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研山铁矿综合尾矿再选试验及生产实践 周咏田艳红 (河北钢铁集团司家营研山铁矿有限公司, 河北 滦县 063700) 摘要研山铁矿综合尾矿铁品位为9.14, 磁性铁分布率为20.13、 赤褐铁分布率为55.91, 铁矿物主要富 集在微细粒级, 其次是粗粒级。为充分利用选矿厂闲置的原反浮选尾矿选铁系统回收综合尾矿中的铁矿物, 进行 了选矿试验。结果表明, 试样经强磁选预富集磨矿弱磁选1粗1精1扫反浮选流程处理, 在高梯度强磁选背 景磁感应强度为0.72 T, 磨矿细度为-74 μm占90, 弱磁选磁场强度为238 kA/m, 反浮选粗选pH调整剂NaOH用量 为1 300 g/t (pH11.5) 、 抑制剂苛化淀粉用量为840 g/t、 活化剂CaO用量为687.5 g/t、 捕收剂GK68用量为1 800 g/t, 精 选GK68用量为900 g/t情况下, 可获得铁品位为69.84、 回收率为4.13的优质铁精矿。改造后的生产实践表明, 采用盘式磁选回收机预富集一段闭路磨矿浓缩磁选二段闭路磨矿弱磁选抛尾1粗1精3扫闭路反浮选 流程处理选矿厂综合尾矿, 每年可产出铁品位超过69的铁精粉约5.5万t, 可为企业增加利润1 750万元/a。 关键词综合尾矿闲置系统强磁选弱磁选反浮选 中图分类号TD924.1, TD923.7文献标志码A文章编号1001-1250 (2019) -05-188-04 DOI10.19614/ki.jsks.201905030 Re-concentration Experiments and Production Practice of Comprehensive Tailings in Yanshan Iron Mine Zhou YongTian Yanhong2 (Hebei Iron and Steel Group Sijiaying Yanshan Iron Mine Co., Ltd., Luanxian 063700, China) AbstractThe iron grade of the comprehensive iron tailings in Yanshan mine is 9.14,in which the ratio of magnetic iron ore is 20.13 and the ratio of hematite and limonite is 55.91. The iron ore is mainly enriched in micro-size fraction, fol- lowed by coarse fraction. The original iron reverse-flotation idle system was adopted to recover the iron from the comprehen- sive tailings. The results showed that under the conditions of induced magnetic field intensity of 0.72 T in high magnetic sepa- ration,grinding fineness with -74 μm 90,magnetic field intensity of 238 kA/m in low intensity magnetic separation, NaOH as pH regulator of 1 300 g/t(pH11.5) , caustic starch as inhibitor of 840 g/t, CaO as activator of 687.5 g/t and GK68 as collector of 1800 g/t in roughing separation(900 g/t in cleaning separation,a high-quality iron concentrate with grade of 69.84 and recovery rate of 4.13 was obtained by the process of pre-concentration in the high intensity magnetic separa- tion,grinding,low intensity magnetic separation and reverse flotation of one roughing-one