某微细粒级混磁精矿载体浮选试验研究_秦永红.pdf

某微细粒级混磁精矿载体浮选试验研究 秦永红 1， 2 杨光 3 马自飞 3 张琦 1， 2 肖汉新 1， 2 刘杰 1， 2 （1. 东北大学资源与土木工程学院， 辽宁 沈阳 110819； 2. 难采选铁矿资源高效开发利用技术国家地方联合工程研究 中心， 辽宁 沈阳 110819； 3. 鞍钢集团矿业公司东鞍山烧结厂， 辽宁 鞍山 114041） 摘要微细粒矿石由于其比表面积大、 表面能高、 体积及质量小等特征导致浮选过程颗粒之间发生非选择 性团聚现象， 进而会恶化浮选环境， 使常规泡沫浮选难以获得良好指标。针对东鞍山烧结厂重磁车间产品进行了 载体浮选试验研究， 其中重精筛下产品作为载体矿物， 混磁精矿为黏附矿物。试验结果表明 在粗选NaOH调pH 值11.50、 浮选温度35.0 ℃、 CaO用量700 g/t、 淀粉用量1 200 g/t、 TD-Ⅱ用量500 g/t， 精选TD-Ⅱ用量250 g/t条件下， 经过1粗1精3扫反浮选闭路流程后， 与常规浮选相较， 载体浮选指标得到了改善， 精矿TFe品位提高了1.12个百分 点。对其产品粒度分析表明 载体浮选精矿产品中-20 μm粒级含量显著降低， 累计体积曲线峰呈现出向粗粒级移 动的趋势， 并且强度下降， 载体浮选矿物表观粒度增加， 优化了浮选环境。 关键词微细粒铁矿反浮选载体浮选粒度分析 中图分类号TD923文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -02-076-05 DOI10.19614/ki.jsks.201902014 Experimental Study on Carrier Flotation of a Fine-Grained Magnetic Separation Mixed Iron Concentrate Qin Yonghong1， 2Yang Guang3Ma Zifei3Zhang Qi1， 2Xiao Hanxin1， 2Liu Jie1， 22 （1. School of Resources and Civil Engineering， Northeastern University， Shenyang 110819， China； 2. National-Local Joint Engineering Research Center of Refractory Iron Ore Resources Efficient Utilization Technology， Shenyang 110819， China； 3. Donganshan Sintering Plant， Angang Group Mining Company， Anshan 114041， China） AbstractDue to its large specific surface area，high surface energy，small volume and small mass，the fine-grained ore causes non-selective agglomeration among particles， which deteriorates the flotation environment and makes it difficult to obtain favourable indicators for conventional froth flotation. For East Anshan Sintering Plant the carrier flotation test study on Magnetic Plant samples，including gravity concentrate fine undersize as carrier minerals，mixed magnetic concentrate as ad⁃ hesion minerals，the experimental results show that the pH value of 11.50，the flotation temperature of 35.0 ℃，CaO dosage of 700 g/t， starch dosage of 1 200 g/t， TD-Ⅱdosage of 500 g/t， and TD-Ⅱdosage of 250 g/t for cleaning， after the reverse flo⁃ tation closed process of one roughing，one cleaning，three scavenging，the carrier flotation index was improved compared with the conventional flotation significantly，and the concentrate grade increment was improved by 1.12 percentage points. The particle size analysis of the product showed that the content of -20 μm in the carrier