重钢巫峡矿业桃花铁矿试验研究报告-4（2011-3-19）.doc

科研科研项项目成果目成果报报告告 重钢桃花鲕状赤铁矿利用技术重钢桃花鲕状赤铁矿利用技术 实验室试验研究实验室试验研究 中国地中国地质质科学院科学院矿产综矿产综合利用研究所合利用研究所 二二一一年三月一一年三月 重钢桃花鲕状赤铁矿利用技术实重钢桃花鲕状赤铁矿利用技术实 验室试验研究验室试验研究 项目负责人：张裕书 报告编写人：杨耀辉 张裕书 评 阅 人： 矿冶中心负责人： 所技术负责人： 所 长： 提交报告时间：二一一年三月 试验研究人员：杨耀辉 张裕书 张少翔 龙运波等 陈 波 谭其尤（重钢矿业公司） 化验分析人员：张巧云 吴丽琨 黄立伟等 目目 录录 第一章第一章 前前 言言1 1 第二章第二章 试验矿样和矿石性质试验矿样和矿石性质5 5 第一节 矿区概况.5 第二节 矿石的物质组成.9 第三节 矿石的结构构造.12 第四节 矿石中主要矿物的产出形式.13 第五节 磷的赋存状态.16 第六节 主要矿物嵌布粒度.17 第三章第三章 富矿样实验室试验研究富矿样实验室试验研究1919 第一节 矿样的采取与制备.19 第二节 试验方案的确定.20 第三节 磨矿条件试验.21 第四节 浮选探索试验.25 第五节 反浮选条件试验.30 第六节 浮选开路流程试验.33 第七节 浮选闭路流程试验.35 第八节 浮选闭路试验产品检查.37 第九节 小 结 .38 第四章第四章 正式样脱泥正式样脱泥- -反浮选试验研究反浮选试验研究4040 第一节 正式矿样的制备.40 第二节 浮选探索试验.41 第三节 反浮选脱磷条件试验.45 第四节 反浮选脱硅条件试验.49 第五节 开路、闭路流程试验.51 第六节 试验铁精矿产品检查.66 第七节 小 结 .68 第五章第五章 正式样强磁正式样强磁反浮选探索试验研究反浮选探索试验研究6969 第一节 强磁选铁工艺试验.69 第二节 强磁反浮选工艺探索试验.71 第三节 强磁反浮选工艺及试验结果.72 第四节 小 结 .74 第六章第六章 结结 语语 7575 内容摘要内容摘要 7777 1 第一章第一章 前前 言言 一、项目任务 受重钢巫峡矿业股份有限公司委托，中国地质科学院矿产综合利用 研究所对委托方负责采集提供的巫山桃花鲕状赤铁矿样品进行选矿试验 研究，目的是为合理开发利用该矿提供选矿技术比较依据。根据合同要 求，本项目将完成的研究任务为： （一）（一） 技术主要组成部分技术主要组成部分 开展脱泥反浮选脱磷降硅工艺实验室试验研究，其中包括： 1、合理磨矿粒度试验研究； 2、脱泥条件试验研究； 3、反浮选脱磷药剂条件试验研究； 4、反浮选脱硅药剂条件试验研究； 5、不同产品浮选流程结构试验； 6、不同产品浮选开路、闭路流程试验； 7、最终产品多项分析。 （二）（二） 研究方法和技术路线研究方法和技术路线 1、通过合理磨矿、分级、脱泥技术的研究，达到矿物较为地有效分 离，为下段选别提供较好的物料选别基础。 2、采用反浮选工艺，其关键技术是通过合理调整剂、捕收剂地开发， 脱出磁选获得的铁粗精矿或原矿中的硅、磷等矿物，达到提铁降磷的目 的。 二、项目要求的技术开发手段与主要技术指标 2 （一）（一） 技术开发手段技术开发手段 1、重钢巫峡矿业股份有限公司负责采集有代表性的试验矿样送至中 国地质科学院矿产综合利用研究所（后简称：综合所）峨眉中试基地； 2、综合所在收到试验矿样和研究经费后开始开展试验研究工作。 （二）（二） 技术指标及要求技术指标及要求 考察铁精矿 TFe 品位50%、52%、56%，P：0.3%时，TFe 回收 率。 三、研究进度和实施计划 （一）（一） 阶段进度阶段进度 自合同生效（首付经费及试验矿样均到位视为合同生效，即项目启 动）后 3 个月内提交研究报告。 （二）总体计划（二）总体计划 本项目总体时间控制在 3 个月内。 四、项目实施情况 试验矿样于 2010 年 9 月 20 日运至峨眉中试基地，首批研究经费于 2010 年 9 月 31 日到矿产综合利用研究所。项目合同开始时间即为 2010 年 10 月 1 日。根据合同要求，试验承担方及时开展了研究工作。但经对 试验矿样破碎混匀后所送原矿分析的结果表明，试验矿样品位为：TFe 51.64%，P1.09%，SiO28.35%。经双方沟通确认，该原料品位与矿山今 后实际生产品位相差太大。为此，试验委托方决定重新采集顶、底板和 极贫矿总计 3 吨贫矿样与原高品位矿按比例进行配矿。贫矿样已于 2010 年 11 月底运至峨眉中试基地。要求配制成的最终正式试验样 TFe 品位 3 为 45%左右。 鉴于可拥有 TFe 品位为 51.6%和 45%左右两种试验矿样，委托方根 据矿山的实际情况以及希望对不同工艺进行对比考察，要求试验承担方 开展如下实验室试验研究工作： 1、对正式样按照原合同要求开展脱泥反浮选工艺系统试验研究； 2、对正式样开展强磁反浮选工艺探索试验研究； 3、对高品位矿（富矿） ，参考正式样研究结果开展脱泥反浮选工 艺试验。 研究时间不再限定 3 个月提交报告，但须尽量抓紧时间开展工作。 超额工作的研究经费将于下一步的扩大连续试验研究项目中一并考虑。 