回收率试验（精选8篇）
回收率试验 篇1
我国钼资源储量比较丰富，居世界第二位，约占世界钼总量的25%，是我国六大优势矿产资源之一[1]。但是我国钼矿平均品位较低，以入选平均品位为0.3%计算，矿山每生产1 t 45%钼精矿，会产生150 t以上的尾矿，几乎与所处理的矿石相当。尾矿中存在相当比例的有价金属及非金属矿物，受限于选冶工艺、资金、管理模式等因素，有价成分很少被开发利用，大量的尾矿堆存不仅对生态环境造成严重污染，还造成矿产资源的巨大浪费[2,3,4,5]。
1 尾矿性质
1.1 尾矿矿物组成及化学成分分析
试样为辽宁某选钼尾矿，外观呈灰白色，细颗粒状。X射线粉晶衍射分析表明，该钼尾矿主要由长石、石英、云母、方解石、白云石和含铁矿物等组成。结合化学多元素分析和显微镜下观察分析可知，尾矿中矿物含量为石英42%，正长石23%，钠长石19%，云母(白云母和绢云母)10%，方解石与白云石5%及少量的赤铁矿和赤褐铁矿含铁矿物。其中长石含量为42%，具有一定的回收价值。尾矿的化学多元素分析结果见表1。
1.2 尾矿粒度分析
采用标准筛对尾矿进行湿筛分级，-0.038 mm粒级根据斯托克斯公式采用沉降分级，其粒度分布见表2。
由表2可知，尾矿的粒度主要集中在-0.074+0.045 mm和-0.150+0.074 mm，产率分别为28.84%和18.60%,-0.074 mm与-0.038 mm的产率分别为78.97%和35.17%，说明尾矿粒度较细。由于长石、云母硬度比石英小，磨矿过程中长石和云母易碎，因此泥化的长石与云母多在细粒级中富集，表现为+0.030 mm粒级，尾矿中Si O2和Al2O3的品位变化幅度均较小，而随着粒级由-0.030mm逐渐减小为-0.010 mm,SiO2由70.98%下降为58.69%,Al2O3则由12.01%增大为19.16%，变化显著。此外，主要杂质Fe2O3和CaO的含量呈两端分布的特点，主要分布在-0.074+0.045 mm和-0.020+0.010 mm粒级。
2 选矿试验研究
长石中铁、钙等杂质含量的高低影响原料的品级，铁含量过高，烧成制品出现黑色斑点;以碳酸盐存在的钙含量过高，烧成制品会出现凹凸不平的微孔，故长石提纯工艺中必须降低铁和钙的含量[6,7]。根据各粒级产物中铁、钙元素分布，制定“脱泥-重选-磁选-浮选”的原则流程。脱泥粒级确定为-0.030 mm，以去除部分铁质和减少细泥对后续浮选作业的负面影响。
2.1 重选试验
摇床重选脱除粗粒级中含铁矿物，进行预先抛尾。摇床重选试验中，通过单因素条件试验发现床面横向坡度对试验结果影响较大。固定给矿浓度20%，冲水量5.4 L/h，冲程21.5 mm，冲次420 r/min，进行摇床横向倾角条件试验。试验流程见图1，结果见图2。
由图2可知，随着横向坡度由1.1°增大到1.9°，摇床精矿的产率由51.12%逐渐提高到78.02%，精矿中Fe2O3的含量呈上升趋势，说明摇床分选效果下降。综合考虑精矿产率和Fe2O3含量，当横向坡度为1.3°时，精矿Fe2O3含量为1.05%，摇床除铁效果较优。
2.2 磁选试验
磁选能有效去除含铁磁性矿物，在确定脱泥粒度的条件下，磁选介质采用细钢棒，水流脉动300 r min，矿浆流速0.8 cm/s，进行磁选试验。试验流程见图3，试验结果见图4。
由图4可知，随着磁场强度由0.6 T增加到1.2T，精矿产率和精矿中Fe2O3含量逐渐降低，而当磁场强度超过1.0 T时，精矿中Fe2O3去除率趋于平缓。因此，确定磁选的磁场强度为1.0 T，此时精矿Fe2O3含量为0.38%。
2.3 联合流程对比试验
为优化除铁流程，在重选、磁选的较佳试验条件下进行联合流程I“脱泥-重选-磁选”和联合流程II“脱泥-磁选”的对比试验。试验流程图见5，试验结果见表3。
由表3可知，流程II的磁选精矿产率比流程I的磁选精矿产率高12%左右，磁选精矿中Fe2O3含量只比流程I高0.04%。结合重选试验，摇床虽然一定程度上能分选尾矿中粗粒级的含铁矿物，但在都需要磁选作业的情况下，摇床的作用效果并不突出，为简化工艺流程和减少设备投资和成本，决定选用“脱泥-磁选”流程。