flotation concentrate product was re⁃ duced significantly， the cumulative volume curve peak showed a tendency to move to the coarse grain level， and the strength decreased， the apparent particle size of the mineral increased， and the flotation environment was optimized. KeywordsFine-grained iron ore， Reverse flotation， Carrier Flotation， Particle size analysis 收稿日期2018-12-02 基金项目国家自然科学基金项目 （编号 51734005， 51741401） 。 作者简介秦永红 （1992） ， 男， 博士研究生。 总第 512 期 2019 年第 2 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 512 February 2019 随着我国工业和现代化建设进程的不断加快， 矿产资源的消耗与日俱增， 可持续发展的资源压力 不断加大。我国对于铁矿石的需求量不断增加， 大 量优质铁矿资源被不断开发利用， 导致国内铁矿资 源贫、 细、 杂的特点愈加突出 ［1］。目前， 我国易选的铁 矿石资源逐年减少， 但微细粒嵌布的弱磁性铁矿资 源储量丰富， 由于这部分资源中有用矿物的嵌布粒 度往往小于20 μm， 采用常规选矿设备和选矿工艺难 以对这类矿产资源实现有效的分选， 使大量微细粒 铁矿资源在选别过程中流失 ［2-5］。 浮选 浮选药剂 76 ChaoXing 微细粒颗粒由于其比表面积大、 表面能高、 体积 及质量小等特征使有用矿物颗粒和脉石颗粒容易发 生非选择性团聚， 使浮选环境恶化， 进而影响分选效 果 ［6-8］。目前， 提高微细粒矿物分选效果的有效方法 可归为2类 一是浮选行为发生前对微细粒矿物进行 预处理， 以使其适应常规浮选工艺； 二是进行有效微 细粒分选设备的研究， 通过优化设备性能来提高分 选效果。作为回收微细粒矿物行之有效的手段， 载 体浮选在该领域得到了广泛的应用 ［9］。该技术以粗 粒矿物作为载体， 通过使细粒级矿物黏附在粗粒矿 物表面， 使矿粒表观粒度增加， 细粒级含量降低， 浮 选环境优化， 进而细粒级矿物颗粒的分选能力与选 矿效果得到了显著的提升 ［10-11］。 1试验原料及方法 1. 1试验原料 试验原料均采用鞍钢东鞍山烧结厂重磁车间产 品， 分别为现场生产的混磁精矿和重选精矿， 重选精 矿通过筛孔尺寸为0.125 mm的细筛作为重精筛下， 对试样进行化学成分分析， 结果见表1。 由表1可以看出， 混磁精矿和重精筛下全铁品位 分别为 50.21和 62.49， FeO 含量分别为 9.21和 8.16； 主要杂质SiO2含量分别为25.09和9.49； 试 样硫、 磷等对选矿有害的元素含量较低。 为确定铁矿物在各粒级中分布情况， 对2种样品 进行了粒度组成分析及铁分布率分析， 结果如图1、 图2所示。 由图 1 可知， 混磁精矿-0.038 mm 粒级产率为 82.61， 铁在-0.038 mm粒级中分布率为90.23， 可 见铁矿物在混磁精矿中的分布以微细粒级为主， 且 仅通过磁选， 难以进一步提升铁精矿品位。 从图 2 可知， 重选精矿通过 0.125 mm 细筛筛 分后， 筛下产品主要分布在-0.045 mm 粒级， 其 中-0.038 mm 粒级产率为39.50， 铁在-0.038 mm粒 级分布率为42.29。因此， 铁矿物在重精筛下产品 中的分布以细粒、 微细粒级为主。 1. 2试验方法 载体浮选通常又分为异类载体浮选和同类 （自） 载体浮选， 即载体矿物和被黏附矿物为粒度不同的 异类矿物或同类矿物， 其示意图如图3所示。 本研究以混磁精矿作为1样品， 进行常规浮选； 重精筛下作为混磁精矿浮选的载体， 按照混磁精矿 与重精筛下质量比为40 ∶ 12.753.14 ∶ 1的配比混合均 匀， 作为2样品， 进行载体浮选。 2019年第2期秦永红等 某微细粒级混磁精矿载体浮选试验研究 77 ChaoXing 2试验结果与讨论 2. 11样品常规反浮选试验 以NaOH为pH调整剂、 淀粉为抑制剂、 CaO为活 化剂、 TD-Ⅱ为捕收剂， 按图4所示1粗1精流程进行 常规反浮选条件试验， TD-Ⅱ精选用量为粗选用量的 50。 2. 1. 1淀粉用量试验 在 TD-Ⅱ粗选用量为 500 g/t， 淀粉用量分别为 900、 1 100、 1 200、 1 300、 1 500 g/t条件下， 进行淀粉用 量试验， 结果如图5所示。 由图 5 可知 随着淀粉用量由 900 g/t 增加至 1 100 g/t， 精 矿 TFe 品 位 由 68.16 逐 渐 降 低 至 67.04， 精矿铁回收率由41.47增加至65.92； 淀 粉用量大于1 100 g/t时， 随着淀粉用量的增加， 精矿 TFe品位和回收率变化不大。综合比较TFe品位和 回收率指标， 确定淀粉用量为1 200 g/t。 2. 1. 