某选矿厂八系列是典型的连续磨矿-弱磁-反浮选工艺流程处理磁铁矿石的生产系列,但由于其矿石性质比较复杂,并存在磁铁矿与氧化矿的混矿现象,使该系列自投产以来铁的回收率一直比较低。在如今资源日趋紧张的情况下,充分利用资源,提高铁的回收率,就显得尤其重要。为此,针对选矿广具体生产指标状况,开展了提高铁回收率的试验研究。
该系列经过多年的生产运行,磨矿工艺和弱磁选工艺流程及其设备配置比较合理,所以,该试验研究矿样选为弱磁选精矿和弱磁选尾矿,其重点试验内容为弱磁选尾矿的分选。研究目的是通过试验研究,查明其铁回收率低的原因,并寻找提高磁矿系列铁回收率的措施和途径。
一、实验矿样
(一)取样
实验矿样取自选矿厂八系列,矿样为弱磁精选精矿和弱磁粗选尾矿。连续取样一个星期,每天取样6次。同时,对系列处理原矿也进行取样考查,并进行分析化验。所取实验矿样的平均指标这:原矿铁品位TFe32.47%、TFeO 11.13%原矿平均氧化度2.92%;弱磁精矿铁品位TFe61.20%、理论产率37.41%、铁回收率70.51%;弱磁粗选尾矿铁品位15.30%、理论产率62.59%铁损失率29.49%。实验所取矿样从取样时间、取样点、所取矿样重量及指标,都具有一定代表性。
(二)矿样性质分析
1、矿样的物质组成及其分析
试验矿样的多元素分析及物相分析结果别见表1和表2。
表1 试验矿样的多元素分析结果
名 称 | TFe | TFeO | RxOy | F | P | SiO2 |
弱磁精矿 | 61.30 | 24.10 | 0.80 | 1.15 | 0.12 | 2.47 |
弱磁尾矿 | 15.20 | 3.70 | 6.25 | 8.70 | 1.16 | 22.26 |
名 称 | K2O | Na2O | CaO | MgO | Al2O3 | 烧减 |
弱磁精矿 | 0.15 | 0.14 | 2.72 | 0.96 | 0.22 | 0.95 |
弱磁尾矿 | 1.12 | 1.15 | 19.80 | 3.63 | 1.91 | 8.93 |
表2 试验矿样的铁物相分析结果
矿样 名称 | 成分 (%) | 铁物相 | |||
磁铁矿中的铁 | 赤铁矿中的铁 | 硅酸盐中的铁 | 硫化矿中的铁 | ||
弱磁 精矿 | 含量 | 55.90 | 3.40 | 0.30 | 1.90 |
占有率 | 90.89 | 5.53 | 0.49 | 3.09 | |
弱磁 尾矿 | 含量 | 0.60 | 11.70 | 1.90 | 1.10 |
占有率 | 3.92 | 76.47 | 12.42 | 7.19 |
分析结果表明,原矿经弱磁选别后,磁铁矿的回收率较高,说明现场磁选流程对磁铁矿的选别效果很好。但氧化矿的回收率很低,大部分损失在尾矿中。从而说明,要提高磁矿系列的回收率,主要是回收损失在尾矿中的氧化矿。
2、矿样的单体解离度及粒度分析
试验矿样的单体解离度分析结果见表3,粒度分析结果见表4。
表3 试验矿样中铁矿物单体解离度测定结果
试验矿样 | 铁矿物 单体(%) | 富连生体(%) | 贫连生体(%) | ||||
铁与硅酸盐矿物 | 铁与萤石 | 铁与其它矿物 | 铁与硅酸盐矿物 | 铁与萤石 | 铁与其它矿物 | ||
弱磁精矿 | 90.27 | 4.83 | 0.97 | 0.48 | 2.49 | 0.80 | 0.16 |
弱磁尾矿 | 64.39 | 13.90 | 2.73 | 6.32 | 6.83 | 2.36 | 3.47 |
表4 试验矿样的粒度分析结果
粒度(mm) | +0.076 | -0.076+0.045 | -0.045+0.034 | -0.034+0.025 | -0.025+0.017 | -0.017+0.008 | -0.008 |
弱磁给矿 | 7.60 | 14.40 | 12.60 | 16.80 | 12.80 | 10.00 | 24.80 |
弱磁精矿 | 5.08 | 19.71 | 11.59 | 20.12 | 12.40 | 12.20 | 18.90 |
弱磁尾矿 | 7.80 | 17.93 | 12.81 | 15.87 | 12.81 | 14.08 | 18.70 |