五、项目研究成果 （一）富矿样技术成果（一）富矿样技术成果 通过详细的实验室试验研究，对重庆巫山桃花铁矿富矿样采用“脱 泥反浮选”工艺，获得的总铁精矿 TFe 品位 56.08，浮选作业回收 率为 86.26，全流程回收率为 80.75%。精矿中 P 含量为 0.20，含磷 量低于合同规定指标。 （二）正式样技术成果（二）正式样技术成果 1、脱泥反浮选工艺 根据合同要求，考察了铁精矿 TFe 品位50%、52%、56%，P：0.3% 时的 TFe 回收率。 （1）对于指标要求为 TFe 品位50%的铁精矿（1#） ，获得的选矿工 艺为脱泥反浮选脱磷闭路工艺流程（一粗二精三扫，中矿循序返回） ， 获得的总铁精矿 TFe 品位为 50.05，浮选作业回收率为 86.37，全流 4 程回收率为 77.02%。铁精矿中 P 含量为 0.24，含磷量低于合同规定指 标。 （2）对于指标要求为 TFe 品位52%的铁精矿（2#） ，获得的选矿工 艺为脱泥反浮选脱磷闭路工艺流程（一粗三精三扫，中矿循序返回） ， 获得的总铁精矿 TFe 品位为 52.05，浮选作业回收率为 80.73，全流 程回收率为 71.99%。精矿中 P 含量为 0.20，含磷量低于合同规定指标。 （3）对于指标要求为 TFe 品位56%的铁精矿（3#） ，获得的选矿工 艺为脱泥反浮选脱磷反浮选脱硅全开路工艺流程（一粗一精脱磷， 一粗二精脱硅） ，获得的铁精矿 TFe 品位为 56.14，浮选作业回收率为 59.88，全流程回收率为 53.39%，精矿中 P 含量为 0.16，含磷量远 低于合同规定指标。 （4）采用脱泥反浮选脱磷反浮选脱硅闭路工艺流程，获得的总 铁精矿 TFe 品位为 53.71，作业回收率为 80.10，全流程回收率为 71.43%，精矿中 P 含量为 0.26，含磷量低于合同规定指标。 2、正式样强磁反浮选工艺 （1）在磨矿细度为-0.074mm 含量 92.73的条件下，单一强磁选工 艺能有效提高 TFe 品位。此时强磁精矿 TFe 品位为 51.79%，含 P0.56%，但 TFe 回收率不高，仅为 71.83%。 （2）强磁反浮选脱磷工艺能获得 TFe 品位 56.06%，P 含量 0.12的铁精矿，浮选作业 TFe 回收率为 78.82，强磁反浮选工艺 TFe 回收率为 56.62%。 本项目按时全面完成了委托方提出的研究内容，结果能作为委托方 对该矿进行不同利用工艺技术比较与初步评价的技术依据。 5 6 第二章第二章 试验矿样和矿石性质试验矿样和矿石性质 第一节 矿区概况 一、矿区位置及交通情况 巫山县桃花“宁乡式”赤铁矿区行政区划属于重庆市巫山县抱龙镇及 笃坪乡管辖，位于重庆市巫山县城南东 130方位，直距约 60km。 矿区范围南起二敦子、大梁一带，北止桃花、青坪、凤竹坪、韭菜 垭口，呈北东展布的多边形，东西长 10.5km，南北宽 1.44.4km，矿区 面积 28.75km2，地理坐标 11000081100526，北纬 305423 30 5808。 抱（龙镇）楂（树坪）省级公路贯通矿区，至建始县楂树坪接 209 国道，经巫山上渝（重庆）宜（昌）高速公路（建设中） ；两条重庆 线路矿区-建始-利川-万州-重庆（550km） ，矿区-巫山-奉节-万州-重 庆（600 km） ；通过 20km 矿区公路到葡萄坝（规划 5000t 航道整治）连 通长江水路，可抵达万州、重庆及宜昌、武汉、南京、上海等地，交通 方便。 二、矿区地质 矿区大地构造位置处于扬子准地台上扬子台坳渝东南陷褶束七曜山 凹褶束，属浅海湾近滨相氧化带沉积矿床。 （一）（一） 地层地层 矿区出露的地层由老至新为：志留系、泥盆系、石炭系、二叠系、 三叠系及第四系。层序清楚，发育完整。 （二）（二） 构造构造 1、褶皱构造 7 矿区褶皱构造主要为区域级控矿构造贺家坪背斜：该背斜在 矿区长约 13km，轴向 NE5670，属轴部开阔，北西翼缓、南东翼陡 的不对称褶曲。背斜以桃花 0 线为界，北东段为贺家坪背斜的正常背斜 段，为北矿体的控矿构造。南西段属贺家坪背斜的倒转段，属南矿体的 控制构造。背斜 NW 翼产状倾向为 320350，倾角 725，背斜 SE 翼地表产状总体倾向多为 130，倾角 740。 矿区内次级褶皱规模均小于 300m，幅宽 120m，主要在贺家坪及 马坪一带。次级褶皱的分布特点：在贺家坪一带的断裂构造边部，分布 较多次级褶皱，属断层的“入”字型分支构造；另一种分布于马坪一带、 贺家坪背斜 NW 翼的层间褶皱。 2、断裂构造 矿区内断裂构造较发育。主要分布于桃花贺家坪一带。按断裂 的方向和力学性质可划分为 NEE 压性断裂组、NNW 张性断裂组及 NNE 扭张性断裂三组。NNW 张性断裂在矿区内不甚发育，规模小。 三、矿体地质特征 （一）（一） 矿体形态、产状及规模矿体形态、产状及规模 矿体主要受沉积环境和贺家坪背斜控制，为一长轴呈北东向的带状 体。缓倾斜矿体的形态与贺家坪背斜基本一致，由于处于沉积边缘，为 不规则的波状边缘形态。 矿体产状总体受贺家坪背斜的形态控制，与地层产状基本一致。背 斜南东翼从桃花枫竹坪为半箱形褶曲。半箱形褶曲肩部北西侧为缓倾 斜矿体，南东侧为陡倾斜矿体。