《武汉工程大学学报》  2012年2期 50-54   出版日期：2012-03-10   ISSN:1674-2869   CN:42-1779/TQ

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贫磁铁矿反浮选降硅试验



 0引言　　湖北省某地具有较为丰富铁矿资源，矿石中铁含量较低，原矿中全铁（TFe）含量约15 %（质量分数，下同），属于贫磁铁矿，铁矿物的嵌布粒度较细，通过三磨三磁选流程，得到精矿品位为46 %~48 %，产率16 %左右，即单一弱磁选很难得到全铁品位超过60 %的铁精矿，由于优质“铁精料” 对炼铁具有重要意义，具有广泛的应用前景和广阔的市场前景［1-2］，而反浮选是目前处理细粒嵌布铁矿最有效方法之一.本文主要以现场铁含量4803 %、硅含量高达1707 %的弱磁选精矿为研究对象，进行了反浮选提铁降硅的研究.1矿石性质　　分别对原矿、磁选精矿和磁选尾矿进行分析，表1为原矿多元素分析结果，表2为弱磁选尾矿铁物相分析结果.表1原矿多元素分析结果
Table 1The multi\|elements analysis of raw ore
成分TFeMFeFeOSiO2Al2O3CaOMgOSPw/%157274097547591646626353021013表2弱磁选尾矿铁物相分析结果
Table 2Iron mineral phase analysis on weak magnetic tailings
指 标磁性物之铁碳酸盐之铁赤褐铁矿之铁硫化物之铁硅酸盐之铁全 铁w/%504005118002321950分布率/%53060561238023337710000由表1知，原矿中铁含量较低，只有1572 %，其中磁性铁（MFe）含量为740 %，属于典型的贫磁铁矿，通过三段弱磁选能够抛去大量尾矿，尾矿物相分析见表2，尾矿的铁含量只有950 %，抛尾率达8386 %，但磁选精矿铁含量只有4803 %，对弱磁选精矿进行了多元素分析和物相分析，分析结果见表3和表4.　　由表3可知，弱磁选精矿磁性率［w（FeO）/w（TFe）］为3585 %，应为混合矿石.四元碱度w（CaO+MgO）/w（SiO2+Al2O3）=021，为典型的酸性氧化矿［3］.有害组分硫、磷含量较低，SiO2为要分选排除的主要脉石矿物，Al2O3含量达657 %，应在选矿过程中进一步降低.由物相分析结果可知，矿石中铁的赋存状态较为简单，磁性铁分布率约占96 %，硅酸铁之铁含量106 %，占221 %，赤褐铁之铁含量081 %，占169 %，其他铁矿物的铁的分布率不到01 %，反浮选中主要抑制磁铁矿.
表3  弱磁选精矿多元素分析结果
Table 3The multi\|elements analysis of weak magnetic concentrate
成分TFeFeOSiO2Al2O3CaOMgOSP烧失w/%4803172217076573611410042014-028表4弱磁选精矿铁物相分析结果
Table 4Iron mineral phase analysis on weak magnetic concentrate
指 标磁性物之铁碳酸盐之铁赤褐铁矿之铁硫化物之铁硅酸盐之铁全 铁w/%4610004208100211064803分布率/%9597009169004221100002研究方法　　目前在阴离子反浮选工艺、阳离子反浮选工艺方面，国内外都取得了成功的研究［4-15］，我国是世界上较早研究和推广铁精矿阴离子反浮选除硅工艺的国家之一［4］.此次试验采用武汉工程大学研发的YRA捕收剂对该矿进行反浮选工艺的探索.21试验药剂　　铁矿反浮选药剂主要包括矿浆pH调整剂、含硅矿物捕收剂、磁铁矿抑制剂、石英等的活化剂，试验采用NaOH调整剂矿浆pH值、用苛化淀粉抑制磁铁矿、Ca2+活化石英和改性脂肪酸类捕收剂.22 试验流程　　试样磨矿细度为-0038 mm 8173 %，采用一粗一精开路流程，对影响浮选效果的主要因素进行单因素条件探索试验，确定浮选最佳条件后进行小型闭路试验.第2期张汉泉，等：贫磁铁矿反浮选降硅试验
武汉工程大学学报第34卷
