鲕状赤铁矿提铁降杂选矿工艺方案设计与实验操作

1、武汉理工大学资环学院矿物加工0903班 小组成员：欧阳志军 蔡新伟 谢志博 孟旭东制 作 人：孟旭东时间：4/21/2012目录1鲕状赤铁矿简介11.1鲕状赤铁矿成因11.2鲕状赤铁矿的组成12鲕状赤铁矿的提铁降杂技术研究32.1鲕状赤铁矿的技术路线分析3鲕状赤铁矿的提铁降杂工艺方案原则流程3磨矿强磁选工艺流程设计4反浮选工艺流程设计62.2鲕状赤铁矿的全流程设计83实验操作步骤93.1磨矿-强磁选阶段：93.2反浮选阶段：94工艺方案总结101 鲕状赤铁矿简介1.1 鲕状赤铁矿成因鲕状赤铁矿是以鲕状集合体形式存在的赤铁矿，而鲕状集合体是某种物质的胶体以其他物质颗粒为核心逐层凝结，具有同心层状

2、构造，即赤铁矿逐层凝聚而形成呈鱼子状样的一系列球体（称鲕状体）所组成的赤铁矿物集合体。鲕状体一般较小。鲕状体通常彼此间都胶结在一起。 鲡状赤铁矿常常形成大型矿山，例如我国北方的宣龙式铁矿和南方的宁乡式铁矿。龙烟赤铁矿矿床属于沉积型， 矿石中矿物组成复杂， 分布不均匀， 局部有黄铁矿和石英集中分布。金属矿物主要为赤铁矿， 另见少量的黄铁矿、褐铁矿和磁铁矿; 脉石矿物主要为石英， 其次为角闪石、辉石、粘土、电气石、阳起石、黝帘石等， 蚀变矿物有碳酸盐、绿帘石、绿泥石、粘土等。1.2 鲕状赤铁矿的组成鲕状赤铁矿根据形成地的不同，各成分之间会有不同的比例。其中较为明显的为鄂西难选高磷鲕状赤铁矿，含磷高

3、达0.87%。而宣钢庞家堡龙烟鲕状赤铁矿含磷量较低为0.24%。本案例以宣钢庞家堡龙烟铁矿的鲕状赤铁矿进行分析设计。2对该矿石基样进行分析可以其组成见表1-1和表1-2。表 1-1 钢庞家堡龙烟铁矿的鲕状赤铁矿表1-2 试样铁物相分析结果(%)铁物相磁铁矿赤、褐铁矿碳酸铁 硫化铁 硅酸铁全铁铁含量0.5841.452.970.490.1747.66铁分布率1.2291.176.231.030.35100.00由表1可知， 矿样全铁品位为47. 66% ， 其中有害元素硫、磷含量分别为0. 22% 和0. 24%， 烧失量为4. 5%。由表2可知，赤、褐铁矿中的铁占到矿样全铁含量的91. 17%

4、。磁铁矿中的铁仅占全铁的1. 22% 。碳酸铁、硫化铁和硅酸铁在矿样中也有少量分布。2 鲕状赤铁矿的提铁降杂技术研究2.1 鲕状赤铁矿的技术路线分析2.1.1 鲕状赤铁矿的提铁降杂工艺方案原则流程由鲕状赤铁矿的物料组成（表1-2）可得，在鲕状赤铁矿中，赤铁矿、褐铁矿占矿样所有铁含量的91. 17%。所以矿石中主要有价矿物为赤、褐铁矿，主要脉石矿物为石英，因此选矿的主要目标是实现赤铁矿与石英的分离。矿石工艺粒度研究表明，矿物嵌布粒度以细粒为主，且不均匀；将矿石磨至- 0. 074 mm 占95% 时。赤铁矿的单体解离度仅为50% 左右；要使铁矿物单体解离度达到85% 。矿石的平均细度须达到- 2

5、2. 6 m。表 2-1 -2mm粒度组成分析表取- 2 mm 原矿400 g 用标准套筛进行干式振动筛分，对各粒级称重并取样化验。结果见表2-1。上表表明，各个粒级中铁的品位变化不大，-0. 991+ 0. 351mm粒级中铁的分布相对集中。根据以上数据，我们选用而强磁反浮选工艺作为鲕状赤铁矿的提铁降杂方案流程。磁选设备我们应用目前目前被广泛采用的高效强磁选设备SLon立环脉动高梯度磁选机。工艺矿物学研究表明， 要使铁矿物达到相对充分的单体解离， 必须将矿石磨得很细， 因此应采用阶段磨矿、阶段选别工艺， 以减少细磨矿量， 降低选别成本。试验基础流程如下图所示：图 2-1 实验基本流程概况2.