缓倾斜矿体北西翼倾角 1025，南东 翼倾角 1030，陡倾斜矿体倾角80，局部有倒转现象。 矿体走向长 5900m，宽 4002000m。根据 85 个单工程统计，单工 程矿体真厚度 0.465.92m，矿体平均厚度 2.88m。其中厚度45m 的 8 分布范围在 0 线、7 线、13-19 线、31 线部分工程控制范围内，厚度 24m 的分布范围在矿区内最大。矿体厚度变化特征：厚度1m 分布在 矿体 NW 侧，SE 侧厚度增大，但厚度分布在走向上和倾向上无明显规律。 整个矿体在北西侧由于受沉积古陆边缘地势影响，厚度变薄或尖灭， 向南东方向厚度比较稳定，但受沉积地势起伏影响，厚度也有一定变化。 按矿石结构构造特征，矿层由上至下大致分为： 1、顶部：棕红色细鲕粒条带状赤铁矿夹紫红色条带状含铁泥岩，条 带厚薄不一，一般 14mm 左右，含铁量一般在 2535%，常见 30%左 右。该层总厚 01.65m。 2、中上部：棕红色豆鲕状赤铁矿，豆鲕粒直径在 28mm 左右，豆 粒核心多为铁泥质胶结粒屑或硅质粒屑，偶见生物碎屑，局部见次园状 砾石（部分为鲕状赤铁矿砾屑） 。含铁量多在 3544%之间，一般为 40%。 分层厚 0.51.8m。 3、中下部：钢灰色、棕红色鲕状赤铁矿。鲕粒直径大多小于 2mm，一般在 0.51mm 之间，铁质胶结，致密块状。含铁量多在 4050%，部份在 55%以上。分层厚一般 0.62.3m。 4、底部：灰紫色、紫红色泥岩，夹薄层条带状或包卷状泥岩，铁泥 质胶结，粒径多小于 1mm。含铁量多在 2540%之间，一般在 30%左右， 底部厚度变化较大，分层厚度 03.4m。 （二）（二） 矿体顶、底板围岩及夹石矿体顶、底板围岩及夹石 矿体顶、底板围岩与矿体界线清楚。直接顶板主要为石炭系中统黄 龙组微晶灰岩，岩质坚硬，为赤铁矿的稳固顶板；底部为粘土岩 （0.m） ，质软，见水易软化，厚度小，为赤铁矿的直接伪顶层。另 9 一种顶板为黄家蹬组顶部（赤铁矿之顶、粘土岩之下）灰色、浅灰色夹 紫红色钙质泥岩，厚度 00.67m。 底板为浅灰色夹紫红色泥岩。岩石具微雏晶结构，矿物主要由水 云母泥质及铁泥质组成，石英呈粉砂状、有机质呈串状展布，另在紫红 色泥岩中含少量粉晶状白云石。 夹石多分布于矿体中下部。由细条带状含铁粉砂质泥岩或页岩组成， 条带厚 24mm 左右，与赤铁矿条带交互出现，条带长短不一，不易剔 出，经系统取样分析，TFe 品位25%。 （三）（三） 矿石质量矿石质量 矿区矿石质量，具有宁乡式沉积鲕状赤铁矿床矿石的基本特点。一 是矿石普遍具鲕状构造，其二是矿石含磷高，含磷矿物以胶磷矿为主， 选矿脱磷较为困难；其三矿石中有用成分单一，除了铁以外，尚无其他 可综合利用的伴生元素。造渣组分中的酸性成分含量高，矿石矿物和脉 石矿物嵌布粒度细，选别处理的难度较大。 本矿区矿石矿物成份： 主要金属矿物有赤铁矿，占矿石矿物总量 90%以上，偶含微量菱铁 矿。 赤铁矿呈鲕状和隐晶质两种形式产出，鲕状粒径多在 0.150.80mm 之间，一般为 0.45mm。部分鲕粒由非（隐）晶质赤铁矿构成，不具明显 圈层构造。部分鲕粒具圈层构造，核心为赤铁矿，外层偶见绿泥石和赤 铁矿互成包裹，复层鲕粒约占 2/3。圈层一般 37 层，层厚0.01mm。 鲕粒间多为非（隐）晶质赤铁矿为主。物相分析结果：赤铁矿 98.86，硅酸铁0.39。 在矿石中偶见菱铁矿，多呈自形晶体。粒度很细且均匀， 0.05mm。多嵌布在赤铁矿基质中。物相分析结果0.57。 10 脉石矿物以石英为主，次为方解石、白云石、绿泥石、水云母及胶磷 矿。 四、矿产资源/储量 （一）（一） 矿产资源矿产资源/储量估算工业指标储量估算工业指标 矿产资源/储量估算过程中根据铁、锰、铬地质勘查规范 （DZ/T02002002） ，采用需选矿石的一般工业指标。 边界品位（TFe）： 25% 最低工业品位（TFe）： 28% 最低可采厚度： 1m 夹石剔除厚度： 1m （二）（二） 矿产资源矿产资源/储量估算结果储量估算结果 桃花赤铁矿区首采区估算资源量共计 4259 万 t，其中 332 类（122b ）2291 万 t，333 类 1968 万 t。 第二节 矿石的物质组成 一、矿石的化学组成 原矿（正式样，下同）化学多项分析和物相分析结果分别列于表 2-1 和表 2-2。 表表 2-1 原矿化学多项分析结果（原矿化学多项分析结果（%） TFeFeOFe2O3V2O5Cr2O3MnOCuCoNiP2O5 43.787.3554.380.0830.00700.240.00110.00530.0112.28 SSiO2Al2O3CaOMgOK2ONa2OH2OCTFe/FeO 0.07812.805.817.341.070.400.132.081.325.96 11 表表 2-2 原矿中铁物相分析结果原矿中铁物相分析结果 成 分磁性铁*菱铁矿氧化铁*硫铁矿硅酸铁合计 含量(%)0.0920.7539.230.0643.5343.666 分布率（%）0.21 1.72 89.84 0.15 8.08 100.00 *磁性铁：磁铁矿，磁黄铁矿；氧化铁：赤铁矿，褐铁矿。 表 2-1 和表 2-2 结果表明： 1、矿石中可供选矿回收的主要组分是铁，品位达 43.78%。