青石板铁矿选矿试验报告0531.doc

长沙矿冶研究院科学技术报告 湖南大地化工有限公司湖南大地化工有限公司 祁东青石板铁矿选矿 试验报告 长沙矿冶研究院 2010 年 3 月 08 日 2 42 项目负责 张立刚 严小虎 试验参加人员 张立刚 严小虎 王秋林 唐雪 峰 蔡辉莲 彭泽友 刘兴华 李家林 工艺矿物学 曹佳宏 钟彪 分析人员 分析检测中心物相组 化学组 报告编写 张立刚 曹佳宏 报告审查 麦笑宇 I 42 目目 录录 1 前言前言 1 2 试验矿样及设备试验矿样及设备 1 2 1 试验矿样 1 2 2 试验设备 1 3 工艺矿物学研究工艺矿物学研究 3 3 1 矿石化学成分 3 3 2 矿石的主要矿物组成 4 3 3 主要矿物的产出形式 4 3 4 小结 5 4 弱磁弱磁 强磁强磁 脱泥脱泥 反浮选流程试验反浮选流程试验 10 4 1 磨矿细度试验 10 4 2 强磁选磁场强度试验 11 4 3 磁选机验证试验 12 4 4 粗精矿絮凝脱泥探索试验 13 4 5 脱泥沉砂阳离子反浮选试验 13 4 5 1 阳离子药剂种类试验 13 4 5 2 淀粉用量试验 14 4 5 3 YA 16 用量试验 14 4 5 4 弱磁 强磁 脱泥 阳离子反浮选流程试验 15 4 6 脱泥沉砂阴离子反浮选试验 17 4 6 1 阴离子捕收剂种类试验 17 4 6 2 NaOH 用量试验 17 4 6 3 淀粉用量试验 18 II 42 4 6 4 CaO 用量试验 19 4 6 5 捕收剂用量试验 19 4 7 弱磁 强磁 脱泥 阴离子反浮选流程试验 20 5 阶段磨矿阶段磨矿 絮凝脱泥絮凝脱泥 阳离子反浮选流程阳离子反浮选流程 22 5 1 絮凝脱泥药剂组合对比试验 22 5 2 一段脱泥磨矿细度试验 22 5 3 二段脱泥磨矿细度试验 23 5 4 脱泥沉砂阳离子反浮选闭路试验 24 6 配矿试验配矿试验 26 6 1 弱磁 强磁试验 26 7 现场磁选尾矿选矿试验现场磁选尾矿选矿试验 28 7 1 强磁选磁场强度试验 28 7 2 脱泥磨矿细度试验 29 7 3 脱泥沉降时间试验 30 7 4 脱泥沉砂浮选试验 31 7 5 脱泥沉砂阳离子反浮选闭路试验 32 8 产品分析产品分析 34 8 1 精矿化学成分分析 34 8 2 粒度分析 34 8 3 沉降试验 34 8 4 精矿过滤试验 36 9 结语结语 37 1 42 1 前言 湖南大地化工有限公司为开发祁东铁矿青石板矿段铁矿石 特 委托长沙矿冶研究院对其提供的铁矿矿样进行选矿技术研究 研究 目的是根据该铁矿矿石特点及其共 伴生有价元素的关系 开发研 究合理的选矿工艺流程 长沙矿冶研究院于 2009 年 9 月收到公司送来的铁矿石矿样 立 即展开了选矿试验工作 通过对弱磁 强磁 絮凝脱泥 反浮选流程与 阶段磨矿 絮凝脱泥 反浮选流程进行对比 说明这两种流程均可以 取得理想的选矿指标 弱磁 强磁 絮凝脱泥 反浮选流程可以取得精 矿产率为 27 85 品位 TFe63 5 回收率 62 78 的指标 阶段磨 矿 絮凝脱泥 反浮选流程可以获得精矿产率为 31 59 品位 TFe61 23 回收率 68 64 的指标 对现场磁选尾矿采用强磁选 絮 凝脱泥 阳离子反浮选可以获得精矿产率为 19 70 品位 TFe58 55 回收率 47 95 的指标 2 试验矿样及设备 2 1 试验矿样 试验所用代表性矿样由湖南大地化工有限公司负责采取 其重 量 500kg 粒度 30mm 按图 2 1 流程制备了 2mm 试验矿样和分析 矿样 2 42 2 2 试验设备 1 SX 8 10 型箱式电阻炉 8kw 400 250 160 2 XMB 67 200 240mm 棒磨机 3 鼓型湿式弱磁选机 400 300mm 表面场强 159KA m 2000 Oe 4 实验室夹板式强磁选机 齿板表面场强 0 1193 7KA m 15000 Oe 5 SHP 700 强磁选机 齿板表面场强 0 1193 7KA m 15000 Oe 6 XCGS 73 型磁选管 50 mm 场强 240KA m 3000 Oe 7 粒度检查筛 200 目 孔径 0 075mm 325 目 孔径 0 045mm 400 目 孔径 0 038mm 500 目 孔径 0 030mm 800 目 孔径 0 019mm 3 42 原矿 30mm 粗碎 细碎 筛分 2mm 2mm 岩矿鉴定样 选矿试验样原矿分析样 图 2 1 试验矿样制备流程图 混匀 备 样 3 工艺矿物学研究工艺矿物学研究 3 1 矿石化学成分 矿石的多元素化学成分分析结果分别列于表 3 1 铁的化学物相 分析结果列于表 3 2 表表 3 1 矿石的化学成分 矿石的化学成分 组分TFeFeOFe2O3SiO2TiO2Al2O3CaOMgO 含量 27 307 2331 00 48 430 176 190 651 12 组分 MnONa2OK2O PSIg TFe FeO 碱性系数 含量 0 0790 0851 10 0 330 122 64 3 780 03 表表 3 2 矿石中铁的化学物相分析结果 矿石中铁的化学物相分析结果 4 42 铁 相 磁铁矿 中铁 半假象赤 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9 