cleaning-one scavenging. The im- proved production practices showed that by adopting the process of pre-concentration by the disk magnetic separator,stage- one closed-circuit grinding, concentrated magnetic separation, stage-two closed-circuit grinding, low intensity magnetic sepa- ration and closed circuit flotation of containing one roughing-one cleaning-three scavenging to treat the combined tailings, about 55,000 tons of iron concentrate of over 69 grade can be output annually,with annual profit of 17.50 million Yuan gained. KeywordsComprehensive tailings,Idle system,High intensity magnetic separation, Low intensity magnetic separa- tion, Reverse flotation 收稿日期2019-03-15 作者简介周咏 (1984) , 男, 工程师。 总第 515 期 2019 年第 5 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 515 May 2019 研山铁矿属 “鞍山式” 沉积变质型铁矿床。矿石 类型主要为赤铁石英岩和磁铁石英岩两大类, 浅部 为赤铁矿石, 深部为磁铁矿石。生产初期所处理的 矿石主要为表层赤铁矿石, 氧化程度较高, 嵌布粒度 非常细, 泥化严重, 导致浮选尾矿铁品位异常偏高, 铁品位在22左右的浮选尾矿约87万t/a, 金属流失 188 ChaoXing 严重。鉴于此, 选矿厂投资建设了浮选尾矿再回收 系统。 随着采掘深度的不断推进, 采出矿石的可选性 显著改善, 同时在现场生产管理水平取得长足进步 的情况下, 浮选尾矿铁品位已降至12以下, 从技术 经济角度来说, 继续单独运转浮选尾矿再选系统已 不再合理, 需要根据新的生产形势进行相应的改造。 目前, 选矿厂运转2个氧化矿生产系列、 1个原生 矿生产系列, 氧化矿生产系列的工艺流程为阶段磨 矿粗细分级重选强磁选阴离子反浮选流程, 原生矿生产系列的工艺流程为阶段磨矿阶段弱磁 选工艺流程。选矿厂年处理铁矿石约1 400万t, 产出 铁品位为9左右的尾矿约1 000万t。 以选矿厂现阶段综合尾矿为试样, 以尽可能高 效利用原浮选尾矿再选系统为前提, 开展了铁矿物 回收试验。 1试样 试样中的主要有用矿物为磁铁矿和赤铁矿, 脉 石矿物主要为石英, 试样铁物相分析结果见表1, 粒 度筛析结果见表2。 从表1可以看出, 试样铁品位为9.14, 磁性铁分 布率为20.13、 赤褐铁分布率为55.91, 磁性铁是本 研究的重点回收对象。 从表2可以看出, 试样中0.250 mm粒级产率为 6.80、 铁分布率为 7.34; -0.025 mm 粒级产率为 37.00, 铁品位为12.46、 铁分布率达50.47, 表明 试样中的铁主要富集在微细粒级, 其次是粗粒级。 2试验结果与讨论 2. 1试验方案的确定 试样分析结果表明, 要有效回收其中的铁矿物, 既要解决铁矿物连生体的解离问题, 又要强化对微 细粒铁矿石的回收。根据大量的研究与实践成果, 连生体的解离可采取细磨手段实现, 强磁选是控制 金属流失的有效手段, 阴离子反浮选是解决微细粒 铁矿物提铁降杂的首选工艺。因此, 试验采用强磁 选预富集磨矿-弱磁选抛尾阴离子反浮选提 铁降杂流程开展回收工艺研究 [1-8]。 2. 2条件试验 2. 2. 1强磁选预富集试验 试样采用实验室Slon-500型立环脉动高梯度磁 选机进行1次强磁选预富集, 试验固定磁选机转速为 3 r/min, 脉动冲次为200次/min, 冲洗水量为416 mL/s, 试验结果见表3。 从表3可以看出, 随着背景磁感应强度的提高, 强磁选精矿铁品位小幅下降, 铁回收率明显上升。 综合考虑, 确定高梯度强磁选的背景磁感应强度为 0.72 T。 2. 2. 2磨矿弱磁选试验 磨矿弱磁选试验给矿为强磁选预富集精矿, 其 磨矿细度是影响弱磁选抛尾效果的重要因素。