6、1.2 磨矿强磁选工艺流程设计鲕状赤铁矿的形成原因为沉积型赤铁矿，沉积颗粒以细粒为主。并且在进行磁选的时候对赤铁矿的细度要求相当苛刻。目前国内尚无良好的解决方案。因此，我们拟定选用MQY2700*3600型溢流球磨机进行磨矿操作。同时，我们选择搭配SLon- 500立环脉动高梯度磁选机作为磁选设备。磨矿细度比例（200目）产品产率铁品位回收率55精矿84. 6649. 7688. 5尾矿15. 3435. 6811. 50原矿100. 0047. 60100. 0065精矿80. 5250. 4885. 27尾矿19. 4836. 0514. 73原矿100. 0047. 67100. 007

7、5精矿80. 0250. 4984. 81尾矿19. 9836. 2215. 19原矿100. 0047. 60100. 00（1）一段磨矿-强磁选：为选择最合适的磨矿细度，我们拟定条件：强磁选设备采用充填介质为2mm 铁棒的SLon- 500立环脉动高梯度磁选机。磁感应强度探索性试验表明，随着磁感应强度的增加，强磁选尾矿产率逐渐减少，尾矿品位有所降低， 当磁感应强度高于0. 85 T 后，精矿品位和回收率变化不大，因此选择强磁选的磁感应强度为0.85 T(脉动冲程为20mm，冲次为120次/m in)。表2-1一段磨矿细度试验结果（）表2-1结果表明，随着磨矿细度的增加， 一段强磁选精矿品位

8、有所提高， 而回收率逐渐下降。这是因为在磨矿过程中。矿石不断泥化，细泥品位较高又较难回收。矿石磨得越细，铁随细泥流失也越多。为减少二段磨矿作业的处理量并兼顾一段选别指标，我们设定一段磨矿细度为-0.074mm 占总体的65%。此时一段强磁选精矿产率为80.52%，品位为50.48%，回收率为85.27%。（2）二段磨矿-强磁选：在与一段磨选相同的SLon磁选机选别条件下，对磨矿细度为- 0.074mm 占65% 时获得的一段强磁选精矿进行二段磨矿细度试验， 结果见表2-2。表2-2 二段磨矿细度试验结果（）表5结果表明，随着磨矿细度的增加， 精矿品位上升而回收率下降。考虑到后续浮选的指标要求，

9、应尽量使赤铁矿有较高的单体解离度，因此确定二段磨矿细度为-0.074 mm占95%。此时二段强磁选精矿作业产率为82.02%，品位为53.16% ，作业回收率为86.46%。单就强磁选工艺而言，最后得到的铁品位为53.16% ，作业回收率为86.46%。如果到此就停止，那么我们得到的精铁品位过于低下，且生产效率很低。具体而言包括一下几个方面： 1)由于铁矿中磷矿物的嵌布粒度较细，所以通常都要细磨，这样就降低了球磨机的处理效率，同时也增加了产品沉降、浓缩的困难。特别是尾矿的浓缩十分困难，严重影响循环水的水质和利用率。2)用磁选法降磷时，强磁设备容易堵塞。其主要原因有两个方面：一是循环水中的某些学

10、成分造成强磁选机介质腐蚀，介质表面粗糙易卡矿石；二是脱渣筛的脱渣效果差，一些大颗粒矿石进入强磁选机造成堵塞。3)除磷率低，铁损失量大，回收率低。从磁选工艺降磷来说，一方面由于高梯度磁选机分选介质本身形成的磁场梯度还不够大，再加上磨损和分选空间的堵塞，使分选条件恶化，导致精矿质量下降，尾矿品位升高，铁损失量增大；另一方面，在强大的磁力作用下，精矿中非磁性脉石矿物和贫连生体颗粒机械夹杂严重，采用中矿冲洗水冲洗或脉动冲洗使铁损失增加。因此，我们有必要继续进行选别作业。反浮选工艺可以很好的满足我们对精铁的品位以及回收率的要求。2.1.3 反浮选工艺流程设计参考国内外赤铁矿选矿资料，结合以往试验经验，我

11、们选用氢氧化钠为pH调整剂、淀粉为抑制剂、活性氧化钙为活化剂、TS为捕收剂对品位为53. 16% 的二段强磁选精矿进行反浮选试验。表2-3粗选TS用量试验结果（1）粗选捕收剂用量。在N aOH 用量为1 400g/t、淀粉用量为1 000g / t、CaO 用量为1 100g/t的条件下， 改变TS用量分别为200、400、600和800g/t进行粗选捕收剂用量试验，结果见下表2-3。表2-3结果表明，随着TS用量的增加，反浮选精矿品位逐渐， 但产率和回收率都逐渐降低。综合考虑，选择粗选TS用量为400g/t。表2-4 粗选活化剂用量（2）粗选活化剂用量。在N aOH 用量为1 400g/t、

12、淀粉用量为1 000g /t、TS用量为400g/t的条件下，改变活性CaO 的用量分别为500、800、1 100和1 400g/t进行粗选活化剂用量试验，结果见表2-4。表7结果表明， 当活性C aO 的用量为1 100g/t时， 反浮选精矿的品位可超过60% 而回收率下降不明显， 因此选择粗选活性CaO用量为1 100g/t。表2-5 粗选淀粉用量试验结果（3）粗选抑制剂用量。在NaOH用量为1400 g /t、CaO用量为1100g / t、TS用量为400 g/ t的条件下， 改变淀粉的用量分别为600、800、1000和1200g/t进行粗选抑制剂用量试验， 结果见表2-5。表2-