矿石 TFe/FeO 的比值为 5.96，碱性系数(CaO+MgO)/(SiO2+Al2O3)=0.45。 2、需要选矿排除的造渣组分主要是 SiO2，次为 Al2O3，二者合计含 量为 18.61%。有害杂质硫的含量很低，但磷的含量较高。 3、矿石中铁的赋存状态较为复杂，分布在赤（褐）铁矿中的铁占 89.84%，加上分布在磁铁矿和碳酸盐中的铁，分布率合计为 91.77%，这 即为选矿分选矿石中铁矿物时铁的最大理论回收率。 综合化学成分特点，可以认为区内矿石属低硫高磷的单一酸性赤铁 矿矿石。 二、矿石的 X 衍射 矿石的 X 衍射见图 2-1。经对原样 X 衍射测试可知，样品中赤褐铁 矿、石英、胶磷矿、菱铁矿、方解石、云母、白云石、长石、高岭土、 黄铁矿等矿物峰值明显。 12 图图 2-1 重庆巫山桃花矿重庆巫山桃花矿 X 衍射曲线衍射曲线 三、矿石的矿物组成 矿石的主要矿物组成见表 2-3。 表表 2-3 矿石的主要矿物组成矿石的主要矿物组成 四、矿石中主要矿物含量 矿石中主要矿物含量见表 2-4。 表表 2-4 矿石中主要矿物含量矿石中主要矿物含量 矿物名称含量（%） 磁铁矿0.28 金属矿物类别 主次氧化物硫化物 非金属矿物 主要赤铁矿 石英、方解石、鲕绿泥石 次要胶磷矿、菱铁矿、褐铁矿长石、伊利石、黑云母 少量黄铁矿电气石、白云母、蛋白石、玉髓 微量磁铁矿磁黄铁矿 13 赤褐铁矿67.40 铁绿泥石10.26 胶磷矿3.88 菱铁矿1.10 黑云母2.83 方解石5.49 白云石1.38 石英5.85 钠长石0.16 正长石0.10 伊利石1.18 黄铁矿0.04 锆石0.02 金红石0.03 合计100.00 第三节 矿石的结构构造 一、矿石的构造 1、针状纤维棉絮状结构，矿石中赤铁矿主要以这种形式产出，极 为细小的针状或纤维状赤铁矿晶体相互交织在一起形成棉絮状的集合体， 赤铁矿鲕粒的铁矿物环带主要是由这种赤铁矿集合体构成的，这说明成 矿过程中尽管有重结晶作用的存在，但是仍然保留了氢氧化铁胶体溶液 在凝聚沉积时期内形成鲕状构造的特点。 2、交代结构，赤铁矿呈星点状、细脉状、羽毛状或不规则集合体交 代脉石矿物，在部分胶结物或脉石团块中以这种形式出现的赤铁矿较为 常见。 3、隐晶质结构，胶磷矿和部分赤铁矿以此种形式产出，显微镜下虽 由委托方提供。 14 然局部略显光性反应，但很难确定它们的形态和晶粒之间的界线。 4、鳞片状结构，鲕绿泥石常呈鳞片状集合体出现。 5、自形、半自形粒状结构，胶结物中的白云石、方解石形态通常较 为规则、粒度均匀。 矿物的结构构造及嵌布关系对选矿工艺流程的选择和选别指标影响 很大。矿物嵌布关系简单、相互之间接触面平直则易于解离，嵌布关系 复杂、接触面弯曲则对选矿是一个不利的因素。区内矿石中绝大部分赤 铁矿是以鲕状形式产出的，而且与脉石矿物之间的接触面较为平直，如 果选矿只考虑将鲕粒作为回收对象，那么通过磨矿后大部分鲕粒能与脉 石矿物解离开来；但欲使赤铁矿达到真正意义上的解离，则需要选择细 磨工艺。 二、矿石的结构 区内矿石的构造形式较为简单，根据赤铁矿集合体形态和在矿石中 分布的特征，大致可分为鲕状构造和浸染状构造两种类型。前者赤铁矿 鲕粒在不同的矿块中分布的密集程度差异较大，在部分矿块中，鲕粒常 相互紧密镶嵌构成铁品位较高的富矿石，而在其它类型矿石中，鲕粒多 呈中等稠密状（鲕粒体积含量 30-70%）分布，部分矿石中甚至过渡为稀 疏星散状。鲕粒之间的胶结物通常以石英、白云石、方解石和鲕绿泥 石为主，但常夹杂分布赤铁矿和胶磷矿，这也就是说鲕粒和胶结物部分 的组成矿物基本相似，仅仅表现在产出形式和含量上有所不同而已。根 据赤铁矿鲕粒在胶结物中分布的密集程度以及胶结物组成矿物的差异可 分为基底式胶结和接触式胶结两种类型，前者是赤铁矿鲕粒被脉石矿物 胶结，但在胶结物中常有少量细粒赤铁矿分布，区内大部分矿石是以这 种形式出现的；接触式胶结是指胶结物亦由赤铁矿组成，鲕粒之间相互 紧密嵌生，或者被后期赤铁矿充填，以这种形式产出的矿石通常含铁较 15 高。 呈浸染状构造产出的矿石所占比例较少，特征是微细的赤铁矿呈细 脉状、星点状沿脉石粒间充填分布，粒度细小，极少构成大的集合体， 显然这种分布形式对选矿回收铁矿物是极为不利的。 第四节 矿石中主要矿物的产出形式 一、赤铁矿 选矿回收的主要对象，常为隐晶质或微细的鳞片状、针状、粒状。 根据集合体形态和与脉石矿物的交生关系，可将矿石中赤铁矿的产出形 式分为三种类型。 1、鲕状集合体。鲕粒形态多为园形或椭圆形，部分为扁平的豆荚状。 鲕粒粒径变化较大，一般 0.10.6mm，少数较粗者可至 1.0mm 左右。鲕 粒内部环带状构造普遍较为发育，环带数目多者可至 15 环以上，少者 23 环，环带宽度一般 0.010.05mm。脉石环带的组成矿物较为复杂， 部分以石英、鲕绿泥石或伊利石为主，部分则以胶磷矿居多。脉石环带 与赤铁矿环带之间常呈逐渐过渡的关系，二者内部均存在许多细小的孔 洞，其中部分被质点状的粘土矿物或胶磷矿充填，致使赤铁矿集合体含 铁量降低，硅、铝、磷的含量增高，这也是造成矿石易脆、硬度小、抛 光性能差的根本原因，同时也将导致铁精矿品位降低。