2.4 浮选试验
钼尾矿中云母粒度较细，多富集于细粒级中，经脱泥作业已基本去除，因此不考虑云母浮选作业。磁选精矿中CaO含量较高，影响了长石精矿质量，经工艺矿物学研究可知其主要赋存于碳酸盐矿物中，因此需在“脱泥-磁选”流程后增加一段浮选作业，以除去磁选精矿中碳酸盐矿物。实践证明，脂肪酸盐类捕收剂可以有效地浮选碳酸盐矿物[8]。试验在确定调整剂Na2CO3用量1500 g/t(pH值为8.5)后，进行捕收剂用量试验。试验流程见图6，试验结果见图7。
由图7可知，当捕收剂油酸用量由1200 g/t增加到1800 g/t，混合精矿中CaO含量急剧下降，而继续增加捕收剂用量，混合精矿中CaO含量变化幅度较小，在0.25%左右波动。但是当捕收剂用量增加到3600 g/t时，由于捕收剂用量较大，导致浮选选择性变差，混合精矿CaO含量反而增加。此外，混合精矿产率随捕收剂油酸用量的增加，变化幅度较小，因此捕收剂油酸用量选取1800 g/t。
2.5 推荐工艺流程及评估
通过尾矿粒度筛析、联合流程对比试验和反浮碳酸盐矿物的条件试验，确定脱泥粒级和较佳的试验流程工艺，并进行全流程试验，试验流程见图6。采用该流程，可获得产率分别为34.46%和4.45%的混合精矿和碳酸盐矿物，脱泥产率为31.2%，磁选抛尾产率为29.89%。各产物主要化学成分分析结果见表4。混合精矿显微镜照片见图8。
由表4可知，泥和磁选尾矿中Fe2O3的含量分别为2.10%和2.56%，碳酸盐矿物和混合精矿中CaO含量分别为7.45%和0.22%，说明采用“脱泥-磁选-浮选”的全流程工艺在除铁和除碳酸盐矿物方面效果良好。该流程获得的精矿为长石和石英的混合精矿，其中K2O与Na2O总含量达8.39%,Si O2为78.14%,Al2O3为11.72%,Fe2O3为0.24%。
由图8可知，混合精矿中游离的含铁矿物已基本去除，但部分长石精矿(乳白色)中包含有黑色的含铁矿物较难除去，这部分铁质是造成混合精矿中仍有铁残留的主要原因。此外，精矿中含有部分长石和石英(白色)的连生体。考虑到尾矿颗粒已经整体较细，若通过再次磨矿使长石、石英和含铁矿物充分达到单体解离，再进行长石和石英的浮选分离作业，必然导致能耗与成本的增加。另外，长石与石英的浮选分离效果较好的方法还是氢氟酸方案[9]，但含氟废水的处理在环保上是敏感问题，企业在废水处理上又将投入不少费用。综合而言，尾矿回收利用的经济效益将降低。
从经济方面考虑，未进行长石与石英的浮选分离，混合精矿中石英也是玻璃生产的原料之一，将全流程获得的混合精矿与其它高铝的长石精矿配矿使用，既可以达到平板玻璃用量标准，还能解决大量尾矿堆存的问题，减少尾矿库基础建设费用与维护费用，产生良好的经济和环境效益。平板玻璃用长石标准见表5。
试验所确定的联合工艺流程，结构简单，作业数少。试验采用的药剂为常规药剂，处理一吨尾矿的药剂成本为14～16元。假设每年处理100万t尾矿，可得34万t精矿，以150～200元/t进行销售，初步估算每年可新增收入5100～6800万元，产生的经济效益十分显著。
3 结论
(1)通过XRD、化学多元素分析和显微镜观察综合分析，尾矿中主要含有长石、石英、云母、方解石、白云石和含铁矿物等矿物，其中长石含量为42%，具有一定回收价值。
(2)摇床重选一定程度上可分选尾矿粗粒级中的含铁矿物，但在都需要磁选作业的情况下，摇床分选的作用效果并不突出，因此联合流程中减少重选作业。
(3)采用“脱泥-磁选-浮选”联合流程，浮选精矿Al2O3含量稍低，其他指标都达到了平板玻璃Ⅱ级用料标准。根据生产需要，混合精矿可与其他低硅长石精矿按适当比例配合使用，不仅可以解决大量尾矿堆存问题，还可减少尾矿库基建和维护费用，产生十分显著的经济效益。
参考文献
[1]张文钲,徐秋生.我国钼资源开发现状与发展趋势[J].矿业快报,2006(9):1-4.