095 939 110 110 162 9027 30 分布率33 3021 7233 370 400 5910 62100 00 由表 3 1 3 2 可以看出 1 矿石中可供选矿回收的主要组分是铁 其品位仅为 27 30 矿石 TFe FeO 的比值为 3 78 碱性系数 CaO MgO SiO2 Al2O3 0 03 2 需要选矿排除的脉石组分主要是 SiO2 次为 Al2O3 二者合 计含量达 54 62 有害杂质硫和磷的含量均明显偏高 因此选矿过程 中需要密切注意硫和磷的富集趋势 3 矿石中铁的赋存状态较为复杂 呈磁铁矿产出的铁占 33 30 加上赋存在半假象赤铁矿中的铁 合计分布率为 55 02 这即为采用弱磁选工艺分选矿石中铁矿物时铁的最大理论回收率 而 对呈高价氧化铁的形式分布在赤 褐 铁矿中的铁必须通过强磁选工 艺才能回收 综合化学成分特点 可以认为区内矿石属含硫磷的单一酸性低品 位混合型铁矿石 3 2 矿石的主要矿物组成 矿石新鲜面在肉眼下显灰黑色 部分为樱桃红色 具块状或条 痕 纹 状构造 结构较为细腻致密 经镜下鉴定 矿石的组成矿 物种类较为简单 铁矿物主要是磁铁矿和赤铁矿 次为半假象 假 象赤铁矿 偶见褐铁矿 金属硫化物为黄铁矿 脉石矿物以石英居 5 42 多 其次是绢云母 绿泥石 长石和磷灰石等 表 3 列出了矿石中 主要矿物的重量含量 表表 3 3 矿石中主要矿物的含量 矿石中主要矿物的含量 矿 物 磁铁矿 半假象 赤铁矿 假象赤 铁矿 赤铁矿 褐铁矿 黄铁矿 石英 长石 绢云母 绿泥石 磷灰石 其它 含 量12 58 212 90 20 341 610 411 81 60 5 3 3 主要矿物的产出形式 磁铁矿磁铁矿 选矿回收铁矿物的主要目的矿物 自形 半自形等轴 粒状 常呈中等稠密 稀疏浸染状较均匀地嵌布在脉石中 极少构 成大的集合体 部分块矿中定向排列的特征较为明显 照片 1 2 粒度不甚均匀 细小者小于 0 005mm 个别粗者可达 0 15mm 左右 一般介于 0 01 0 08mm 之间 由于氧化作用的影响 部分块矿中磁 铁矿大多已发生不同程度的假象赤铁矿化 交代强烈者可发展为全 交代假象赤铁矿 照片 3 4 赤铁矿赤铁矿 亦为矿石中最主要的铁矿物 以呈细小的自形 半自 形板片状 针柱状或粒状而在形态上有别于磁铁矿经氧化作用形成 的假象赤铁矿 它常以稀疏 星散浸染状的形式嵌布在脉石中 定 向分布的特征较磁铁矿更为明显 部分块矿中可交代半假象 假象 赤铁矿 而与磁铁矿直接交生者少见 照片 3 4 粒度除个别可 至 0 03mm 左右外 普遍介于 0 002 0 02mm 之间 显然 赤铁矿的 嵌布特征是粒度极为微细 与脉石矿物的交生关系十分复杂 预计 即使通过细磨也很难使其得到充分解离 6 42 褐铁矿褐铁矿 含量甚微 常呈细脉状沿矿石裂隙充填 照片 5 脉 宽粗者可至 0 5mm 左右 黄铁矿黄铁矿 分布不均匀 自形 半自形粒状 集合体为不规则团 块状 常零星分布在脉石中 但少数块矿较为富集 照片 6 粒度 变化较大 粗者可达 2 0mm 一般 0 04 1 0mm 3 4 小结 1 区内矿石属含硫磷的单一酸性低品位混合型铁矿石 2 矿石具致密块状 条痕 状 构造 矿石的组成矿物种类 较为简单 铁矿物主要是磁铁矿和赤铁矿 次为半假象 假象赤铁 矿 脉石矿物以石英居多 其次是绢云母 绿泥石 长石和磷灰石 等 3 磁铁矿常呈中等稠密 稀疏浸染状较均匀地散布在脉石中 极少构成集合体 而且粒度较为细小 初步预计需要选择 400 目的 磨矿细度才能使大部分磁铁矿呈单体产出 部分块矿中磁铁矿因氧 化已蚀变为半假象 假象赤铁矿 4 赤铁矿常以稀疏 星散浸染状的形式与脉石交生 部分块 矿中可交代半假象 假象赤铁矿 而与磁铁矿直接镶嵌者少见 由 于矿石中赤铁矿的粒度过于细小 与脉石矿物的嵌布生关系十分复 杂 预计即使通过细磨也很难使其得到充分解离 5 如果能将矿石中磁铁矿 半假象 假象赤铁矿和赤铁矿全 部回收 可获得铁精矿产率 33 8 铁回收率 88 39 的理论选矿指标 7 42 照片照片 1 粒度不均匀的微细粒磁铁矿 粒度不均匀的微细粒磁铁矿 M 较均匀地嵌布 较均匀地嵌布 在脉石 在脉石 G 中 黑色 孔洞 中 黑色 孔洞 反光反光 照片照片 2 微粒磁铁矿 棕灰白色 呈浸染状嵌布在脉石 微粒磁铁矿 棕灰白色 呈浸染状嵌布在脉石 G 中 中 并微具定向分布的特征 黑色 孔洞并微具定向分布的特征 黑色 孔洞 反光反光 8 42 照片照片 3 含有较多磁铁矿 含有较多磁铁矿 M 残余的半假象赤铁矿与针状赤铁矿 残余的半假象赤铁矿与针状赤铁矿 紧密伴生 紧密伴生 G 脉石 黑色 孔洞 脉石 黑色 孔洞 反光反光 照片照片 4 粒状全交代假象赤铁矿与微细的针状 粒状赤铁矿粒状全交代假象赤铁矿与微细的针状 粒状赤铁矿 呈星散浸染状嵌布在脉石 呈星散浸染状嵌布在脉石 G 中 黑色 孔洞 中 黑色 孔洞 反光反光 9 42 照片照片 5 细脉状褐铁矿 细脉状褐铁矿 L 集合体 脉石白色微粒为假象赤铁矿 集合体 脉石白色微粒为假象赤铁矿 或赤铁矿 黑色 孔洞或裂隙或赤铁矿 黑色 孔洞或裂隙 反光反光 照片照片 6 不规则团块状黄铁矿 不规则团块状黄铁矿 