根据有无鲕核的 特征，还可将鲕粒分为有核鲕粒和无核鲕粒两种，前者核部多为碎屑状 石英，部分为胶磷矿或者由石英、鲕绿泥石、伊利石和胶磷矿的混合物 组成，同时亦偶见碎屑状赤铁矿集合体作为鲕核出现。有核鲕粒和无核 鲕粒的比例大致为 15：85。此外，按赤铁矿的体积含量还可将鲕粒分为 由委托方提供。 16 富铁鲕粒和贫铁鲕粒两类。其中贫铁鲕粒脉石所占比例较高，赤铁矿的 含量多在 30%以下，部分甚至小于 10%。总体来看，鲕粒中赤铁矿的含 量一般在 4080%之间。因此如将鲕粒作为分选对象，由矿石中所获得 的铁精矿品位将会偏低。 2、呈不规则团块状作为赤铁矿鲕粒的胶结物出现，也可沿石英或鲕 绿泥石等脉石粒间充填分布，粒度变化较大，细小者小于 0.01mm，一般 0.020.2mm 不等。 3、呈碎屑状集合零星分布在脉石中，粒度相对较粗，一般 0.20.5mm，个别大于 1.0mm。 在上述三种产出形式的赤铁矿中，数量上以第一种为主，三者矿物含 量比大致为 80：15：5。显然第二种形式的赤铁矿由于粒度细小、分散 程度高、与脉石矿物的嵌连关系复杂，预计其中部分难以回收。 二、菱铁矿 矿石中较次要的铁矿物。呈自形、半自形粒状。由于氧化，透射光 下为黄褐色或淡红褐色。常呈球粒状集合体或不规则状见于鲕状赤铁矿 含量较低的矿石中，部分则呈稀疏星散浸染状与石英、鲕绿泥石等脉 石矿物交生，集合体粒度一般 0.10.6。扫描电镜能谱微区成分分析结果 表明，由于类质同像作用，矿石中菱铁矿中含有一定数量的 CaO 和 MgO，平均铁品位 42.99 %。 三、胶磷矿 矿石中广泛出现的有害杂质矿物。由于成矿过程中介质的铁离子浓 度较高，因此在胶磷矿集合体内部常含有少量铁质而使其呈淡黄色或淡 黄褐色。正交镜下，胶磷矿大部分表现为“均质体”，局部微具光性反应， 显然是部分胶磷矿通过陈化作用后已成为微细的磷灰石。概括起来，矿 石中胶磷矿的产出形式亦大致分为三种。 17 1、球粒状集合体，部分为透镜状或不规则状，这种集合体常单独零 星嵌布在赤铁矿鲕粒之间，局部较为富集，部分集合体内部常包裹少量 微细粒赤铁矿或石英，球粒直径 0.050.3mm 不等； 2、作为赤铁矿鲕粒或鲕绿泥石鲕粒的鲕核出现，形态一般呈园形、 椭圆形或不规则状单独构成鲕核，亦有部分与石英、伊利石和鲕绿泥石 等混杂交生组成复合鲕核，粒度 0.040.2mm，个别粗者可达 0.5mm 以 上。 3、呈环带状分布在赤铁矿鲕粒的鲕环中，环带厚度宽者可达 0.1 mm 左右，窄者小于 0.005mm，一般 0.010.05mm。 上述三种产出形式的胶磷矿，数量上均占有一定的比例，三者矿物 含量比大致为 40：35：25。显然，由胶磷矿的产出特征可以看出，以球 粒状、不规则团块状等形式出现的胶磷矿因粒度较粗或者与赤铁矿鲕粒 的嵌布关系比较简单，选矿过程中相对易于解离；而以鲕核或鲕环形式 存在于赤铁矿鲕粒内部的胶磷矿由于与赤铁矿紧密交生，即使细磨也很 难使二者分离开来，因此选矿过程中大部分将随同赤铁矿鲕粒进入铁精 矿，从而造成铁精矿中磷的含量偏高。根据镜下观察，预计采用机械选 矿工艺降磷的幅度在 35%左右。 四、其它脉石矿物 矿石中其它脉石矿物主要是石英、方解石、白云石、伊利石和鲕绿 泥石。其中石英分布较为广泛，多呈棱角状、次棱角状碎屑，晶体粒度 变化较大，细小者仅 0.03mm 左右，粗者可至 0.5mm，一般 0.10.3mm，常和鲕绿泥石、伊利石和胶磷矿一起沿赤铁矿鲕粒之间分 布，部分作为鲕核或鲕环见于赤铁矿鲕粒内部。相对而言，作为鲕核或 鲕环出现的石英粒度较为细小，多在 0.1mm 以下。白云石为自形、半自 形粒状，晶体粒度大多较为细小，一般 0.030.08mm，常作为胶结物分 18 布在赤铁矿鲕粒之间，而在赤铁矿鲕粒中则极少见其出现，局部因后期 热液作用的影响，晶体粒度略有增粗，可达 0.1mm 左右，且常表现为团 块状。与白云石相比，方解石的晶体粒度明显较粗，常呈不规则状或细 脉状沿矿石孔洞及裂隙充填，显然其形成时间较白云石晚。鲕绿泥石分 布广泛，部分呈鲕核或鲕环与赤铁矿密切交生，部分则和石英、白云石 等混杂交生作为赤铁矿鲕粒的胶结物出现，也常见鲕绿泥石呈鲕粒产出， 集合体粒度一般 0.050.3mm 不等，少数粗者可至 0.6mm 以上。 第五节 磷的赋存状态 在宁乡式铁矿石中，磷是主要的有害杂质组分，因此降磷是选矿工 艺流程中存在的关键问题。掌握磷的赋存状态及其在矿石中的分布情况， 对探讨降磷的可能途径具有重要意义。为此，对原矿进行了磷的化学物 相分析，结果表明，矿石中磷主要是以胶磷矿的形式存在，其分布率达 97.47%。由此可以认为，矿石中的磷基本上以独立的矿物相胶磷矿 产出。由于大部分胶磷矿呈粒度细小的环带状或鲕核与赤铁矿鲕粒紧密 嵌生，因此从铁矿物集合体考虑，磷与铁是密切相关的。 第六节 主要矿物嵌布粒度 矿石中主要目的矿物的粒度组成及其分布特点对确定磨矿细度和制 订合理的选矿工艺流程有着直接的影响。为此，在显微镜下对矿石中赤 铁矿（包括赤铁矿鲕粒和呈浸染状产出的赤铁矿）和胶磷矿的嵌布粒度 进行了统计，结果列于表 2-5。需要说明的是，由于赤铁矿鲕粒中常包含 大量脉石和胶磷矿，根据矿石特性及选矿工艺特点，统计过程中将鲕粒 由委托方提供。 