青石板铁矿选矿选矿试验报告 精品.docx
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青石板铁矿选矿选矿试验报告精品
XX矿冶研究院科学技术报告
湖南XX化工有限公司
XX青石板铁矿选矿
试验报告
XX矿冶研究院
2010年3月08日
1前言
湖南XX化工有限公司为开发XX铁矿青石板矿段铁矿石,特委托XX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。
XX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XX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。
2.2试验设备
(1)SX-8-10型箱式电阻炉,8kw,400×250×160
(2)XMB-67Φ200×240mm棒磨机
(3)鼓型湿式弱磁选机Φ400×300mm;表面场强≤159KA/m(2000Oe)
(4)实验室夹板式强磁选机;齿板表面场强0~1193.7KA/m(15000Oe)
(5)SHP-700强磁选机;齿板表面场强0~1193.7KA/m(15000Oe)
(6)XCGS-73型磁选管Φ50mm;场强≤240KA/m(3000Oe)
(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3-1矿石的化学成分(%)
组分
TFe
FeO
Fe2O3
SiO2
TiO2
Al2O3
CaO
MgO
含量
27.30
7.23
31.00
48.43
0.17
6.19
0.65
1.12
组分
MnO
Na2O
K2O
P
S
Ig
TFe/FeO
碱性系数
含量
0.079
0.085
1.10
0.33
0.12
2.64
3.78
0.03
表3-2矿石中铁的化学物相分析结果(%)
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
9.09
5.93
9.11
0.11
0.16
2.90
27.30
分布率
33.30
21.72
33.37
0.40
0.59
10.62
100.00
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3-3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
12.5
8.2
12.9
0.2
0.3
41.6
10.4
11.8
1.6
0.5
3.3主要矿物的产出形式
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。
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。
照片1粒度不均匀的微细粒磁铁矿(M)较均匀地嵌布
在脉石(G)中,黑色~孔洞反光
照片2微粒磁铁矿(棕灰白色)呈浸染状嵌布在脉石(G)中
并微具定向分布的特征,黑色~孔洞反光
照片3含有较多磁铁矿(M)残余的半假象赤铁矿与针状赤铁矿
紧密伴生,G~脉石,黑色~孔洞反光
照片4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(G)中,黑色~孔洞反光
照片5细脉状褐铁矿(L)集合体,脉石白色微粒为假象赤铁矿
或赤铁矿,黑色~孔洞或裂隙反光
照片6不规则团块状黄铁矿(Py)集合体,脉石零星分布
少量微粒赤铁矿反光
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
55.42
弱磁精矿
38.97
36.43
52.06
强磁精矿
46.95
26.10
44.93
尾矿
14.08
5.83
3.01
原矿
100.00
27.27
100.00
60.90
弱磁精矿
36.36
37.52
50.21
强磁精矿
49.09
25.89
46.77
尾矿
14.55
5.65
3.02
原矿
100.00
27.18
100.00
70.41
弱磁精矿
33.83
39.81
49.78
强磁精矿
44.28
27.45
44.92
尾矿
21.89
6.55
5.30
原矿
100.00
27.06
100.00
85.45
弱磁精矿
29.95
44.36
48.11
强磁精矿
45.41
28.25
46.45
尾矿
24.64
6.10
5.44
原矿
100.00
27.62
100.00
96.62
(-0.045mm79.23)
弱磁精矿
26.94
50.14
48.45
强磁精矿
40.42
30.07
43.58
尾矿
32.64
6.81
7.97
原矿
100.00
27.88
100.00
99.05
(-0.045mm88.78)
弱磁精矿
23.28
53.59
45.60
强磁精矿
40.52
30.54
45.23
尾矿
36.20
6.93
9.17
原矿
100.00
27.36
100.00
-0.045mm98.08
(-0.0385mm92%)
弱磁精矿
22.91
57.70
47.70
强磁精矿
32.96
34.67
41.25
尾矿
44.13
6.94
11.05
原矿
100.00
27.71
100.00
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-0.045mm98.08%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
8000
弱磁精矿
26.40
48.92
45.97
强磁精矿
37.07
32.42
42.78
尾矿
36.53
8.65
11.25
原矿
100.00
28.09
100.00
10000
弱磁精矿
26.64
49.00
46.74
强磁精矿
39.30
30.81
43.35
尾矿
34.06
8.13
9.91
原矿
100.00
27.93
100.00
12000
弱磁精矿
26.35
49.09
46.12
强磁精矿
43.71
29.89
46.59
尾矿
29.94
6.83
7.29
原矿
100.00
28.05
100.00
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
-0.075mm96.62%
弱磁选1500Oe
强磁选600Oe
弱磁精矿
30.42
46.37
50.08
强磁精矿
31.29
32.04
35.59
尾矿
38.29
10.54
14.33
原矿
100.00
28.17
100.00
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。
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