试验矿样的组成和单体解离分析结果说明,弱磁尾矿中铁矿物的单体解离度低,从弱磁尾矿中回收铁矿物,无论采取什么方法,要得到较高铁品位的铁精矿,其铁的回收率都不会太高。
粒度分析结果表明,弱磁尾矿中细粒级矿物含量高,其中铁的占有率也高。所以,要从弱磁尾矿中回收铁矿物,首先要考虑微细粒级铁矿物的有效回收。
二、选别试验及其结果
(一)试验工艺流程
根据矿石性质,本研究采用的试验方案为:对选矿厂弱磁选的弱磁尾矿,进行直接反浮-正浮选试验研究,探讨提高系列回收率的途径;并对选厂弱磁选的弱磁精矿进行现场的一粗二精反浮选工艺试验。
弱磁尾矿的浮选工艺流程为反浮-正浮选工艺流程。反浮选为一道作业,采用Na2CO3-水玻璃-石蜡皂药剂组合;正浮选为一次粗选两次精选,采用明矾-氟硅酸钠-石蜡皂药剂组合。试验流程及设备见图1。
(二)试验结果及分析
1、弱磁精矿反浮选试验结果
在原矿品位为32.71%及弱磁精矿品位为61.83%、产率37.41%的情况下,弱磁精矿经过一粗两精反浮选后,可获得反浮精矿品位为64.48%、产率为34.66%的分选结果。
2、弱磁尾矿正浮粗选条件试验
试验用水为清水,根据以往的研究,并经探索试验,确定粗选的明矾用量为5kg/t,氟硅酸钠用量为1.77kg/t.在此条件下,进行捕收剂不同用量的条件试验。试验结果见图2、图3和图4。由试验结果确定,捕收剂用量为0.80kg/t。
3、弱磁尾矿正浮精选条件试验
通过探索试验,正浮精选试验的药剂用量确定为:一精抑制剂为1.Okg/t、捕收剂为0.lkg/t。用清水进行试验,其结果为:铁精矿作业产率10.94%、铁品位50.60%、作业回收率36.50%的选别指标。
4、弱磁尾矿反浮-正浮回水试验
在清水试验的基础上,考虑到该试验方案的现场可行性,用现场回水进行了开路试验。试验表明,回水试验的药剂用量与清水比较有一定变北。具体的药剂用量见表5。开路试验结果为:正浮精矿品位53.10%、作业产率11.04%、作业回收率38.71%的选别指标。选别结果较清水要好。
表5 反浮-正浮选回水试验药剂用量(kg/t)
选别作业 | 药剂及用量 | ||
反浮选 | 碳酸钠1.5 | 水玻璃2.0 | 石蜡0.4 |
正浮粗选 | 明矾5.0 | 氟硅酸钠1.75 | 石蜡皂1.2 |
正浮-精 | / | 氟硅酸钠1.00 | 石蜡皂0.40 |
正浮二精 | / | / | 石蜡皂0.30 |
5、弱磁尾矿反浮—正浮回水闭路试验
回水闭路试验的药剂用量,在条件试验的基础上略有调整。弱磁尾矿经反浮—正浮选工艺流程闭路试验后,可获得:正浮铁精矿品位55.06%、作业产率11.20%、作业回收率40.73%的选别结果,试验结果达到预期指标。
弱磁精矿经反浮选、弱磁尾矿经反浮—正浮选工艺试验后,可获最终综合铁精矿,其产率41.69%、铁品位62.96%、铁的回收率80.13%、杂质氟0.53%的选别指标。比现选厂的实际回收率指标提高10个百分点以上。
三、产品结果分析
对弱磁尾矿反浮—正浮选工艺试验的正浮铁精矿产口和尾矿产品,进行了物相分析和粒度组成分析,结果表明:1、正浮铁精矿中,主要矿物为赤铁矿,其占有率为91.90%;脉石矿物主要为角闪石和钠辉石,占脉石矿残暴的48.95%。弱磁尾矿经反浮—正浮选后,非磁性铁矿物铁的回收率为45.04%,含铁硅酸盐矿物铁的抛出率为88.37%,说明该工艺及其药剂组合的选择,对回收弱磁尾矿中铁是非常有效的。2、根据单体解离度的测定结果来看,从弱磁尾矿中回收铁矿物,要得到较高口位的铁精矿,就要损失很大的收率,否则,铁精矿品位就不会太高。3、弱磁尾矿经反浮—正滔后,反浮选抛出的—20μm的量为69.02%,该粒级铁的损失率为50.84%。回收细粒级铁矿物仍是提高铁矿物回收率的重要研分内从。
四、结语
由试验结果可知,弱磁尾矿直接反浮—正浮选工艺流程,无论从回收细粒级铁矿物来说,还是从回收非磁性铁矿物来说,都优于已进行的弱磁尾矿经强磁选后再反浮—正滔选工艺流程的结果。在不改动现选矿厂磁矿系列生产工艺的情况下,通过增加浮选作业,即可实现提高铁回收率的目标,工艺流程相对简单。该研究结果,为选矿厂今后提高磁矿系列回收率,提供了一个重要的参考方案。