由委托方提供。 19 作为一个整体，因此将包含在其内部的脉石矿物亦视为赤铁矿。 表表 2-5 赤铁矿（鲕粒）和胶磷矿的嵌布粒度（赤铁矿（鲕粒）和胶磷矿的嵌布粒度（%） 赤铁矿胶磷矿 粒级/mm 分布率累计分布率分布率累计分布率 -1.17+0.8310.8310.83/ -0.83+0.5913.4124.24/ -0.59+0.4219.7043.947.197.19 -0.42+0.3026.2770.219.4616.65 -0.30+0.2114.8285.0311.5428.19 -0.21+0.158.9493.978.5736.76 -0.15+0.1053.6597.6212.3849.14 -0.105+0.0741.4399.0516.3165.45 -0.074+0.0520.6999.7414.4379.88 -0.052+0.0370.1899.9210.5290.40 -0.037+0.0260.0799.995.9196.31 -0.026+0.0190.01100.002.6498.95 -0.019+0.013/0.8799.82 -0.013+0.010/0.1699.98 -0.010/0.02100.00 由表 2-5 可以看出，矿石中赤铁矿鲕粒具中粒嵌布的特点，而胶磷 矿则属典型微细粒嵌布的范畴。当粒级为+0.21mm 时，正累计分布率赤 铁矿为 85.03%、胶磷矿仅为 28.19%。单纯从嵌布粒度来看，欲使矿石 中 90%以上的赤铁矿和胶磷矿均获得解离，需选择-0.037mm 左右的磨矿 细度，但由于部分胶磷矿呈粒度细小的环带状或鲕核与赤铁矿鲕粒紧密 嵌生，因此实际需要选择更细的磨矿细度。 20 21 第三章第三章 富矿样富矿样实验室试验研究实验室试验研究 第一节 矿样的采取与制备 矿样由重钢巫峡矿业有限公司（委托方）自行采取于巫山桃花高磷 鲕状赤铁矿矿区，矿块粒度为-250mm。样品运至我所，经岩矿鉴定人员 从矿堆中选取供岩矿鉴定用的块矿标本样后，采用三段一闭路破碎流程 将块样破碎成-3mm 产品，经混匀后缩分取出试验样和检测样等。其破 碎制样流程见图 3-1，破碎后的试验样品筛析结果见表 3-1。在矿石破碎 过程中发现该矿石易粉化，在后续试验中磨矿泥化会很严重。 从表 3-1 中可知，该样品采集的是桃花铁矿富矿段样品，原矿 TFe 品位达 51%以上。破碎样的粒级分布主要集中于-2.00.154mm 和- 0.075mm 两个粒级中；破碎样中-0.074mm 含量占 12%以上，说明该矿石 3mm+3mm筛 分 原矿 20mm筛 分 鄂式破碎机破碎 +20mm 对辊式破碎机破碎 混匀 缩分 试验样(综合样)化学分析备样 图图 3-1 原矿试验样品制备流程图原矿试验样品制备流程图 22 很容易过粉 表表 3-1 原矿筛析结果原矿筛析结果 品位（%）分布率（%） 粒级（mm） 产率 （%） TFePSiO2TFePSiO2 +2.010.7652.790.978.2310.869.9810.74 -2.0+1.026.9253.711.088.2427.6427.7926.89 -1.0+0.520.0751.221.198.3019.6622.8420.20 -0.5+0.2516.6251.791.188.4116.4618.7516.94 -0.25+0.1547.2752.441.039.037.297.167.96 -0.154+0.103.7352.460.919.053.753.254.09 -0.10+0.0752.4752.340.898.082.472.102.42 -0.07512.1651.110.707.3111.888.1310.77 原矿100.0051.301.058.24100.00100.00100.00 碎，在磨矿过程中也很容易泥化；破碎样中粗粒级产品铁品位高一些， 而磷含量也高一些。 第二节 试验方案的确定 处理含磷含硅铁矿石的反浮选工艺主要有含硅含磷脉石混合浮选、 含硅含磷脉石分步浮选。巫山桃花铁矿石中磷硅矿物的特点为：磷矿物 主要为胶磷矿，胶磷矿中含铁量较高，可浮性较差；硅酸盐脉石种类繁 多，和含磷矿物可浮性相差较大。因此试验选择的工艺为含硅含磷脉石 分步浮选。含硅含磷脉石分步浮选工艺又分为先脱磷后脱硅和先脱硅后 脱磷流程，由于先脱硅后脱磷工艺容易造成部分磷矿物进入浮硅尾矿中， 为了使磷矿物主要集中到一个产品中，便于以后能够综合利用矿石中不 同尾矿矿物，试验采用先脱磷后脱硅反浮选工艺。 由于该矿石在磨矿中容易泥化，这不但造成药剂用量增加，还会严 重恶化浮选，为此在浮选流程中需加入脱泥工序，以保证浮选工业的顺 23 利进行。故本试验拟采用的工艺为脱泥-反浮选脱磷-反浮选脱硅工艺。 第三节 磨矿条件试验 由原矿筛析结果可以看出，试验样品中-0.074mm 的粒级含量大于 12%，说明该矿石很容易泥化。泥的比表面积大，矿泥在浮选过程将吸 附大量的药剂，严重恶化矿物的分选。国内外处理矿泥的主要工艺为絮 凝脱泥反浮选工艺，该工艺很难实施，目前只有美国蒂尔登铁矿得到 工业应用。