[2]韦立宁,蒋武,卓欧,等.有色金属尾矿特征及资源化现状[J].矿产综合利用,2013(3):18-22.
[3]王秀萍.尾矿处理与综合利用的国内外研究概况[J].中国矿业,2009,18(5):73-76.
[4]赵武,霍成立,刘明珠,等.有色金属尾矿综合利用的研究进展[J].中国资源综合利用,2011(29):24-28.
[5]杨国华,郭建文,王建华.尾矿综合利用现状调查及意义[J].矿业工程,2010,8(1):55-57.
[6]张凌燕,潘力,邱杨率,等.山东某钾钠长石矿提纯工艺的试验研究[J].非金属矿,2011,34(1):33-36.
[7]任子杰,罗利群,张凌燕.长石除杂的研究现状与利用前景[J].中国非金属矿工业导刊,2009(1):19-22.
[8]朱玉霜,朱建光.药剂浮选的化学原理[M].长沙:中南工业大学出版社,1987.
[9]王毓华,黄传兵,陈兴华,等.从某钽铌尾矿中回收长石和石英的试验研究[J].中国矿业,2005,14(9):38-40.
回收率试验 篇2
污泥中重金属的去除及回收试验
摘要：论述了利用离子交换技术循环使用柠檬酸去除污泥中重金属,并置换回收重金属的适宜工艺条件.经柠檬酸处理后,污泥中90%以上的重金属被去除;柠檬酸处理液中的.重金属用离子交换法回收,考察了树脂种类、流速、操作方式等因素对离子交换、再生效果的影响;在适宜工艺条件下,重金属的交换率均为100%,而洗脱率均接近90%;柠檬酸及离子交换树脂循环使用,重金属也得到回收,降低了处理成本.作 者：黄翠红 孙道华 李清彪 Huang Cuihong Sun Daohua Li Qingbiao 作者单位：厦门大学化学工程与生物工程系,福建,厦门,361005 期 刊：环境污染与防治 ISTICPKU Journal：ENVIRONMENTAL POLLUTION & CONTROL 年，卷(期)：, 28(8) 分类号：X7 关键词：污泥 重金属 提取 柠檬酸 离子交换与再生
中关铁矿钴回收试验研究 篇3
关键词：磁选尾矿,浮选,钴品位,回收率
中关铁矿是在建大型铁矿, 探明储量9489万t, 伴生钴储量9489t。随着科技的发展, 钴被广泛运用于国防经济等各个领域, 很多国家将钴列入战略储备资源。我国已探明钴储量不足100万t, 钴产量不能满足国内需求, 每年约有半数需进口, 对伴生钴进行综合回收利用成为必然。
1 矿石性质
1.1 原矿性质
原矿主要金属矿物为磁铁矿、黄铁矿。对磁铁矿、黄铁矿和非金属矿物进行光谱全定, 发现角闪石、金云母、蛇纹石、绿泥石、黄铁矿等硫化矿物中含有Cu、Ni、Co、Ti、V、Ga。对伴生元素在单位矿物中分布和富集查明钴主要存在于已黄铁矿为主的硫化物中, 黄铁矿最高含Co达1.71%, 平均含钴量可达0.37%。按数理统计相关分工和相关格子分别求得硫钴相关系数r=0.72和0.71, 硫钴成正相关关系。根据储量报告等地质资料推断:90%以上的Co以类质同象的形式赋存在黄铁矿中。因此采用浮选进行Co回收方案可行。
1.2 磁选尾矿性质
由于本矿主要产物为铁精粉, 选矿试验及设计基本完成, 故选取磁选尾矿作为本次研究的对象。原矿经磨矿磁选后细度为-200目60~65%。尾矿磁选尾矿多元素分析见表1, 铁、钴化学物相分析见表2。
由表1~2可知:磁选尾矿中的钴绝大部分赋存于黄铁矿中, 与理论推断相符。原矿钴品位0.018%, 磁选尾矿产率32.58%, 由可此可知86%的钴赋存于磁选尾矿中。
