细磨-磁选-反浮选工艺回收某选厂铁尾矿试验研究

2014-03-30张红新李洪潮郭珍旭

中国矿业 2014年12期

张红新，李洪潮，郭珍旭,,

(1.中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所,河南郑州 450006；2.国家非金属矿资源综合利用工程技术研究中心,河南郑州 450006；3.国土资源部多金属矿评价与综合利用重点实验室,河南郑州 450006)

随着铁矿石的不断开采，高品位、低杂质含量、易选的铁矿石资源日益枯竭，因此，对低品位、含杂高、难选冶铁矿资源的回收利用成为迫切需要解决的重要课题[1]。本试验针对云南某选厂的铁尾矿，开展综合回收试验研究，该选厂采用单一磁选工艺，一次粗选，一次精选，即可获得TFe品位大于65%的铁精矿，为保证铁精矿质量，每年有30万t左右TFe品位为38%的尾矿被丢弃，造成了资源的严重浪费，因此，对该部分铁尾矿进行回收利用技术研究意义重大。

矿石铁物相分析结果表明，矿石中主要含铁矿物为赤褐铁矿和磁铁矿。通过对赤褐铁矿和磁铁矿的嵌布粒度分析发现，赤褐铁矿平均嵌布粒度为0.021mm，磁铁矿平均嵌布粒度为0.014mm。嵌布粒度细难以单体解离是导致矿石难以回收利用的直接原因。在查阅相关文献的基础上[2-4]，通过探索试验，最终确定采用细磨-磁选-反浮选工艺来回收该铁尾矿。

1 原矿矿石性质

1.1 原矿化学多项分析

对原矿样品进行化学多项分析，结果列于表1。从分析结果可知，矿石中具有回收利用价值的元素为铁，TFe品位为38.03%；对铁富集有害的主要组分为SiO2，含量为25.05%。

1.2 原矿各矿物含量及铁物相分析

矿石中主要矿物的相对含量分析结果列于表2，铁物相分析结果列于表3。从分析结果可知，矿石中主要含铁矿物为赤/褐铁矿、磁铁矿，主要脉石矿物为石英、钠长石、白云石、黑云母、绿泥石等。从铁物相分析结果可知该矿石含铁矿物主要以赤/褐铁矿为主，约占77.62%，磁性铁仅占15.67%。

表1 原矿化学分析结果/%

表2 矿石中主要矿物的相对含量/%

1.3 原矿结构构造

矿石呈灰黑色，粉状。原始矿石中大部分结构、构造都已经在破碎过程中破坏。赤褐铁矿和磁铁矿是矿石中主要的含铁矿物，主要呈他形粒状，多被脉石矿物包裹。赤铁矿、褐铁矿、磁铁矿等矿物主要呈他形晶粒状分布在矿石中，部分赤铁矿、磁铁矿被脉石矿物包裹，构成包含结构。

1.4 原矿粒度嵌布特征

1.4.1 赤铁矿

赤铁矿是矿石中主要的含铁矿物，在矿石中含量为42.5%。赤铁矿主要呈他形粒状，赤铁矿原生粒度统计见图1。

图1 赤铁矿原生粒度统计图

统计结果显示：赤铁矿粒度为0.002～0.166mm，平均0.021mm，主要分布在0.06mm以下，尤其是0.02mm以下颗粒数最多。赤/褐铁矿粒度较细是其难选的主要原因。

1.4.2 磁铁矿

磁铁矿是矿石中主要的含铁矿物之一，其在矿石中的含量为8.3%。磁铁矿主要呈他形粒状，多被脉石矿物包裹。磁铁矿粒度分布见图2。

图2 磁铁矿粒度分布统计图

从统计结果可以看出，矿石中磁铁矿粒度较细，其粒度为0.002～0.059mm，平均0.014mm，主要分布在0.02mm以下。磁铁矿粒度很细是该矿难利用的主要原因。

1.4.3 原矿粒度筛析

原矿粒度筛析结果列于表4。

原矿粒度筛析结果显示： -0.038mm 粒级的TFe品位较高，+0.074mm粒级的TFe品位较低，铁矿物在细粒级中得到富集，表明该矿石铁矿物嵌布粒度较细；SiO2含量随着粒度变细而降低，表明SiO2在粗粒级中得到富集。

表4 原矿粒度筛析结果

2 初步探索试验

试验研究主要目的为提高精矿全铁品位并降低二氧化硅含量，为此进行了多方案流程对比试验。

2.1 原矿-超细磨-磁选

超细磨细度为-0.02mm含量为80%，采用一次弱磁选(磁场强度95kA/m)、一次强磁选(磁场强度600kA/m)进行分选。流程如图3所示，结果列于表5。

图3 单一磁选流程图

表5 单一磁选试验结果

产品品位/%回收率/%TFeSiO2TFeSiO2弱磁精矿66.183.208.030.69强磁精矿51.799.2860.6919.36尾矿23.5239.2831.2879.95合计38.1224.91100.00100.00

