鲕状赤铁矿嵌布粒度极细,且经常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹,因此鲕状赤铁矿石是目前国内外公认的最难选的铁矿石类型之一,但其储量丰富,我国铁矿资源储量的1/9为鲕状赤铁矿。鲕状赤铁矿可选性差的主要原因是单体解离的粒径太小,当达到解离粒径时,对鲕状赤铁矿进行常规选别往往达不到预期的效果,于是人们在现有条件下开始寻求处理微细粒鲕状赤铁矿的新工艺。本试验采用絮凝一强磁选工艺对河北某鲕状赤铁矿进行选矿试验研究,试验结果表明,在最佳的分散及絮凝条件下,通过强磁选能获得含铁55.51%,铁回收率为76.02%的铁精矿。
一、原矿性质
(一)原矿化学多元素分析
对原矿试样进行化学多元素分析,结果见表1。
表1 原矿化学多元素分析结果%
成分 | TFe | FeO | S | P | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO |
含量 | 47.41 | 9.81 | 0.22 | 0.24 | 15.08 | 4.85 | 2.78 | 3.12 |
由表1分析结果可知:原矿全铁品位为47.41%:矿石中主要杂质是SiO2,其次为A12O3,
Mg0和CaO;有害元素S和p含量稍高;W(CaO+MgO) / w(SiO2+A12O3)=0.296,表明矿石为酸性矿石。
(二)原矿铁物相分析
对原矿试样进行铁物相分析,结果见表2。
表2 原矿铁物相分析结果%
相名 | 磁铁矿 | 赤、褐铁矿 | 碳酸铁 | 硫化铁 | 硅酸铁 | 合计 |
铁含量 | 0.58 | 43.45 | 2.97 | 0.49 | 0.17 | 47.66 |
铁分布率 | 1.22 | 91.17 | 6.23 | 1.03 | 0.35 | 100.00 |
由表2结果分析可知,原矿中有用铁矿物主要是赤褐铁矿,其铁分占有率达91.17%,其次是碳酸铁和磁铁矿,并含有少量的硫化铁和硅酸铁,磁铁矿铁分只占1.22%。
(三)矿石结构构造
矿石构造以胶状构造为主,另见少量浸染状构造。胶状构造主要为隐晶质和非晶质,形态复杂,表面具有球状或瘤状突起,断面呈弯曲同心环带,各环带界面不清,常为渐变关系。根据外表形状将胶状构造进一步分为鲕状构造、肾状构造、豆状构造,以鲕状构造为主(见图1)。浸染状构造矿石成分以石英等脉石矿物为主,赤铁矿、褐铁矿星散地分布在石英等脉石矿物的基质中。
图1 鲕状赤铁矿
鲕状结构中鲕粒间的胶结物为石英、绿泥石、碳酸盐等脉石矿物。鲕粒内部结构复杂,赤铁矿与脉石呈同心层状(见图2),核心为单一的赤铁矿或石英等脉石矿物,核心颗粒的粒度不均匀。
图2 赤铁矿与脉石层间分布
工艺矿物学研究表明,脉石矿物以微细粒(3~9μm)分散在赤铁矿或褐铁矿的细小空隙及粒间,或是与赤铁矿呈同心层状分布,几乎没有单独存在的。因此,要想大幅度提高精矿品位非常困难,只能在尽可能提高铁精矿品位的条件下保证回收率。
二、试验方案
由原矿性质可知,脉石矿物占矿物总量的15%左右,以微细粒(3~9μm)分散在赤铁矿或褐铁矿的细小空隙及粒间,或是与赤铁矿呈同心层状分布,几乎没有单独存在的。因此,如果采用反浮选的方法来降杂,捕收剂真正能够接触到的脉石矿物较少,会导致浮选尾矿品位偏高而精矿品位偏低;同时矿石中大量的赤铁矿、褐铁矿极易泥化,会更加恶化浮选过程。探索试验结果也表明这种矿石不宜采用浮选工艺流程。
另一方面,工艺矿物学研究结果表明,微细粒脉石分布得越多、铁品位越低的铁矿物,其比磁化系数越小,反之,微细粒杂质越少、铁品位越高的铁矿物,其比磁化系数也越大。因此,采用强磁选方法回收较高质量的铁精矿是合理的。在探索试验中,发现有相当一部分来源于褐铁矿的细粒铁精矿(主要是-30μm微细粒)在磁选中流失了,因此,考虑将矿浆充分分散后,加入铁矿物的絮凝剂,增大细粒铁矿物的粒度,再进行强磁选,从而使细粒铁矿物得到较充分的回收,提高铁回收率。
综上所述,确定试验按絮凝-强磁选方案进行。
三、试验设备及药剂
(一)试验设备。XMB-φ240×300棒磨机,XCSQ-50×70湿式强磁选机,HH.W21.600仪表恒温水浴箱,IKARW20数字高速搅拌仪,1000mL烧杯。
(二)试验药剂。NaOH,水玻璃,六偏磷酸钠,三聚磷酸钠,玉米淀粉,油酸钠,聚丙烯酞胺。
四、条件试验