3试验结果与分析31温度对浮选效果的影响　　浮选矿浆的温度是采用阴离子反浮选捕收剂浮选的一个重要影响因素.阴离子反浮选捕收剂在浮选使用的药剂浓度（010 %～20 %，质量分数，下同）范围内，大多数捕收剂的离子或分子都缔合成胶团.浮选温度越高，捕收剂有效离子或分子越多，药剂在矿浆中的分散性好，矿物表面捕收剂的吸附量增加，因此提高浮选矿浆温度，可以改善浮选效果.　　在NaOH 2 kg/t，苛化淀粉07 kg/t，CaCl2 036 kg/t，捕收剂05 kg/t的试验条件下，矿浆温度为20 ℃、25 ℃、30 ℃、35 ℃条件下的分选效果，试验结果见图1.药剂用量相同，随着温度升高，精矿品位提高，回收率下降，当温度超过30 ℃，精矿品位有所下降.试验结果表明，浮选矿浆温度以30 ℃为佳.图1反浮选温度试验结果
Fig1The results of reverse flotation at different
temperature32NaOH用量对浮选效果的影响　　调节和控制浮选矿浆的pH值至关重要，对于特定的矿石及采用的浮选工艺流程，矿浆pH值既可能影响药剂在矿物表面的解离或吸附性能，从而影响表面电性和矿物表面吸附物的组份与结构、表面的亲水、疏水总效应.因此，必须在适宜的矿浆pH值条件下，才能获得较好的浮选效果.　　试验采用NaOH调节矿浆pH，浮选温度为30 ℃，苛化淀粉用量07 kg/t，CaCl2用量036 kg/t，捕收剂用量05 kg/t，pH对浮选指标的影响试验结果如图2所示.随着NaOH 用量增大，精矿品位不断升高，在NaOH 用量为20 kg/t时，精矿品位最高为5347 %，继续增加NaOH 用量，精矿品位急剧下降，综合精矿品位和回收率考虑，最终确定NaOH 用量为20 kg/t.图2NaOH用量试验结果
Fig2The effect of NaOH dosage on reverse
flotation33淀粉对浮选效果的影响　　抑制剂主要是通过竞争吸附而减少矿物表面捕收剂的吸附量，还有由于亲水基团的吸附，淀粉能够借氢键作用吸附于矿物表面，使得矿物颗粒首先包上一层淀粉胶体，再包裹上一层水膜，从而使矿物亲水受到抑制，因此目前在反浮选工艺中普遍使用淀粉或改性淀粉作为铁矿物抑制剂［11］.　　试验浮选矿浆温度为30 ℃，NaOH 用量为20 kg/t， CaCl2用量036 kg/t，捕收剂用量05 kg/t，改变淀粉用量进行条件试验，试验结果见图3.随着淀粉用量的增加，精矿品位下降，最高可达6124 %，最低只有5529 %，而回收率不断增加，最终在79 %左右，综合各项选矿指标考虑，确定苛化淀粉用量为065 kg/t.铁品位在56 %～57 %，SiO2含量在9 %～10 %，应进一步降低.
图3苛化淀粉用量试验结果
Fig3The effect of starch dosage on reverse flotation34Ca2+对浮选效果的影响　　由于(改性)脂肪酸(盐)对石英类脉石矿物的捕收能力较差，因此需加活化剂，Ca2+易与(改性)脂肪酸(盐)结合形成带正电(改性)脂肪酸钙，从而捕收带负电石英类脉石矿物，生产中选择CaO（生石灰），试验中选用CaCl2作活化剂.矿浆温度为30 ℃，NaOH 用量为20 kg/t，捕收剂用量05 kg/t，淀粉用量065 kg/t，试验结果见图4.随着CaCl2用量增大，精矿品位先降低后增大，回收率在CaCl2用量036 kg/t时最高达7085 %，在CaCl2用量为045 kg/t时精矿品位最高达5940 %，回收率6591 %，选矿指标较好，确定CaCl2用量为045 kg/t.图4CaCl2用量试验结果
Fig4The effect of CaCl2 dosage on reverse flotation35粗选捕收剂用量对浮选效果的影响　　在一定范围内适当增加捕收剂用量，可提高浮选速度，改善浮选效果.捕收剂用量过大，降低了浮选过程的选择性，使某些不应浮出的矿物上浮，降低精矿质量；另一方面，非目的矿物与欲浮目的矿物在泡沫上竞争吸附，降低欲浮目的矿物的上浮概率，使回收率下降；捕收剂用量过低，目的矿物表面疏水性不足，矿物浮选不充分.图5捕收剂用量试验结果
Fig5The effect of collector dosage on reverse flotation　　试验条件为矿浆温度为30 ℃，NaOH 用量为20 kg/t，淀粉用量065 kg/t，CaCl2用量045 kg/t，试验结果见图5，随捕收剂用量的增大，浮选精矿产率和回收率逐渐降低，品位随之增高，最后趋于稳定，捕收剂用量在09 kg/t时和07 kg/t时浮选指标相差不大，铁品位在59 %以上，铁回收率在60 %～61 %.考虑到选矿成本，选择捕收剂用量为07 kg/t.