分析表5可知，将弱磁精矿与强磁精矿合并后TFe品位为53.14%，SiO2含量8.71%。该工艺弱磁选分选指标较好，强磁选分选指标较差，SiO2含量较高，主要原因可能是强磁选机对-0.03mm的试料分选效果较差。试验结果表明，矿石即使细磨，采用单一磁选工艺也难以获得较好的分选指标。

2.2 原矿-磨矿-反浮选试验

采用单一浮选工艺，将矿石磨矿至-0.038mm含量占90%，浮选药剂采用GE619，经两次精选，最终获得TFe品位53.88%、回收率46.26%、SiO2含量4.87%、SiO2回收率6.54%的铁精矿，精矿中TFe品位明显提高，SiO2含量降低至5%以下，降硅效果明显，表明反浮选对于降低精矿中SiO2含量有显著效果。

2.3 原矿-磨矿-磁选-反浮选工艺

由于该矿嵌布粒度较细且连生体含量高，必须细磨才能达到单体解离，这是能够实现精矿提铁降硅的前提。结合之前的探索试验，考虑采用磨矿-磁选-反浮选工艺。磨矿细度-0.038mm含量占90%，采用一次弱磁选(磁场强度95kA/m)、一次强磁选(磁场强度600kA/m)，弱磁选精矿与强磁选精矿合并进入反浮选，浮选药剂采用GE619，经两次精选，最终获得TFe品位58.24%、回收率50.93%、SiO2含量4.72%、回收率6.53%的铁精矿。

初步探索试验表明，采用单一磁选工艺或单一反浮选工艺都难以获得较好的分选指标，采用磁选-反浮选联合工艺流程可获得较好的分选指标。

3 结果与讨论

采用磁选-反浮选工艺流程，探讨影响分选的各个因素，达到最佳优化。试验原则工艺流程见图4。

图4 原则工艺流程

3.1 磨矿细度试验

由于该矿石铁矿物的嵌布粒度较细，根据对赤/褐铁矿、磁铁矿粒度统计结果，赤/褐铁矿、磁铁矿粒度大部分都在-0.02mm以下，因此，必须细磨才能使铁矿物单体解离。从磨矿细度试验结果可知，磨矿粒度越细，TFe品位越高，SiO2含量越低，当磨矿细度-0.03mm含量大于90%时，分选指标变化较小。由此可知，影响分选指标的因素不仅仅是磨矿细度，磨矿细度越细，对浮选反而不利。因此，选择磨矿细度为-0.03mm含量为90%为宜。

图5 磨矿细度试验

3.2 强磁选磁场强度试验

弱磁选采用磁场强度为95KA/m的磁场强度，基本可以把磁铁矿及连生体的磁铁矿选别干净。强磁选磁场强度试验结果表明：强磁选磁场场强越高，精矿TFe品位越低，铁精矿回收率越高，但是SiO2含量也提高，综合考虑各因素，选择磁场强度为600～670 kA/m为宜。

图6 强磁选磁场强度试验

3.3 反浮选调整剂试验

调整剂采用碳酸钠，考察pH值对选别效果的影响，调整剂用量试验结果表明：随着pH值增大，精矿TFe和SiO2回收率均增加明显，当碳酸钠用量为500g/t，pH值=8左右时，精矿产率为80.35%，精矿TFe品位从58.15%大幅下降至53.62%，考虑各因素，选择不加调整剂为宜。

图7 碳酸钠用量试验

3.4 反浮选抑制剂淀粉用量试验

研究表明，淀粉是铁矿物反浮选中良好的抑制剂，本试验采用苛性淀粉作抑制剂，考察抑制剂用量对选别指标的影响，试验结果表明：抑制剂用量在0～300g/t范围内对选别指标基本无影响。

图8 淀粉用量试验

3.5 反浮选捕收剂用量试验

捕收剂用量对选别指标有重要的影响，本试验采用GE619作为反浮选捕收剂，试验结果表明：随着捕收剂用量的增加，精矿TFe品位越来越高，而TFe回收率呈不断下降的趋势，综合考虑品位和回收率，选择粗选捕收剂用量为30g/t为宜。

图9 反浮选捕收剂用量试验

3.6 反浮选精选次数试验

试验为了考察反浮选精选段数对精矿最终品位和回收率的影响，进行了反浮选精选段数试验，工艺流程及试验条件见图10，试验结果列于表6。

反浮选精选段数试验结果表明：随着精选次数的增加，精矿品位增加，但提高不大，回收率降低，而中矿品位较高。综合考虑各因素选择一次粗选、一次精选工艺流程。

图10 反浮选精选段数试验工艺流程

表6 反浮选精选段数试验结果

产品名称作业产率/%品位/%作业回收率/%TFeSiO2TFeSiO2精矿53.4358.774.4762.4321.19中26.6847.667.896.334.67中116.4845.4616.6014.9024.27尾矿23.4135.1224.0116.3449.87合计100.0050.3011.27100.00100.00