Py 集合体 脉石零星分布 集合体 脉石零星分布 少量微粒赤铁矿少量微粒赤铁矿 反光反光 10 42 4 弱磁 强磁 脱泥 反浮选流程试验 4 1 磨矿细度试验 针对二批小混合矿样 在实验室磁选管磁场强度 1500Oe 实验 室夹板式强磁选机 13500Oe 的条件下 考察了磨矿细度对选矿结果 的影响 试验结果见表 4 1 表 4 1 弱磁 强磁选流程磨矿细度试验结果 磨矿细度 0 075mm 产品名称产率品位 TFe回收率 弱磁精矿 38 9736 4352 06 强磁精矿 46 9526 1044 93 尾 矿 14 085 833 01 55 42 原 矿 100 0027 27100 00 弱磁精矿 36 3637 5250 21 强磁精矿 49 0925 8946 77 尾 矿 14 555 653 02 60 90 原 矿 100 0027 18100 00 弱磁精矿 33 8339 8149 78 强磁精矿 44 2827 4544 92 尾 矿 21 896 555 30 70 41 原 矿 100 0027 06100 00 弱磁精矿 29 9544 3648 11 强磁精矿 45 4128 2546 45 尾 矿 24 646 105 44 85 45 原 矿 100 0027 62100 00 弱磁精矿 26 9450 1448 45 强磁精矿 40 4230 0743 58 尾 矿 32 646 817 97 96 62 0 045mm79 23 原 矿 100 0027 88100 00 11 42 弱磁精矿 23 2853 5945 60 强磁精矿 40 5230 5445 23 尾 矿 36 206 939 17 99 05 0 045mm88 78 原 矿 100 0027 36100 00 弱磁精矿 22 9157 7047 70 强磁精矿 32 9634 6741 25 尾 矿 44 136 9411 05 0 045mm 98 08 0 0385mm92 原 矿 100 0027 71100 00 从表 4 1 中可以看出 随着磨矿细度的增加 矿物单体解离度 提高后 弱磁精矿品位随之有所提高 但即使磨矿细度提高到 0 045mm 98 08 时 弱磁精矿 TFe 品位仍然只有 57 70 可见矿石 中的磁铁矿嵌布粒度是比较细的 强磁精矿品位随着磨矿细度的增 加也有所提高 强磁尾矿产率明显增大 且尾矿品位始终较低 仅 有 6 左右 可见 试验矿样采用弱磁 强磁抛尾效果理想 从工艺矿物学角度看 二批大混合矿样与二批小样嵌布粒度接 近 因此针对二批大混合矿样所进行的试验 粒度参照小样试验结 果 4 2 强磁选磁场强度试验 考虑到强磁选尾矿品位较低 为了提高精矿品位 在磨矿细度 在 0 075mm96 62 磁选管场强 1500Oe 的情况下 采用实验室夹板 式强磁选机做了强磁选磁场强度试验 试验结果见表 4 2 表 4 2 强磁选磁场强度试验结果 磁场强度 Oe产品名称产率品位 TFe回收率 弱磁精矿 26 4048 9245 97 强磁精矿 37 0732 4242 788000 尾 矿 36 538 6511 25 12 42 原 矿 100 0028 09100 00 弱磁精矿 26 6449 0046 74 强磁精矿 39 3030 8143 35 尾 矿 34 068 139 91 10000 原 矿 100 0027 93100 00 弱磁精矿 26 3549 0946 12 强磁精矿 43 7129 8946 59 尾 矿 29 946 837 29 12000 原 矿 100 0028 05100 00 可见 适当降低强磁磁场强度能提高抛尾量 但尾矿品位会略 有升高 这可进一步提高工业上采用弱磁 强磁抛尾的可靠性 4 3 磁选机验证试验 为确定强磁选可靠性 用 4Kg 磨矿细度在 0 075mm96 62 的矿 样先进行弱磁选 磁场强度 1500Oe 再在 SHP500 强磁选机上进行 强磁选作业 磁场强度 6000Oe 试验结果见表 4 3 表 4 3 弱磁 强磁选流程验证试验结果 试验条件产品名称产率品位 TFe回收率 弱磁精矿 30 4246 3750 08 强磁精矿 31 2932 0435 59 尾 矿 38 2910 5414 33 0 075mm96 62 弱磁选 1500Oe 强磁选 600Oe 原 矿 100 0028 17100 00 磁选机验证试验表明 试验矿样在磨矿细度 0 075mm96 62 时 采用弱磁 强磁选抛尾尾矿产率较大 38 29 尾矿品位不高 具 备工业可行性 13 42 4 4 粗精矿絮凝脱泥探索试验 将试验中所得弱磁精矿与强磁精矿混合作为粗精矿 进行絮凝 脱泥试验 在磨矿细度 絮凝脱泥矿浆浓度 30 沉降时间 18 分的 条件下 进行了絮凝脱泥试验 试验结果见表 4 4 表 4 4 粗精矿絮凝脱泥试验结果 试验条件产品名称产率品位 TFe回收率 沉 砂 64 8253 6088 94 矿 泥 1 25 4612 318 02 矿 泥 2 7 5412 412 40 矿 泥 3 2 1811 480 84 NaOH 1000g t 水玻璃 500 g t 腐殖酸胺 500 g t 淀粉 50 g t 粗精矿 100 