巫山桃花铁矿的矿泥中含有大量的含铁硅酸盐矿物，如含铁 绿泥石等，在工艺过程中容易进入精矿中，造成精矿质量低下。由于在 目前的技术条件下，巫山鲕状赤铁矿矿泥很难进行回收利用，但矿泥量 太多，又将影响铁的回收，为了减少矿泥对铁回收率的影响，需加强磨 矿工艺的试验研究，以减少矿泥的产生。 磨矿试验分别进行了磨矿时间对磨矿细度的影响、磨矿浓度、磨矿 添加剂对磨矿细度的影响等试验。磨矿设备采用双辊四筒磨矿机。 一、磨矿时间对磨矿细度的影响 固定磨矿浓度为 50的条件下，考察不同磨矿时间对磨矿细度的影 响，其磨矿流程如下 3-2，其结果见表 3-2 和图 3-3。 筛 析 磨矿浓度 50% 时间（变） 筛下产品 原矿 筛上产品 棒磨 图图 3-2 磨矿时间试验流程图磨矿时间试验流程图 24 表表 3-2 磨矿时间试验结果磨矿时间试验结果 品位（%）分布率（%） 磨矿时间产品名称 产率 （%） TFePSiO2TFePSiO2 +0.07536.0851.831.188.7235.7840.0138.00 -0.075+0.05014.3251.331.189.1414.0615.8815.81 -0.050+0.03810.0451.161.098.559.8310.2810.37 -0.03839.5653.290.917.5040.3333.8235.83 10min 原矿100.0052.271.068.28100.00100.00100.00 +0.07512.2052.191.098.6712.2312.5413.11 -0.075+0.05019.3451.931.198.7419.3021.7220.95 -0.050+0.03815.5851.151.188.9615.3117.3517.31 -0.03852.8852.320.977.4253.1648.3948.63 15min 原矿100.0052.051.068.07100.00100.00100.00 +0.0754.7349.531.509.444.546.245.20 -0.075+0.05032.3151.321.228.9432.1934.7133.67 -0.050+0.03812.9751.001.208.9712.8413.7013.56 -0.03850.0051.951.038.1650.4345.3547.57 17min 原矿100.0051.511.148.58100.00100.00100.00 +0.0751.8652.661.178.471.892.222.00 -0.075+0.0508.6152.641.088.388.719.489.14 -0.050+0.03816.5052.291.008.6016.5916.8317.98 -0.03873.0351.870.967.6672.8271.4770.88 20min 原矿100.0052.020.987.89100.00100.00100.00 +0.0750.4152.581.207.880.420.490.42 -0.075+0.0503.1351.941.178.333.123.573.38 -0.050+0.03810.7852.181.028.2110.8210.7311.48 25min -0.03885.6751.971.027.6385.6385.2284.72 25 原矿100.0051.991.037.72100.00100.00100.00 磨矿时间条件试验 0 20 40 60 80 100 120 10152025 磨矿时间（min） -200目的含量（%） 系列1 图图 3-33-3 不同磨矿时间条件下不同磨矿时间条件下-200 目的含量目的含量 试验结果表明，随着磨矿时间的增加，磨矿细度逐渐增加，但细粒 级含量的增加速度变慢，在磨矿时间为 17min 时，-200 目含量达到了 95.27。显微镜镜下观察发现，当磨矿时间达 1718min 时，含铁矿物 和含磷矿物的单体解离较好。最终综合考虑确定磨矿时间为 17min 的时 候为最佳的磨矿时间。 二、磨矿浓度试验 采用双辊四筒磨矿机进行磨矿，在固定磨矿时间为 17min、不同磨 矿浓度的条件下，得到不同的磨矿细度，其磨矿流程如图 3-4，结果如表 3-3 所示，磨矿浓度对应的磨矿细度特性曲线如图 3-4 所示。 从图 3-4 可看出，随着磨矿浓度的不断增加，磨矿细度增加不明显， 当磨矿浓度为 40时，磨矿细度-0.074mm 已达 97.82；当磨矿浓度超 过 40后，随着磨矿浓度的不断增加，磨矿细度变化不大；在磨矿流程 试验中发现，当磨矿浓度较高时，矿浆粘度较大，这有可能是造成矿泥 产生较多的原因之一。综合考虑，确定磨矿浓度为 40。 