2 实验结果与分析
本次试验选用Ca O作为p H值调整剂、2#油作为起泡剂、丁基黄药作为捕收剂。
2.1 Ca O的使用量对钴品位及回收率影响
由于钴品位较低, 先对p H值调整剂Ca O的用量进行探索, 试验流程及条件如图1, 分别加入
不同量的Ca O进行试验, 试验对比结果见表3。由表3可知, Ca O用量在500~1000g/t为宜, Ca O过量将会抑制黄铁矿的上浮。
2.2 丁基黄药的使用量对钴品位及回收率影响
试验流程如图1, Ca O加入500g/t、2#油加入26g/t, 分别加入10、20、30、40g/t丁基黄药进行试验, 试验对比结果见表4。
由表4可知, 丁基黄药用量在30g/t为宜, Co的品位和回收率达到了0.341%和84.30%。
3 结论
(1) 绝大多数Co以类质同象的形式赋存在黄铁矿中, 对磁选尾矿进行浮选, 回收高价值的Co可行。
(2) 根据探索试验, 当加入调节剂Ca O 500g/t、起泡剂2#油26g/t、捕收剂丁基黄药30g/t, 采用1粗选、2精选、1扫选的工艺流程时, Co的品位和回收率达到了0.341%和84.30%, 相对于原矿, Co的回收率达到71.06%, 效果较为良好。
(3) 由于磁选尾矿产率仅为32.58%, 浮选处理量较小, 不需要磨矿和筛分等加工, 流程简单, 使用药剂均是常见、经济型, 使用量小;并且不需改动原有的磁选铁精矿的设计, 生产建设费用低。
(4) 按设计规模可新增钴精矿10.7万t/a (品味0.34%) , 年增销售利润1000万元以上, 经济效益显著。
参考文献
[1]中冶京城 (秦皇岛) 工程技术有限公司.中关铁矿初步设计说明书[Z], 2010.
[2]李奎星.鲁中选矿厂钴回收的探讨[J].矿业工程, 2010:143-146.
铅锌尾矿综合回收锌试验研究 篇4
以四川省会东某铅锌矿尾矿为例,开展了回收锌的试验研究。
四川会东某大型铅锌矿,早期约100 万t尾矿以干堆形式堆存在当地河流两岸,尾矿中Pb+Zn品位大于2%,具有回收利用价值。同时因堆存在河流两岸,受雨水侵蚀严重,有少量渗漏至河流,对环境造成较大影响。
本研究针对尾矿进行回收其中锌的试验研究[4,5]。试验结果表明,通过一粗二扫三精流程,可得到品位为45.59%、回收率64.29%的锌精矿。
1 试验用矿石性质
尾矿试样为会东铅锌矿堆存尾矿的混合矿。 尾矿中金属矿物主要为闪锌矿、异极矿、黄铁矿,其次是方铅矿和黄铜矿;非金属矿物有石英,方解石,绿泥石,绢云母,白云石等。
尾矿的矿物组成及相对含量见表1,化学多元素分析见表2。
%%
从表2 的分析结果可知,尾矿中具有回收利用价值的有价金属主要为锌,其他元素如铜、铅、金、银的含量太低,无利用价值。
锌物相分析结果见表3,筛析结果见表4。
%
%
%
从表3、表4 可知,该铅锌尾矿具有以下特点。
一是尾矿中金属矿物含量少,具有回收价值的主要为锌, 其中一半以上的锌以硫化锌形式存在,为锌的回收创造了有利条件。
二是尾矿中可回收元素为锌,其他硫化矿物基本没有, 因此不用考虑锌和其他矿物分离问题,锌的回收工艺较为简单。尾矿的筛析结果显示,锌在-325 目粒级中的分布率达到71.8%, 锌在细粒级中的分布率高。
因此,本铅锌尾矿再选锌要求工艺简单,易于工业化生产,便于操作管理。 制定选矿试验方案时应充分保证锌的回收率并兼顾成本因素,以实现资源有效回收和经济效益最大化。
2 试验方案及结果
2.1 磨矿细度试验