0039 06100 00 4 5 脱泥沉砂阳离子反浮选试验 4 5 1 阳离子药剂种类试验 在浮选浓度为 30 淀粉用量 600g t 捕收剂用量 120 g t 的 情况下 对捕收剂种类进行了试验 实验结果见表 4 5 表 4 5 阳离子反浮选捕收剂种类试验结果 捕收剂种类产品名称产率品位 TFe回收率 精 矿 82 5356 1488 78 尾 矿 17 4733 5211 22YA 16 给 矿 100 0052 19100 00 精 矿 79 6255 1884 24 尾 矿 20 3840 3415 76GE 609 给 矿 100 0052 16100 00 从表中可以看出 在药剂用量相同的条件下 阳离子捕收剂 14 42 YA 16 具有更好的捕收能力和选择性 精矿品位高出 0 94 个百分点 回收率高出 4 54 个百分点 4 5 2 淀粉用量试验 在浮选浓度 30 YA 16 作业 用量为 120g t 常温条件下一 次粗选反浮选 进行了淀粉用量试验 试验结果见表 4 6 表 4 6 阳离子反浮选淀粉用量试验结果 淀粉用量 g t 产品名称产率品位 TFe回收率 精 矿 74 8657 6282 63 尾 矿 25 1436 0817 37400 给 矿 100 0052 20100 00 精 矿 81 2456 4888 00 尾 矿 18 7633 35 12 00 600 给 矿 10052 14100 00 精 矿 90 7654 0994 15 尾 矿 9 2433 015 85800 给 矿 100 0052 14100 00 可见 浮选时添加适量淀粉可以提高浮选效率 表现在浮选尾 矿降低 铁回收率明显提高 4 5 3 YA 16 用量试验 在浮选浓度 30 淀粉 作业 用量为 400g t 常温条件下一 次粗选反浮选 进行了 YA 16 用量试验 试验结果见表 4 7 表 4 7 阳离子反浮选 YA 16 用量试验结果 GE 609 用量 g t 产品名称产率品位 TFe回收率 精 矿 84 2255 7189 72 尾 矿 15 7834 0610 2890 给 矿 100 0052 29100 00 15 42 精 矿 74 0657 6281 86 尾 矿 25 9436 4618 14120 给 矿 100 0052 13100 00 精 矿 64 8459 5974 21 尾 矿 35 1638 1825 79160 给 矿 100 0052 06100 00 可见 增加捕收剂用量 适当提高上浮量可以提高铁精矿品位 至于回收率可以通过浮选流程优化加以克服 4 5 4 弱磁 强磁 脱泥 阳离子反浮选流程试验 在上述条件试验的基础上 对粗精矿脱泥沉砂进行了阳离子反 浮选闭路试验 阳离子反浮选药剂制度为 YA 16 粗选 66g t 精 选 16 5 g t 淀粉 165 2 g t 其中一次扫选补加 YA 16 12 g t 取得 精矿产率为 27 85 品位 TFe63 5 回收率 62 78 的指标 数质 量流程图见图 4 1 16 42 絮凝脱泥 弱磁选 46 37 50 07 30 42 铁精矿 图 4 2 阶磨弱磁 强磁 脱泥 阳离子反浮选数质量流程图 原 矿 磨矿 97 45 0 075mm 图例 20 21 49 93 69 58 磨矿 10 54 14 33 38 29 32 04 35 60 31 29 28 17 100 00 100 00 39 10 85 67 61 71 强磁尾 矿 泥 1 总尾矿 扫 选 2 扫 选 1精 选 絮凝脱泥 矿 泥 2 清洗脱泥 粗 选 矿 泥 3 强磁选 45 96 80 42 49 29 11 91 5 25 12 42 52 51 76 98 41 30 5 64 11 95 2 39 5 25 50 36 78 03 43 65 12 59 1 05 5 25 2 35 63 50 62 78 27 85 13 45 29 77 14 20 56 64 30 12 14 98 5 85 56 51 11 74 33 70 62 29 74 52 48 54 16 21 9 41 43 91 44 32 28 43 62 29 118 84 62 13 37 47 30 41 22 86 14 53 37 22 72 15 98 75 0 03mm 17 42 4 6 脱泥沉砂阴离子反浮选试验 4 6 1 阴离子捕收剂种类试验 在相同的药剂制度下 即粗选 NaOH 1600g t 淀粉 1000 g t CaO 600 g t 捕收剂 1600 g t 精选捕收剂 400 g t 对脱泥沉砂 进行了阴离子捕收剂种类试验 分别为 RA 715 RA 915 和 CY 58 试验结果见表 4 8 注 以上药剂用量均对给矿 表 4 8 阴离子捕收剂种类试验结果 药剂种类产品名称产率品位 TFe回收率 精 矿 69 7860 5880 57 精选泡沫 21 6737 3715 43 尾 矿 8 5524 564 00 RA 715 给 矿 100 0052 47100 00 精 矿 65 3362 2578 04 精选泡沫 7 6246 246 76 尾 矿 27 0529 2815 20 RA 915 给 矿 