试验 采用1次弱磁选流程, 磨矿采用XMB-ϕ240 mm300 mm型球磨机, 弱磁选采用CTS-0503型筒式磁选机, 磁场强度为238 kA/m, 磨矿细度试验结果见表4。 周咏等 研山铁矿综合尾矿再选试验及生产实践2019年第5期 189 ChaoXing 从表4可以看出, 随着磨矿细度的提高, 弱磁选 精矿铁品位大幅度提高, 铁作业回收率小幅提高。 综合考虑, 确定磨矿细度为-74 μm占90。 2. 2. 3阴离子反浮选试验 阴离子反浮选试验给矿为弱磁选精矿, 试验采 用1次反浮选流程, 试验设备为XFD-1.5 L型单槽浮 选机, 矿浆浓度为 28.57, 选别温度为室温(约 25 ℃) , 以下药剂用量均为对弱磁选精矿计。 2. 2. 3. 1捕收剂GK68用量试验 捕收剂GK68用量试验的pH调整剂NaOH用量为 1 300 g/t (pH11.5) , 抑制剂苛化淀粉用量为840 g/t, 活 化剂CaO 用量为687.5 g/t, 试验结果见表5。 从表5可以看出, 随着GK68用量的增大, 反浮选 精矿铁品位上升、 铁作业回收率明显下降。综合考 虑, 确定反浮选粗选GK68用量为1 800 g/t。 2. 2. 3. 2苛化淀粉用量试验 苛化淀粉用量试验的 NaOH 用量为 1 300 g/t, GK68用量为1 800 g/t, CaO用量为687.5 g/t, 试验结 果见表6。 从表6可以看出, 随着苛化淀粉用量的增大, 反 浮选精矿铁品位下降、 铁作业回收率上升。综合考 虑, 确定苛化淀粉用量为840 g/t。 2. 2. 3. 3CaO用量试验 CaO用量试验的NaOH用量为1 300 g/t, GK68用量 为1800g/t, 苛化淀粉用量为840g/t, 试验结果见表7。 从表7可以看出, 随着CaO用量的增大, 反浮选 精矿铁品位上升、 铁作业回收率下降。综合考虑, 确 定CaO用量为687.5 g/t。 2. 3全流程试验 在条件试验和开路试验基础上进行了全流程试 验, 试验流程见图1, 结果见表8。 从表 8 可以看出, 采用图 1 所示的流程处理试 样, 可获得铁品位为69.84、 回收率为4.13的优质 铁精矿。 3尾矿再选工艺改造 根据实验室试验结果, 并结合选矿厂目前闲置 的尾矿再选系统设备及其配置关系, 确定改造工艺流 程为 选矿厂综合尾矿经盘式磁选回收机预富集, 预 富集精矿给入由一段旋流器 (预先检查分级) 与一段 球磨机组成的一段闭路磨矿系统, 一段闭路磨矿系统 产品经浓缩磁选后给入由二段球磨机和二段旋流器 (检查分级) 组成的二段闭路磨矿系统 (-74 μm90) , 二段旋流器溢流1次弱磁选抛尾后进行1粗1精3扫 闭路反浮选, 得最终铁精矿。 尾矿再选系统投产以来, 生产平稳、 可靠, 每年 可获得铁品位超过69的铁精粉约5.5万t, 年产值超 过3 200万元, 年运行成本约1 450万元, 每年可为企 业增加利润1 750万元。 金属矿山2019年第5期总第515期 190 ChaoXing [1] [2] [3] [4] [5] [6] [7] [8] [9] 4结论 (1) 研山铁矿综合尾矿铁品位为9.14, 磁性铁 分布率为20.13、 赤褐铁分布率为55.91, 铁矿物主 要富集在微细粒级, 其次是粗粒级。 (2) 试样经强磁选预富集磨矿弱磁选1粗 1精1扫反浮选流程处理, 在高梯度强磁选背景磁感 应强度为0.72 T, 磨矿细度为-74 μm占90, 弱磁选 磁场强度为238 kA/m, 反浮选粗选pH调整剂NaOH 用量为1 300 g/t (pH11.5) 、 抑制剂苛化淀粉用量为 840 g/t、 活化剂CaO用量为687.5 g/t、 捕收剂GK68用 量为1 800 g/t, 精选GK68用量为900 g/t情况下, 可获 得铁品位为69.84、 回收率为4.13的优质铁精矿。 (3) 以实验室试验结果为依据, 完成了对现场闲 置系统的改造 改造后的流程为选矿厂综合尾矿经 盘式磁选回收机预富集一段闭路磨矿浓缩磁选 二段闭路磨矿 (-74 μm90) 弱磁选抛尾1粗1 精3扫闭路反浮选。生产实践表明, 该系统运行平 稳、 可靠, 每年可产出铁品位超过69的铁精粉约5.5 万t, 每年可为企业增加利润1 750万元。 参 考 文 献 范志坚, 曹南杰, 饶宇欢. 某贫细难选铁矿石选矿工艺研究 [J] . 金属矿山, 2011 (1) 51-53. 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