后,仍有部分矿泥进入浮选作业,增加了药剂的消耗。比较而言,预先筛分-磨矿-阴离子正浮选试验达到了比较理想的指标,但其流程复杂,药剂消耗量过大,铁回收率较低,细粒铁矿石经预先筛分随矿泥损失较严重。而阳离子药剂十二胺的捕收能力和分选性均较差,不能有效分离硅酸盐矿物,可能是受到了矿泥的影响。总而言之,试验结果表明,单一浮选方案难以得到理想综合指标。

单一浮选试验结果

2.3、选择性絮凝试验

为了减少硅酸盐矿泥对后续试验的影响,同时考查絮凝脱泥工艺的可行性,进行了选择性絮凝试验。通过初步确定的磨矿细度和碳酸钠用量,逐个改变水玻璃、PD用量,*终确定了脱泥试验的*佳条件。*佳试验结果见表5,*佳工艺条件见流程图3。

选择性絮凝试验结果

磨矿细度为75%-0.074mm,在磨矿过程中添加3000g/t碳酸钠和2000g/t水玻璃时,矿浆可以良好分散。据已有研究文献报道,褐铁矿的零电点基本在6左右,而硅酸盐矿物的零电点则在2~4,当pH值在4~6之间时,褐铁矿和脉石矿物之间将产生异象凝聚现象。当3000g/t的碳酸钠加入后,可以调整矿浆的pH值到8.5~10之间,导致不同矿物表面均带负电,从而使其良好分散。PD是一种阴离子型淀粉,在矿浆中会优先吸附在表面负电性相对更低的铁矿物表面形成选择性絮团,从而达到分离铁矿物的目的。但从表5可看出,采用选择性絮凝仍难以显著提高精矿铁的品位,仅提高约3个百分点。

2.4、选择性絮凝-强磁选流程试验

在磨矿细度75%-0.074mm、碳酸钠3000g/t、水玻璃2000g/t、PD絮凝剂200g/t的条件下,拟定了选择性絮凝-强磁选粗选-强磁选精选和选择性絮凝-强磁选-反浮选试验方案,试验结果见表6,试验流程见图4、图5和图6。

选择性絮凝-强磁选-强磁选(反服选)试验结果

选择性絮凝-强磁选试验流程及条件

选择性絮凝-强磁选-反浮选试验流程及条件

选择性絮凝-强磁选-反浮选试验流程及条件

从表4看见,单一强磁选工艺明显好于强磁选-浮选联合工艺,原矿经絮凝脱泥后经过一次强磁选粗选(1.5T)一次强磁选精选(0.9T),可得到品位53.43%,回收率66.99%的铁精矿。强磁选的富集效率和回收率远远好于浮选,说明铁矿石中有用矿物和脉石矿物存在较大的磁性差异,强磁选是分离两者的有效方法。选择性絮凝-强磁选-反浮选试验中,1231比十二胺表现出较好的分选性,仍但不能得到理想分选指标,说明这种矿石即便在脱泥后,进行阳离子反浮选,有用矿物(铁矿物)也难以得到富集分离。铁矿物嵌布粒度细、难解离,选择性絮凝过程中加入的水玻璃水解后形成的HSiO3-、H2SiO3吸附在矿泥表面使其亲水而受到抑制,这些原因可能导致了阳离子反浮选工艺的分选变差。因此,对于这种类型的褐铁矿,采用单一强磁选应该是*有效的方法。

2.5、强化分散-磁选流程试验

上述试验结果表明,单一磁选方案具有较大的优势。为了进一步考察脱泥因素对单一强磁选的影响,进行了不脱泥,强化分散和强磁选流程试验。

试验结果证明,通过强化矿浆分散、不脱泥,强磁选仍能得到理想的指标。为此,对强化矿浆分散-强磁选方案进行了进一步优化,试验结果见表7,试验流程分别见图7和图8。

强化分散-强磁选试验结果

强化分散-强磁选流程试验

强化分散-强磁选优化全流程试验

通过优化试验,确定*佳的磨矿细度为85%-0.074mm,磁选给料浓度为20%,流程结构为一次粗选、一次扫选、两次精选。试验获得了精矿品位54.12%、铁回收率62.16%的良好指标。综合以上试验结果,对于试验处理的褐铁矿,*佳工艺为强化分散-强磁选工艺。

3、结论

(1)该铁矿石有用矿物为褐铁矿和赤铁矿,脉石矿物为高岭石等硅酸盐类矿物,属于难选矿石。矿石中有用矿物和脉石矿物间存在较大磁性差异,通过强磁选方法可以得到较理想的分选指标。

(2)原矿磨矿细度为85%-0.074mm时,采用碳酸钠和水玻璃分散矿浆,采用一次粗选(H=1.25T)、一次扫选(H=1.25T)、两次粗选(H=1.0T)的强磁选工艺流程,*终可获得铁品位54.12%、回收率62.16%的铁精矿,分选指标良好。

(3)原矿磨矿过程中,添加碳酸钠和水玻璃分散剂强化矿浆分散,是提高强磁选分离效率的关键技术。

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