NaOH1000g/t
水玻璃500g/t
腐殖酸胺500g/t
淀粉50g/t
沉砂
64.82
53.60
88.94
矿泥1
25.46
12.31
8.02
矿泥2
7.54
12.41
2.40
矿泥3
2.18
11.48
0.84
粗精矿
100.00
39.06
100.00
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120g/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
YA-16
精矿
82.53
56.14
88.78
尾矿
17.47
33.52
11.22
给矿
100.00
52.19
100.00
GE-609
精矿
79.62
55.18
84.24
尾矿
20.38
40.34
15.76
给矿
100.00
52.16
100.00
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
400
精矿
74.86
57.62
82.63
尾矿
25.14
36.08
17.37
给矿
100.00
52.20
100.00
600
精矿
81.24
56.48
88.00
尾矿
18.76
33.35
12.00
给矿
100
52.14
100.00
800
精矿
90.76
54.09
94.15
尾矿
9.24
33.01
5.85
给矿
100.00
52.14
100.00
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。
4.5.3YA-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
90
精矿
84.22
55.71
89.72
尾矿
15.78
34.06
10.28
给矿
100.00
52.29
100.00
120
精矿
74.06
57.62
81.86
尾矿
25.94
36.46
18.14
给矿
100.00
52.13
100.00
160
精矿
64.84
59.59
74.21
尾矿
35.16
38.18
25.79
给矿
100.00
52.06
100.00
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16.5g/t;淀粉:
165.2g/t,其中一次扫选补加YA-1612g/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。
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NaOH1600g/t,淀粉1000g/t,CaO600g/t,捕收剂1600g/t,精选捕收剂400g/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
RA-715
精矿
69.78
60.58
80.57
精选泡沫
21.67
37.37
15.43
尾矿
8.55
24.56
4.00
给矿
100.00
52.47
100.00
RA-915★
精矿
65.33
62.25
78.04
精选泡沫
7.62
46.24
6.76
尾矿
27.05
29.28
15.20
给矿
100.00
52.11
100.00
CY-58
精矿
81.71
57.98
90.81
精选泡沫
6.36
31.40
3.83
尾矿
11.93
23.44
5.36
给矿
100.00
52.17
100.00
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。
4.6.2NaOH用量试验
在淀粉用量800g/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4-9NaOH用量试验结果/%
用量(g/t)
产品名称
产率
品位TFe
回收率
1200
精矿
73.60
59.64
84.43
尾矿
26.40
30.68
15.57
给矿
100.00
51.99
100.00
1400
精矿
72.58
60.12
84.20
尾矿
27.42
29.86
15.80
给矿
100.00
51.82
100.00
1600★
精矿
70.96
60.67
83.00
尾矿
29.04
30.37
17.00
给矿
100.00
51.87
100.00
从表中可以看出,选择NaOH用量为1600g/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
600★
精矿
67.94
60.72
79.71
尾矿
32.06
32.76
20.29
给矿
100.00
51.76
100.00
800
精矿
70.96
60.67
83.00
尾矿
29.04
30.37
17.00
给矿
100.00
51.87
100.00
1000
精矿
72.90
59.69
84.87
尾矿
27.10
28.63
15.13
给矿
100.00
51.28
100.00
1200
精矿
73.00
59.21
84.86
尾矿
27.00
29.43
15.54
给矿
100.00
51.16
100.00
从表中可以看出,淀粉用量选择600g/t是合适的。
4.6.4CaO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4-11CaO用量试验结果/%
用量(g/t)
产品名称
产率
品位TFe
回收率
400
精矿
81.21
57.79
91.00
尾矿
18.79
24.73
9.00
给矿
100.00
51.58
100.00
500
精矿
79.17
58.02
89.72
尾矿
20.83
25.25
10.28
给矿
100.00
51.19
100.00
600★
精矿
74.80
60.00
87.38
尾矿
25.20
25.73
12.62
给矿
100.00
51.36
100.00
从表中可以看出,CaO用量选择600g/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,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
1200
精矿
76.81
59.82
89.68
尾矿
23.19
22.80
10.32
给矿
100.00
51.24
100.00
1400★
精矿
72.93
60.85
86.49
尾矿
27.07
25.60
13.51
给矿
100.00
51.31
100.00
1600
精矿
69.68
60.73
82.99
尾矿
30.3
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