2TD-Ⅱ用量试验 在淀粉用量为1 200 g/t， 粗选TD-Ⅱ用量分别为 300、 400、 500、 600、 700 g/t条件下， 进行TD-Ⅱ用量试 验， 结果见图6。 由图 6 可知 随着 TD-Ⅱ用量由 300 g/t 增加至 500 g/t， 精矿TFe品位由65.75逐渐升高至67.24， 精矿铁回收率由78.83降低至71.83； TD-Ⅱ用量大 于500 g/t时， 随着TD-Ⅱ用量的增加， 精矿TFe品位和 回收率变化不大。综合比较TFe品位和回收率指标， 确定粗选TD-Ⅱ用量为500 g/t， 此时可以获得精矿铁 品位为67.24、 回收率为71.83的指标。 2. 1. 3闭路试验 在反浮选条件试验及开路试验研究的基础上， 对1样品进行常规反浮选闭路试验， 闭路工艺数质量 流程如图7所示。 闭路试验结果表明， 1样品经1粗1精3扫闭路 流程浮选， 可获得精矿 TFe 品位 64.20、 回收率 82.93， 尾矿TFe品位为23.72的浮选指标。 2. 22样品载体反浮选试验 以NaOH为pH调整剂、 淀粉为抑制剂、 CaO为活 化剂、 TD-Ⅱ为捕收剂， 按图4所示1粗1精流程进行 载体反浮选条件试验， TD-Ⅱ精选用量为粗选用量的 金属矿山2019年第2期总第512期 78 ChaoXing 50。 2. 2. 1淀粉用量试验 在粗选 TD-Ⅱ用量为 500 g/t， 淀粉用量分别为 1 100、 1 200、 1 300、 1 400、 1 500 g/t条件下， 进行淀粉 用量试验， 结果见图8。 由图8可知 随着淀粉用量的增加， 精矿TFe品 位变化不大； 随着淀粉用量由1 100 g/t增加至1 300 g/t， 精矿铁回收率由62.00增加至71.46， 此后基本 保持不变。综合比较TFe品位和回收率指标， 确定淀 粉用量为1 200 g/t。 2. 2. 2TD-Ⅱ用量试验 在淀粉用量为1 200 g/t， 粗选TD-Ⅱ用量分别为 300、 400、 500、 600、 700 g/t条件下， 进行TD-Ⅱ用量试 验， 结果见图9。 由图9可以得出， 随着TD-Ⅱ用量的增加， 精矿 铁TFe品位变化不大， 铁回收率逐渐减小。综合比较 TFe品位和回收率指标， 确定粗选TD-Ⅱ用量为500 g/t， 此时可以获得精矿铁品位67.78、 回收率70.95 的指标。 2. 2. 4闭路试验 在反浮选条件试验及开路试验研究的基础上， 对2样品进行载体反浮选闭路试验， 闭路工艺数质量 流程如图10所示。 由图10所示可知， 2样品经1粗1精3扫闭路流 程 浮 选 ， 可 获 得 精 矿 TFe 品 位 67.88 、 回 收 率 84.81 、 尾矿TFe品位为24.20的指标。 2. 3浮选指标对比分析 在对1和2样品进行反浮选试验研究基础上， 对 比分析了1与2样品浮选产品的品位指标， 对比试验 结果如图11所示。 由图11可知， 相较于常规泡沫浮选， 载体浮选的 精矿铁品位增量为15.11个百分点， 较常规反浮选品 位增量提高了1.12个百分点， 表明载体浮选可以提 升精矿品位。这是由于在载体浮选体系中， 粗粒矿 物作为载体， 细粒级矿物黏附于粗粒级矿物表面， 使 矿浆中细粒级颗粒含量明显降低， 优化了浮选环境， 进而可以提高精矿品位。 2019年第2期秦永红等 某微细粒级混磁精矿载体浮选试验研究 79 ChaoXing ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ ［5］ ［6］ ［7］ ［8］ ［9］ ［10］ ［11］ 2. 4浮选产品粒度分析 为研究载体浮选对产品粒度特性影响规律， 采 用马尔文激光粒度分析仪对常规浮选和载体浮选产 品粒度特性进行表征， 分析结果如图12、 图13所示。 激光粒度分析结果表明， 载体浮选精矿产品 中-20 μm粒级含量显著降低， 粗粒级含量增多， 累计 体积曲线峰呈现出向粗粒级移动的趋势， 并且强度 下降。载体浮选过程中细粒矿物在粗粒载体上发生 黏附， 使矿粒表观粒度增加， 细粒级含量降低， 优化 了浮选环境。 3结论 （1） 针对东鞍山烧结厂重磁车间产品进行了载体 浮选试验研究， 其中重精筛下产品作为载体矿物， 混 磁精矿为黏附矿物， 在粗选NaOH调pH值11.50、 浮选 温度 35.0 ℃、 CaO 用量 700 g/t、 淀粉用量 1 200 g/t、 TD-Ⅱ用量500 g/t， 精选TD-Ⅱ用量250 g/t条件下， 1 和2样品分别经1粗1精3扫的反浮选闭路流程选别， 获得的精矿TFe品位分别为65.20和67.88、 回收率 分别为 82.93和 84.81、 尾矿 TFe 品位分别为 23.72和24.20。与常规浮选相较， 载体浮选指标得 到了显著改善， 精矿TFe品位提高了1.12个百分点。 （2） 载体浮选精矿产品中-20 μm粒级含量显著 降低， 粗粒级含量增多， 累计体积曲线峰呈现出向粗 粒级移动的趋势， 并且强度下降。载体浮选过程中 细粒矿物在粗粒载体上发生黏附， 使矿粒表观粒度 增加， 细粒级含量降低， 优化了浮选环境。 参 考 文 献 韩跃新， 孙永升， 李艳军， 等.我国铁矿选矿技术最新进展 ［J］ .金 属矿山， 2015 （2） 1-11. 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