100 0052 11100 00 精 矿 81 7157 9890 81 精选泡沫 6 3631 403 83 尾 矿 11 9323 445 36 CY 58 给 矿 100 0052 17100 00 从表中可以看出 RA 915 具有更好的捕收能力 通过一次粗选 一次精选精矿品位可以达到 62 25 回收率为 78 04 因此 选 择 RA 915 作为阴离子浮选药剂 4 6 2 NaOH 用量试验 在淀粉用量 800g t CaO 用量 600g t RA 915 用量 1600g t 浮 18 42 选温度 30 浓度 30 的条件下 进行了 NaOH 用量试验 试验结 果见表 4 9 注 以上药剂用量均对给矿 表 4 9 NaOH 用量试验结果 用量 g t 产品名称产率品位 TFe回收率 精 矿 73 6059 6484 43 尾 矿 26 4030 6815 571200 给 矿 100 0051 99100 00 精 矿 72 5860 1284 20 尾 矿 27 4229 8615 801400 给 矿 100 0051 82100 00 精 矿 70 9660 6783 00 尾 矿 29 0430 3717 001600 1600 给 矿 100 0051 87100 00 从表中可以看出 选择 NaOH 用量为 1600 g t 是合适的 4 6 3 淀粉用量试验 在 NaOH 用量 1600g t CaO 用量 600g t RA 915 用量 1600g t 浮选温度 30 浓度 30 的条件下 进行了淀粉用量试验 试验结果见表 4 10 注 以上药剂用量均对给矿 表 4 10 淀粉用量试验结果 用量 g t 产品名称产率品位 TFe回收率 精 矿 67 9460 7279 71 尾 矿 32 0632 7620 29600 600 给 矿 100 0051 76100 00 精 矿 70 9660 6783 00 尾 矿 29 0430 3717 00800 给 矿 100 0051 87100 00 19 42 精 矿 72 9059 6984 87 尾 矿 27 1028 6315 131000 给 矿 100 0051 28100 00 精 矿 73 0059 2184 86 尾 矿 27 0029 4315 541200 给 矿 100 0051 16100 00 从表中可以看出 淀粉用量选择 600 g t 是合适的 4 6 4 CaO 用量试验 选择 NaOH 用量 1600g t 淀粉用量 600g t 在 RA 915 用量 1600g t 浮选温度 30 浓度 30 的条件下 进行了 CaO 用量试验 试验结果见表 4 11 注 以上药剂用量均对给矿 表 4 11 CaO 用量试验结果 用量 g t 产品名称产率品位 TFe回收率 精 矿 81 2157 7991 00 尾 矿 18 7924 739 00400 给 矿 100 0051 58100 00 精 矿 79 1758 0289 72 尾 矿 20 8325 2510 28500 给 矿 100 0051 19100 00 精 矿 74 8060 0087 38 尾 矿 25 2025 7312 62600 600 给 矿 100 0051 36100 00 从表中可以看出 CaO 用量选择 600 g t 是合适的 4 6 5 捕收剂用量试验 选择 NaOH 用量 1600g t 淀粉用量 600g t CaO 用量 600g t 20 42 在浮选温度 30 浓度 30 的条件下 进行了 RA 915 用量试验 试验结果见表 4 12 注 以上药剂用量均对给矿 表 4 12 捕收剂用量试验结果 用量 g t 产品名称产率品位 TFe回收率 精 矿 76 8159 8289 68 尾 矿 23 1922 8010 321200 给 矿 100 0051 24100 00 精 矿 72 9360 8586 49 尾 矿 27 0725 6013 511400 1400 给 矿 100 0051 31100 00 精 矿 69 6860 7382 99 尾 矿 30 3228 6017 011600 给 矿 100 0050 99100 00 精 矿 65 1761 7678 74 尾 矿 34 8331 2121 261800 给 矿 100 0051 12100 00 从表中可以看出 当捕收剂用量增加到 1400 g t 后 一次粗选 精矿品位可以达到 60 85 随着药剂用量的继续增加 尾矿品位增 加较大 精矿回收率也随之降低 因此 选择捕收剂用量为 1400 g t 4 7 弱磁 强磁 脱泥 阴离子反浮选流程试验 在上述条件试验的基础上 对粗精矿脱泥沉砂分别进行了阴 阳离子反浮选闭路试验 阴离子反浮选药剂制度为 粗选 NaOH 682 7g t 淀粉 256 g t CaO 256g t RA 915 597 4g t 精选 RA 915 400 g t 药剂用量针对原矿 数质量流程图见图 4 2 21 42 絮凝脱泥 弱磁选 45 60 49 66 30 82 铁精矿 图 4 2 阶磨弱磁 强磁 脱泥 阴离子反浮选数质量流程图 原 矿 磨矿 97 45 0 075mm 图例 20 59 