(一)分散条件。由于矿石中鲡状赤铁矿嵌布粒度极细,为尽量提高矿物的单体解离度,将矿石细磨至-500目98%。在这样的磨矿细度下,本身易泥化的矿石将产生大量矿泥。矿泥会在微细粒矿物表面形成罩盖作用,影响絮凝和分选效果。因此,进行絮凝前必须使矿泥充分分散。分散试验的具体操作为:将干质量为Wo的细磨产品在1000mL烧杯中用水配成一定浓度的矿浆800mL,置于水浴中,控制好温度,并在IKARW20数字高速搅拌仪的搅拌下用NaOH调矿浆pH,然后加人分散剂水玻璃,搅拌分散4min。分散好的矿浆沉降1min,用虹吸法自烧杯刻度为650mL处吸去上部悬浮液,剩余矿浆过滤烘干,称得其质量Wo定义w与Wo的比率为沉降率Es,即
以Es衡量微细颗粒在水介质中的分散效果:沉降率Es越小,说明颗粒的分散效果越好,反之则颗粒的分散效果越差。
试验结果表明,在矿浆浓度为18%,矿浆pH=11,矿浆温度为18℃,水玻璃加药量为800g/t,叶轮转速为750r/min的条件下,矿浆可达到较理想的分散效果。
(二)絮凝条件。按所确定的分散条件将矿浆分散后,降低搅拌转速,加入不同种类及不同用量的絮凝剂,搅拌5min,根据细粒铁矿物的团聚效果确定絮凝条件。试验对油酸钠、聚丙烯酞胺及玉米淀粉这3种絮凝剂进行了比较,结果表明,玉米淀粉的絮凝能力最好,其适宜的添加量为200g/t。此外,通过试验,确定了絮凝时搅拌转速应控制在150 r/min。在以上条件下,细粒铁矿物可由7.6μm左右团聚至50μm左右,达到适合强磁分选的粒度范围。
(三)强磁选条件。对强磁选的场强、齿板间隙及冲洗水流量进行了条件试验。结果表明,在磁选机板间间隙为0.15mm,冲洗水流量为150 mL/s,场强为1194kA/m的条件下,铁精矿的品位和回收率最为理想。
五、流程试验
根据条件试验结果进行1次粗选、1次扫选的絮凝一强磁选流程试验。粗选时,矿浆浓度为18%,矿浆pH=11,矿浆温度为18℃,分散剂水玻璃加药量为800g/t,絮凝剂淀粉用量为200g/t,分散和絮凝的叶轮转速分别为750r/min和150 r/min,强磁选机磁场强度为1194 kA/m。扫选时,分散剂和絮凝剂的用量减半,其他条件不变。试验流程及结果如图3所示。
图3 试验数质量流程
由图3可知,采用絮凝一强磁选工艺,在最佳的试验条件下,经过1次粗选、1次扫选,可以得到精矿铁品位为55.51%,铁回收率为76.02%的选矿指标。
六、分选机理探讨
在选矿过程中,任何分选方法及设备只适用于一定的分选粒度范围。为了能发挥选矿流程中每种设备的最大作用,达到最佳的选别指标,选择选矿工艺流程及选矿设备时,必须充分考虑选矿方法及设备的有效分选粒度范围。分选力与矿粒粒度的立方成正比,因此,随着矿物颗粒粒度的减小,作用在矿物颗粒上的分选力衰减极为剧烈。同时,介质对矿物颗粒的阻力与矿物颗粒粒度的一次方成正比,所以,随着矿物颗粒粒度的减小,介质对矿物颗粒阻力的衰减较为缓慢。以上机制使得作用在矿物颗粒上的分选力与阻力的差值随着矿物颗粒粒度的减小而大幅度降低,从而增加了有用矿物与脉石矿物分离的难度,造成微细粒级矿物的选别效果恶化。采用分散一絮凝工艺使微细粒铁矿物团聚,形成较大絮团后再磁选,可以有改善这一现象。
采用分散一絮凝工艺时,必须对分散一絮凝效果进行有效把握。试验发现,良好的分散是实现絮凝的前提,分散应在采用的分散方法和添加的分散剂对后续添加剂的聚团作用不产生有害作用的前提下进行,在这一前提下,尽可能实现矿浆中所有组分或脉石组分的充分高效分散,分散效率越高,分选指标越好。矿浆的pH值、浓度、温度及搅拌速度对分散、絮凝有较大的影响,药剂的作用方式对选别也有一定影响。
七、结论
(一)根据对某地鲡状赤铁矿的工艺矿物学研究可知,该矿石中铁矿物的赋存形态呈多样性,矿物共生关系复杂,尤其是铁矿物嵌布粒度非常细,当矿石的磨矿细度为7.6μm时,有用矿物赤铁矿的单体解理度才达到85%。通过分析,采用絮凝-强磁选工艺对该赤铁矿进行选别具有可行性。
(二)分散、絮凝试验结果表明,在矿浆浓度为18%,矿浆pH=11,矿浆温度为18℃,分散剂水玻璃用量为800g/t,絮凝剂淀粉用量为200g/t,分散和絮凝过程的叶轮转速分别为750r/min和150r/min条件下,可达到较好的强磁粗选指标。
(三)强磁选试验结果表明,强磁选磁场强度对精矿回收率有着极大的影响,冲洗水流速的大小对精矿品位的提高也有很重要的作用。通过场强试验,选定磁场强度为1194kA/m。
(四)在选定的试验条件下,通过分散一絮凝一 一粗一扫强磁选,使最终精矿指标可以达到铁品位 55.51%,铁回收率76.02%。