36精选CaCl2用量对浮选效果的影响图6精选CaCl2用量试验结果
Fig6The effect of CaCl2 dosage on concentrating　　为进一步改善选矿指标，需要在粗选药剂用量最佳的条件下，对精选时添加的药剂用量进行优化.试验改变精选CaCl2用量进行试验，试验结果见图6，随着CaCl2用量增加，精矿品位逐渐增高，但品位急剧下降，精选时不添加CaCl2时，泡沫量少，故选择添加少量的CaCl2，添加量为020 kg/t.精矿产率5139 %，铁品位5928 %，铁回收率6373 %.37精选捕收剂用量试验　　由粗选捕收剂用量试验结果可知，捕收剂用量对浮选指标有较大的影响，需对精选捕收剂用量需要作进一步的考查.在粗选的最佳药剂条件及精选CaCl2用量02 kg/t时试验，试验结果见图7.通过调节精选时捕收剂用量可以改善精矿质量，当捕收剂用量为03 kg/t时，精矿品位为6077 %，产率4672 %，铁回收率为5897 %.图7精选捕收剂用量试验结果
Fig7The effect of collector dosage on concentrating综合以上条件试验，采用一粗一精开路浮选流程，在合理的浮选药剂用量条件下（粗选：NaOH2 kg/t，淀粉065 kg/t，CaCl2 045 kg/t，捕收剂070 kg/t；精选：CaCl2020 kg/t，捕收剂030 kg/t），精矿品位可达60 %以上，铁回收率60 %，产率50 %左右.　　为了进一步在提高回收率的基础上提高精矿品位，拟进行二次精选，并进行捕收剂用量试验，通过精选可以将精矿品位提高到62 %以上，但是回收率只有40 %左右，故最终只采用一次精选.38小型闭路试验　　为提高精矿回收率，在开路试验的基础上进行了闭路试验流程试验.首先进行了一粗一精一扫闭路流程试验，试样经一次粗选和一次精选得到最终精矿，粗选泡沫产品经一次扫选，得到最终尾矿.精选的尾矿和扫选的精矿返回到粗选，试验结果见表5.
表5闭路试验结果
     Table 5The result of closed-circuit test
产品名称产率/%品位/%分布率/%FeSiO2FeSiO2精矿6262591473076752695尾矿37382999328223257305合计10000482516961000010000由表5可知，通过小型闭路试验，获得较好浮选指标：精矿产率为6262 %，品位为5914 %，回收率为7675 %，SiO2含量为730 %，SiO2脱除率为7305 %，尾矿品位约30 %，需要在该流程的基础上对扫选进一步探索，对闭路试验流程药剂制度进行调整.实验中，在扫选过程中加入抑制剂，可降低尾矿品位，一次扫选尾矿品位降低不明显，需要两次扫选.返回的中矿较之前流程多，需调整捕收剂用量.经过多次优化，确定浮选流程为一粗一精两扫闭路流程.尾矿品位降低到2651 %，精矿品位为5862 %，回收率为8283 %，图8为闭路试验数质量流程图.图8闭路数质量流程图
Fig8Closed\|circuit test process4结语　　a原矿通过三段磁选，可以抛弃大量尾矿，但是精矿品位不高，只有46 %~48 %，产率16 %左右，需通过其他工艺流程来提高精矿品位.　　b通过温度、pH调整剂、抑制剂、活化剂各单因素的试验探索，确定了矿浆温度为30 ℃，调整剂、抑制剂、活化剂的最佳用量分别为2 kg/t、065 kg/t、045 kg/t，并在此条件下，确定捕收剂用量为07 kg/t.在粗选条件的基础上，对精选药剂用量进行了进一步探索，确定精选活化剂用量为02 kg/t，捕收剂用量为03 kg/t.　　c由浮选条件试验可知，在合理的药剂制度下，采用一粗一精开路浮选流程，精矿品位可达60 %以上，铁回收率60 %，产率50 %左右.采用一粗一精一扫闭路试验，得到较满意的浮选指标：精矿产率6262 %，精矿品位5914 %，精矿回收率7675 %，SiO2含量由原矿中的1707 %降到730 %，SiO2脱除率为7305 %.在此基础上进行调整，确定最终流程为一粗一精两扫闭路流程，最终尾矿品位降低到2651 %，精矿品位为5862 %，回收率为8283 %.　　d磁选—反浮选工艺可以对该贫磁铁矿进行开发利用，最终精矿品位59 %左右，全流程回收率41 %~43 %.参考文献：