50 34 69 18 磨矿 10 24 13 15 36 34 32 04 37 19 32 84 28 30 100 00 100 00 38 61 86 85 63 66 强磁尾 矿 泥 1 总尾矿 扫 选 2 扫 选 1精 选 絮凝脱泥 矿 泥 2 清洗脱泥 粗 选 矿 泥 3 强磁选 45 20 81 93 51 29 11 26 4 92 12 37 51 82 78 14 42 67 6 07 12 02 2 58 5 25 49 66 79 35 45 22 13 43 1 21 5 25 2 55 60 45 68 78 32 20 38 23 13 21 9 78 4 18 47 56 7 02 36 38 58 96 75 80 33 38 3 88 3 29 30 13 21 56 20 25 49 15 98 37 56 63 25 15 12 23 13 76 13 03 31 22 67 80 98 75 0 03mm 扫 选 3 中 2 中 3 27 73 2 35 2 40 22 57 8 35 10 47 23 53 10 70 12 87 22 42 5 阶段磨矿 絮凝脱泥 阳离子反浮选流程 5 1 絮凝脱泥药剂组合对比试验 在磨矿细度 0 075mm97 45 絮凝脱泥浓度 30 沉降时间为 6 分钟的条件下 进行了 NaOH 水玻璃 NaOH 腐植酸铵 NaOH 水玻璃 腐植酸铵等的脱泥药剂组合对比试验 试验结果见表 5 1 表 5 1 脱泥药剂组合对比试验结果 试验条件产品名称产率品位 TFe回收率 沉 砂 72 8934 6888 92 矿 泥 27 1111 6211 08 NaOH 1000g t 水玻璃 500 g t pH9 原 矿 100 0028 43100 00 沉 砂 73 5534 6289 53 矿 泥 26 4511 2110 47 NaOH 1000g t 腐殖酸胺 1000 g t pH9 原 矿 100 0028 35100 00 沉 砂 78 0433 0490 75 矿 泥 21 9611 979 25 NaOH 1000g t 水玻璃 500 g t 腐殖酸胺 1000 g t pH9 原 矿 100 0028 41100 00 5 2 一段脱泥磨矿细度试验 为改善一段脱泥效果 在相同脱泥条件下进行了不同磨矿细度 下的脱泥对比试验 试验结果见表 5 2 表 5 2 一段脱泥磨矿细度试验结果 磨矿细度 产品名称产率品位 TFe回收率 沉 砂 71 8634 8288 54 矿 泥 28 1411 5111 46 0 075mm97 45 原 矿 100 0028 26100 00 23 42 沉 砂 61 6738 4684 17 矿 泥 38 3311 6415 83 0 045mm95 45 原 矿 100 0028 18100 00 沉 砂 51 7943 8880 00 矿 泥 48 2111 7820 00 0 03mm95 40 原 矿 100 0028 40100 00 从表中可以看出 在 200 目 97 45 时采用絮凝脱泥的抛尾量 28 14 比弱磁 强磁的抛尾量 38 29 明显偏低 但抛尾效 果亦算明显 如磨矿细度提高到 0 03mm95 40 脱泥产率甚至可 达到 48 21 此时沉砂品位达到 43 88 这为采取阶段磨矿阶段 选别流程 节省细磨矿量指明了方向 5 3 二段脱泥磨矿细度试验 在一段磨矿细度基础上 进行了二段磨矿细度试验 NaOH 用 量为 1000g t 对给矿 水玻璃用量为 600 g t 试验结果见表 5 3 表 5 3 二段脱泥磨矿细度试验 磨矿细度 产品名称产率品位 TFe回收率 沉 砂 64 2548 1888 82 矿 泥 35 7510 9011 18 0 038mm97 60 原 矿 100 0034 85100 00 沉 砂 56 8352 1984 42 矿 泥 43 1712 6815 58 0 03mm95 40 原 矿 100 0035 13100 00 从表 5 3 中可以看出 对 200 目 97 45 时絮凝脱泥的一段沉砂 再磨再脱泥 提高铁品位的幅度比从原矿直接磨到相同细度的效果 好很多 证明了采用阶段磨矿阶段选别流程的合理性 24 42 5 4 脱泥沉砂阳离子反浮选闭路试验 在弱磁 强磁 脱泥 阳离子反浮选流程浮选试验基础上 进行了 闭路试验 药剂用量为 粗选淀粉用量为 168 6g t YA 16 用量为 67 4 g t 精选 YA 16 用量为 16 9g t 其中药剂用量针对原矿 获得 了精矿产率 31 59 品位 TFe61 23 回收率 68 64 的指标 数质 量流程图见图 5 1 25 42 絮凝脱泥 絮凝脱泥 铁精矿 图 5 1 阶段磨矿 絮凝脱泥 阳离子反浮选数质量流程图 原 矿 磨矿 95 40 0 03mm 图例 磨矿 28 18 100 00 100 00 矿 泥 3 总尾矿 扫 选 3 扫 选 2 扫 选 1精 选 粗 选 矿 泥 1 矿 泥 2 清洗脱泥 35 45 88 13 70 06 11 18 10 17 25 64 34 04 89 83 74 36 11 17 1 70 4 30 42 15 52 12 77 