13、6结果表明， 淀粉用量对反浮选指标有很大的影响， 淀粉用量从600g/t增加到1 200 g / ，t 粗选精矿品位从63.98% 降到57.56%， 而回收率从30. 28%升到87.59%。为获得尽可能高的精矿品位， 同时不使金属损失过多， 选择粗选淀粉用量为800g/t。此时精矿品位为62. 12% ， 作业回收率为60.66%。表2-6 粗选NaOH用量试验结果(4) 粗选pH调整剂用量。在淀粉用量为800g/t、CaO用量为1100g/t、TS用量为400g/t的条件下，改变NaOH的用量分别为800、1200、1400和1600g/t进行粗选pH调。表9结果表明，NaOH 用量为1

14、400g/t时，反浮选精矿品位达到最大值，为62.12%， 因此选择NaOH用量为1400g/t。条件试验结果表明，反浮选一次粗选可以获得品位高于62% 的铁精矿，但回收率较低。为提高回收率，决定增加1次扫选进行一粗一扫流程试验。将扫选精矿与粗选精矿合并作为最终精矿。同时为保证精矿品位，将粗选TS用量提高到600g/t。2.2 鲕状赤铁矿的全流程设计为了提高精铁矿的品位以及回收率，我们再次增加了一次扫选流程。整个流程图如下：图2-2阶段磨矿-强磁-反浮选数质量流程表2-7精矿化学多元素分析结果（%）在一段为-200目65% 、二段为-200目95% 的磨矿细度下， 对龙烟鲕状赤铁矿石进行两次强

15、磁选和一粗一扫反浮选， 可以获得产率40.58% 、品位为62.34% 、回收率为53.07%的铁精矿。精铁中化学元素组成见下图：3 实验操作步骤3.1 磨矿-强磁选阶段：(1)采用MQY2700*3600型溢流球磨机对原矿进行一段磨矿操作，使磨矿细度比例为65，得到一段磨矿的精矿产率为80. 52%，品位为50. 48%，回收率为85. 27%。（2)用SLON-500立环脉动高梯度磁选机对磨矿产物进行强磁选别，使磁感应强度为0.85 T得到一段磨矿-强磁的精矿和尾矿。（3）还是采用MQY2700*3600型溢流球磨机对一段强磁选的精矿进行二段磨矿细度操作，调节磨矿细度比例为95，使精矿作业

16、产率为82. 02%，品位为53. 16% ，作业回收率为86. 46%。（4）用SLON-500立环脉动高梯度磁选机对二段磨矿产物进行二段强磁分选，得到二段磨矿-强磁的精矿和尾矿。由于强磁-磨矿选阶段操作得到的精矿铁品位为53.16%，作业回收率为86.46%，单强磁选工艺来讲，我们得到的精矿品位过低，生产效率很低。所以我们有必要继续反浮选工艺操作，以便得到较高的精矿品位以及回收率的需求。3.2 反浮选阶段：（1）首先我们要对反浮选试剂用量进行一次粗选，我们选用NaOH为PH调整剂，淀粉为抑制剂，活性氧化钙为活化剂，TS为捕收剂。a.粗选TS捕收剂：在N aOH用量为1 400g/t、淀粉用

17、量为1000g/t、CaO用量为1100g/t的条件下， 改变TS用量分别为200、400、600和800g/t进行粗选捕收剂用量的实验。实验后我们发现随着TS用量的增加，反浮选精矿品位逐渐， 但产率和回收率都逐渐降低。综合考虑，选择粗选TS用量为600g/t。b.400g/t的条件下，改变活性CaO的用量分别为500、800、1100和1400g/t进行粗选活化剂用量试验。当活性C aO的用量为1100g/t时，反浮选精矿的品位可超过60%而回收率下降不明显，因此选择粗选活性CaO用量为1100g/t。c.粗选抑制剂用量：在NaOH 用量为1 400 g /t、CaO 用量为1100g/t、

18、TS用量为400 g/ t的条件下，改变淀粉的用量分别为600、800、1000和1 200g/t进行粗选抑制剂用量试验。结果表明，淀粉用量对反浮选指标有很大的影响， 淀粉用量从600g/t增加到1 200g/t，粗选精矿品位从63.98% 降到57.56%， 而回收率从30. 28%升到87.59%。为获得尽可能高的精矿品位， 同时不使金属损失过多，选择粗选淀粉用量为800g/t。此时精矿品位为62.12% ，作业回收率为60.66%。d.粗选pH调整剂用量。在淀粉用量为800g/t、CaO用量为1100g/t、TS用量为400g/t的条件下，改变NaOH的用量分别为800、1200、1400和1600g/t进行粗选pH调。结果表明，NaOH用量为1400g/t时，反浮选精矿品位达到最大值， 为62. 12%， 因此选择N aOH用量为1 400g/t。综上实验可知：TS用量为600g/t，活性CaO