26 表表 3-3 磨矿浓度试验结果磨矿浓度试验结果 磨矿浓度产品重量（g)产率（）负累计产率(%) +0.0759.803.29100.00 -0.075+0.05088.6029.7296.71 -0.050+0.03841.6013.9666.99 -0.038158.1053.0453.04 0% 合计298.10100.00 +0.0756.502.18100.00 -0.075+0.05077.6026.0897.82 -0.050+0.03841.3013.8871.73 -0.038172.1057.8557.85 40% 合计297.50100.00 +0.0753.501.18100.00 -0.075+0.05069.8023.4498.82 -0.050+0.03842.3014.2075.39 -0.038182.2061.1861.18 50% 合计297.80100.00 +0.0754.901.65100.00 -0.075+0.05069.1023.2598.35 -0.050+0.03841.8014.0675.10 -0.038181.4061.0461.04 60% 合计297.20100.00 80.00 85.00 90.00 95.00 100.00 60.0050.0040.0030.00 磨矿浓度 -200目含量 27 图图 3-43-4 不同磨矿浓度下不同磨矿浓度下-200-200 目含量目含量 三、磨矿添加剂试验 在磨矿流程试验中，发现矿浆粘度较大，这有可能是造成矿泥产生 较多的原因之一，因此通过添加助磨剂来降低矿浆粘度。试验流程见图 3-2，磨矿浓度变为 40%。添加助磨剂试验结果见表 3-4。 表表 3-43-4 助磨剂对磨矿效果的影响助磨剂对磨矿效果的影响 品位（%）分布率（%）磨矿 条件 产品 产率 （）TFePSiO2TFePSiO2 +0.0755.0750.521.479.214.976.495.75 -0.075+0.05030.3751.691.228.0130.4532.2329.92 -0.050+0.03811.7251.121.148.5611.6311.6312.34 -0.03852.8451.651.088.0052.9549.6551.99 不加 助磨剂 原矿100.0051.541.158.13100.00100.00100.00 +0.0754.7349.531.509.444.546.245.20 -0.075+0.05032.3151.321.228.9432.1934.7133.67 -0.050+0.03812.9751.001.208.9712.8413.7013.56 -0.03850.0051.951.038.1650.4345.3547.57 添加 助磨剂 原矿100.0051.511.148.58100.00100.00100.00 由表 3-4 可以看出，添加助磨剂对磨矿粒度组成的影响不大，但它 在磨矿的过程中起着分散作用，降低了矿浆的粘度，矿泥得到了较好的 分散，这对后续的脱泥和浮选作业都是有利的。 第四节 浮选探索试验 一、磨矿脱泥试验 28 通过磨矿条件试验，我们发现在磨矿过程中产生了大量的矿泥，本 节主要探索脱泥和不脱泥对浮选工艺的影响。 （一）（一） 直接浮选直接浮选 磨矿设备采用双辊四筒磨矿机。其流程如图 3-5 所示，直接浮选试 验结果如表 3-5 所示。 磷尾矿 浮磷 粗选 铁精矿 浮磷 精选 2 淀粉 300 2 EM-501 600 2 淀粉 150 2 EM-501 300 磷中矿 磨矿17 原 矿 图图 3-5 磨矿直接浮选探索流程磨矿直接浮选探索流程 药剂用量： g/t 浮磷 扫选 5 表 3-5 磨矿直接浮选结果 品位（%）回收率（%）产品 名称 产率 （）TFePSiO2TFePSiO2 铁精矿88.99 51.97 1.04 8.77 91.53 93.64 93.29 磷中矿1.78 48.98 0.94 7.46 1.72 1.69 1.59 磷尾矿9.23 36.91 0.50 4.65 6.74 4.67 5.13 合计100.00 50.53 0.99 8.37 100.00 100.00 100.00 由表 3-5 可以看出，铁精矿的品位基本没有提高，而铁精矿中的磷 29 基本没降下去。由此可见，不脱泥的磨矿直接浮选流程行不通。 （二）（二） 磨矿磨矿脱泥脱泥反浮选试验反浮选试验 脱泥试验是在实验室条件下进行，采用的搅拌设备是强力搅拌器， 其流程如图 3-6，实验结果见表 3-6。 沉降 脱泥 脱泥尾矿 搅拌 搅拌 沉降 脱泥 2 淀粉 300 2 EM-501 600 浮磷 扫选 浮磷 粗选 磷尾矿磷中矿 浮磷 精选 铁精矿 原矿 图图 3-6 磨矿磨矿脱泥脱泥反浮选试验流程反浮选试验流程 药剂用量： g/t 磨矿 2 淀粉 150 2 EM-501 300 表 3-6 磨矿脱泥反浮选试验结果 品位（%）回收率（%） 产品 名称 产率 （） TFePSiO2TFePSiO2 铁精矿77.35 54.35 0.61 8.46 81.66 50.36 78.29 磷中矿5.97 45.03 2.97 9.03 5.22 18.91 6.44 磷尾矿4.05 21.53 4.98 8.50 1.70 21.56 4.12 30 脱泥尾矿12.63 46.54 0.68 7.37 11.42 9.17 11.14 合计100.00 51.48 0.94 8.36 100.00 100.00 100.00 由表 3-6 可以看出，采用磨矿脱泥反浮选工艺流程脱磷效果较 磨矿直接浮选工艺效果要好，得到的铁精矿 TFe