96 10 27 10 17 27 91 31 59 61 23 68 64 10 56 24 87 9 32 4 22 37 33 5 59 28 43 14 91 14 78 32 51 25 10 21 76 7 41 47 09 12 38 49 88 23 81 13 45 39 00 58 54 81 02 24 01 38 88 33 13 39 70 15 78 11 20 12 92 31 36 68 41 26 42 6 配矿试验 为了有效开发极微细粒赤铁矿 将磁铁矿矿样与极微细粒赤铁 矿按比例进行混合 探索开发利用该类型矿石的可行性 其原则流 程图见图 6 1 6 1 弱磁 强磁试验 将磁铁矿分别按 20 和 50 的比例与极微细粒赤铁矿混合进行 弱磁 强磁试验 在磨矿细度 0 075mm97 45 的情况下 试验中弱磁 选场强 1400Oe 强磁选场强 15000Oe 试验结果见表 6 1 表 6 1 配矿弱磁 强磁试验结果 磁铁矿配矿比例产品名称产率品位 TFe回收率 弱磁精矿 8 5753 3013 69 强磁精矿 65 2635 0068 47 强磁尾矿 26 1722 7517 84 20 原 矿 100 0033 36100 00 弱磁精矿 15 3051 0525 75 强磁精矿 50 5833 6356 08 强磁尾矿 34 1216 1518 17 50 原 矿 100 0030 33100 00 弱磁精矿 28 2048 7651 02 强磁精矿 37 4429 0740 39 强磁尾矿 34 366 748 59 100 第二批混合矿 原 矿 100 0026 95100 00 从表中可以看出 随着配矿比例的增加 弱磁精矿品位逐渐增加 完全是第二批混合矿时 其弱磁精矿 TFe 品位仅为 48 76 由此可 27 42 见其磁铁矿嵌布粒度是比较细的 强磁尾矿出现递减趋势 在配矿 比例较低时 其强磁尾矿 TFe 品位达到 22 75 损失较大 扫选 3 4 次 絮凝脱泥 强磁选 弱磁选 90 47 0 045mm 铁精矿 图 6 1 弱磁 强磁 絮凝脱泥 反浮选原则流程图 原 矿 磨矿 97 45 0 075mm 磨矿 精 选 强磁尾 矿 泥 1 总尾矿 磨矿 矿 泥 2 絮凝脱泥 磨矿 絮凝脱泥 矿 泥 3 矿 泥 4 清洗脱泥 反浮选粗选 P80 10 6 m 28 42 表 6 2 配矿 50 弱磁 强磁 絮凝脱泥 反浮选试验结果 产品名称产率品位 TFe回收率 强磁尾矿 34 1516 1518 17 矿 泥 1 11 5418 877 18 矿 泥 2 10 7018 576 55 矿 泥 3 7 7018 144 60 浮选精矿 25 7860 8251 70 浮选尾矿 10 1351 8011 80 原 矿 100 0030 33100 00 7 现场磁选尾矿选矿试验 7 1 强磁选磁场强度试验 将现场磁选尾矿在夹板式强磁选机上进行了磁场强度试验 试 验样细度为 0 075mm74 44 试验结果见表 7 1 表 7 1 强磁选磁场强度试验结果 磁场强度 Oe产品名称产率品位 TFe回收率 强磁精矿 54 2335 2277 43 强磁尾矿 45 7712 1622 576000 原 矿 100 0024 66100 00 强磁精矿 59 0133 1879 76 强磁尾矿 40 9912 1220 248000 原 矿 100 0024 55100 00 强磁精矿 68 9530 8887 53 强磁尾矿 31 059 7712 4710000 原 矿 100 0024 33100 00 强磁精矿 80 1928 1492 17 强磁尾矿 19 819 677 8312000 原 矿 100 0024 48100 00 29 42 从表 7 1 中可以看出 在强磁选磁场强度 6000Oe 到 8000Oe 之 间时 分选效果较好 精矿品位在 33 到 35 之间 回收率在 70 到 80 之间 在 SHP 500 强磁选机上进行验证试验 磁场强度 7500Oe 试验 结果见表 7 2 表 7 2 SHP 500 强磁选机验证试验结果 产品名称产率品位 TFe回收率 强磁精矿 56 0533 4878 00 强磁尾矿 43 9512 0422 00 原 矿 100 0024 06100 00 7 2 脱泥磨矿细度试验 将强磁选所得精矿进行脱泥磨矿细度试验 脱泥试验条件为 NaOH1000g t 腐植酸铵 500 g t 沉降时间为 6 分钟 试验结果见表 7 3 表 7 3 脱泥磨矿细度试验结果 磨矿细度 产品名称产率品位 TFe回收率 沉 砂 67 6940 8283 14 矿 泥 32 3117 3416 86 0 038mm89 94 原 矿 100 0033 23100 00 沉 砂 62 7242 7180 38 矿 泥 37 2817 5419 62 0 038mm92 47 0 03mm83 47 原 矿 100 0033 33100 00 沉 砂 55 9744 6676 18 矿 泥 44 0317 8723 82 0 03mm88 95 原 矿 100 0033 03100 00 0 03mm95 29 沉 砂 50 0747 8072 