试样筛析结果表明, 锌在-325 目粒级范围中金属分布率达到71.8%,为确保锌单体解离,必须确定合理的磨矿细度。
磨矿细度试验结果见表5。
%
由表5 可知, 随着磨矿-200 目细度由80%增至90%,锌粗精矿产率和回收率增加,但当细度达到95%时,由于过磨,细粒锌损失于尾矿中。 因此,
合理的磨矿细度以-200 目90%为宜。
2.2 矿浆p H值条件试验
介质p H值调整剂使用石灰,实验结果见表6。
%
由表6 可知, 当矿浆p H值由11 升至13 时,锌粗精矿产率和回收率增加,大于13 时,锌粗精矿品味和回收率下降,因此,矿浆p H值调至13 为宜。
2.3 硫化钠用量试验
对硫化钠用量进行了试验,试验结果见表7。
由表7 可知,随着硫化钠用量的增加,锌精矿产率和回收率逐步增加, 当用量超过1500 g/t时,锌精矿品位和回收率开始下降,因此,硫化钠用量以1000 g/t为宜。
2.4 硫酸铜用量试验
%
对硫酸铜使用量进行了试验,试验结果见表8。
%
由表8 可知,随着Cu SO4用量的增加,锌精矿产率和回收率增加,用量超过300 g/t时,锌精矿中锌的品位和回收率略微下降, 综合考虑,Cu SO4用量为300 g/t为宜。
2.5 捕收剂种类试验
在固定捕收剂用量为120 g/t条件下进行了捕收剂种类试验,实验结果见表9。
由表9 可知,由于乙黄药的捕收能力弱于丁黄药,采用乙黄药作捕收剂时,锌精矿产率和回收率均低于丁黄药, 但是按照2:1 的比例联合用药,捕收效果比二者单独使用好,综合考虑,所以选择丁黄+乙黄做捕收剂。
2.6 捕收剂用量试验
对联合捕收剂用量进行了试验,试验结果见表10。
%
%
由表10 可知,随着捕收剂用量增加,锌精矿中锌的回收率增加。 当用量为150g/t时,虽然锌精矿产率增加,但是回收率开始下降。 综合考虑,锌回路中粗选捕收剂丁黄+乙黄用量在120g/t为宜。
2.7 开路试验
在锌回路各条件试验的基础上进行了开路试验。 开路试验流程见图1,实验结果见表11。
%
由开路试验结果可知, 在上述试验条件下,可得产率为3.24%、品位为47.64%、回收率为60.29%的锌精矿,尾矿品位降至0.6%。
2.8 闭路实验
闭路实验流程见图2,闭路实验结果见表12。
由闭路实验结果可知,通过上述流程最终可得到产率为3.61%、品位45.59%、回收率64.29%的锌精矿,尾矿品位降至0.95%。
%
闭路实验锌精矿化学多元素分析结果见表13。
%
3结论
(1)该铅锌尾矿中仅锌具有回收价值,其中一半以上锌的以硫化锌形式存在,为锌的回收创造了有利条件。 筛析结果显示,锌在-325 目粒级中的分布率达到71.8%,需要较细的磨矿细度才能使锌单体解离。 尾矿中其他硫化矿物不具备回收价值。
(2)在磨矿细度为-200 目90%,矿浆p H值调至13,经过一粗二扫三精,可以获得产率为3.61%、品位为45.59%、回收率64.29%的锌精矿,回收效果较为理想,可考虑进行扩大试验确定最终试验方案和效果。
摘要：以四川省会东某铅锌矿尾矿为例,开展了回收锌的试验研究。通过一系列试验证明,在磨矿细度-200目90%,矿浆pH值为13条件下,通过一粗二扫三精流程,得到品位和回收率分别为45.59%、64.29%的锌精矿,回收效果较为理想。
关键词：铅锌尾矿,回收,锌精矿
参考文献
[1]于兴良,张志,王建忠,等.在尾矿中综合回收硫精矿的研究和生产实践[J].湖南有色金属,2014,30(3):12-14.