08 30 42 矿 泥 49 9318 5627 92 原 矿 100 0033 20100 00 沉 砂 42 1251 3065 07 矿 泥 57 8820 0434 93 0 019mm93 10 原 矿 100 0033 21100 00 从表 7 3 中可以看出 脱泥沉砂的品位随着磨矿细度的增加而 增加 在磨矿细度为 0 03mm95 29 时 沉砂的品位 TFe 达到 47 80 当磨矿细度增加到 0 019mm93 10 时 沉砂品位可以达到 51 30 7 3 脱泥沉降时间试验 考虑到在磨矿细度试验中 矿泥品位 TFe 较高 达到了 17 18 因此进行了脱泥沉降时间试验 试验条件为磨矿细度 0 03mm95 29 脱泥药剂条件为 NaOH1000g t 腐植酸铵 500 g t 试 验结果见表 7 4 表 7 4 脱泥沉降时间试验结果 沉降时间 分产品名称产率品位 TFe回收率 沉 砂 50 0747 8072 08 矿 泥 49 9318 5627 926 6 原 矿 100 0033 20100 00 沉 砂 55 9744 6676 18 矿 泥 44 0317 8723 828 原 矿 100 0033 03100 00 沉 砂 62 7242 7180 38 矿 泥 37 2817 5419 6210 原 矿 100 0033 33100 00 沉 砂 67 6940 8283 14 12 矿 泥 32 3117 3416 86 31 42 原 矿 100 0033 23100 00 从表中可以看出 随着沉降时间的增加 沉砂产率有所增加 沉砂品位有所降低 沉降时间为 12 分钟时 沉砂品位仅为 40 8 矿泥品位随沉降时间增加变化不是很大 因此 选择沉降时间为 6 分钟 7 4 脱泥沉砂浮选试验 对磨矿细度为 0 03mm95 29 时的脱泥沉砂分别进行了阴离子 正浮选和阴 阳离子反浮选试验 试验条件及试验结果见表 7 5 表 7 5 脱泥沉砂浮选试验结果 试验条件产品名称产率品位 TFe回收率 精 矿 44 0455 3051 43 尾 矿 55 9641 1048 57 正浮选 Na2CO31600g t RA 915 600g t 给 矿 100 0047 35100 00 精 矿 53 1256 7563 94 精选泡沫 13 0841 2211 43 尾矿 33 8034 3524 63 阳离子反浮选 粗选 淀粉 400 g t YA 16 160 g t 精选 YA 16 40 g t 给 矿 100 0047 15100 00 精 矿 42 5756 4651 77 精选泡沫 40 2744 9939 02 尾 矿 17 1624 919 21 阴离子反浮选 NaOH 1333 g t 淀粉 800 g t CaO667 g t RA 915 1333g t 精选 RA 915 400 g t 给 矿 100 0046 42100 00 从表中可以看出 在磨矿细度为 0 03mm95 29 的情况下 浮 选精矿品位较低 其中阳离子反浮选可以获得铁精矿品位为 56 75 回收率为 63 94 的指标 32 42 选择磨矿细度为 0 019mm93 10 时的脱泥沉砂 在相同药剂条 件下进行了阳离子反浮选试验 试验结果见表 7 6 表 7 6 阳离子反浮选试验结果 试验条件产品名称产率品位 TFe回收率 精 矿56 1259 4565 16 精选泡沫13 2845 6011 83 尾矿30 6038 5023 01 阳离子反浮选 粗选 淀粉 400 g t YA 16 160 g t 精选 YA 16 40 g t 给 矿100 0051 20100 00 7 5 脱泥沉砂阳离子反浮选闭路试验 在强磁 脱泥 阳离子反浮选流程浮选试验基础上 进行了闭路 试验 药剂制度和药剂用量分别为 粗选淀粉用量为 89 4g t YA 16 用量为 35 7 g t 精选 YA 16 用量为 8 9 g t 其中药剂用量针对原 矿 获得了精矿产率 19 70 品位 TFe58 55 回收率 47 95 的指标 33 42 絮凝脱泥 强磁选 铁精矿 图 4 2 强磁 脱泥 阴离子反浮选数质量流程图 图例 磨矿 强磁尾 矿 泥 总尾矿 扫 选 2 扫 选 1精 选 粗 选 12 04 22 00 43 95 58 55 47 95 19 70 15 60 52 05 80 30 0 075mm 74 44 扫 选 3 中 2 中 3 42 44 3 93 2 23 20 47 4 54 5 34 现场尾矿 100 00 24 06 100 00 33 48 78 00 56 05 25 04 50 44 52 49 19 79 25 51 31 01 44 46 12 07 6 53 8 42 49 37 17 27 44 69 6 55 3 53 49 64 76 31 36 99 26 92 8 47 7 57 33 67 16 61 11 87 56 45 54 50 23 23 13 76 38 14 21 81 中 1 34 42 8 产品分析 8 1 精矿化学成分分析 对弱磁 强磁 絮凝脱泥 阴离子反浮选流程试验获得的铁精矿进 行了化学多元素分析 分析结果见表 8 1 表