[2] 王钦建,石琳,黄颖.国内铅锌尾矿综合利用概况[J].中国资源综合利用,2012,30(8):33-37.
[3] 王淑红,孙永峰.某铅锌尾矿中锌矿物的回收利用工艺研究[J].中国矿业,2009,18(12):63-65.
[4] 金吉梅,曾娟,刘亮.铅锌尾矿回收白钨试验研究[J].矿业工程,2009,7(3):23-25.
铜尾矿选矿综合回收试验研究 篇5
1 试样的采取和制备
试样为矿山铜选厂浮选尾矿,压滤、脱水、自然风干、混匀、缩分,装袋备用。
2 铜尾矿性质
试样化学多项分析结果见表1,主要矿物组成与相对含量见表2。
石英:它形粒状结构,粒度主要是2.5～0.02mm,部分明矾石、地开石分布在次生石英粒间,部分以独立颗粒形式分布。明矾石:鳞片状结构,粒度0.04～0.2mm,部分分布在次生石英粒间,少量与地开石一起分布在次生石英粒间,未解离的明矾石与次生石英、地开石构成简单连晶关系。地开石:细小鳞片状结构,团块状构造,鳞片粒度小于0.01mm,大多以独立颗粒形式或与明矾石一起分布在次生石英粒间,未解离的地开石主要是与石英、明矾石一起构成简单连晶关系。
*单位为g/t。
3 试验方案的确定
根据矿石性质,采用浮选法来使矿物富集。明矾石的浮选药剂一般采用带-COOH 活性基团的阴离子捕收剂或其皂类,如油酸、塔尔油、硫酸化皂、氧化石腊皂、纸浆废液、Y-l7粗脂肪等,多在 pH8.0～9.8碱性介质中浮选明矾石。试验确定的浮选工艺为:铜尾矿原浆加无机盐活化选硫,硫精矿再磨浮选脱铜除杂;以碳酸钠+水玻璃作分散抑制剂,阴离子捕收剂浮选明矾石,再精选降硅,提高明矾石精矿品位;以阳离子捕收剂浮选地开石。
4 浮选试验
4.1 硫浮选试验
硫浮选试验考察的主要变量有硫酸亚铁用量、丁黄药用量、水玻璃用量、硫精矿脱铜再磨细度、脱药剂用量、捕收剂用量等。硫酸亚铁可以形成良好的黄铁矿浮选环境,同时可抑制脉石上浮,硫酸亚铁用量对硫精矿指标的影响见图1。采用经过系统条件试验所确定的最佳硫浮选试验条件,获得的高品位硫精矿S品位50.89%,S回收率55.63%。
4.2 硫精矿浮选除铜试验
对上述得到的高品位硫精矿进行镜下鉴定,该硫精矿中主要包含硫砷铜矿,硫砷铜矿的总解离度为79.4%,未解离的硫砷铜矿主要是被黄铁矿包裹,少数与黄铁矿构成连晶。将硫精矿除铜,应进一步细磨,使铜矿物进一步解离,再磨细度对硫精矿浮选除铜的影响见图2。由图2可知,硫精矿浮选除铜再磨细度以-0.043mm90%为宜,该细度可将Cu含量降到0.15%以下,再磨细度不够铜矿物解离不充分,再磨过细则造成浮铜环境恶化。再磨细度-0.043mm90%下,采用经过优化的除铜浮选工艺条件,得到的超纯硫精矿含Cu0.13%、含Fe 45.7%,S品位51.12%,S作业回收率88.4%,对铜尾矿S回收率49.18%。超纯硫精矿多项分析结果见表3。
4.3 明矾石、地开石浮选试验
碳酸钠用量对明矾石精矿指标的影响见图3。由图3可知,随着碳酸钠用量的增加,明矾石精矿SO3品位变化不大,SO3回收率逐渐上升,当碳酸钠用量为2000g/t时,SO3回收率出现峰值。继续增加碳酸钠用量,SO3回收率呈下降趋势,故确定适宜的碳酸钠用量为2000g/t,矿浆pH值保持在9.0～9.5。碳酸钠与水玻璃搭配使用是碱性介质中浮选明矾石时硅酸盐矿物的有效分散抑制剂,水玻璃用量对明矾石精矿指标的影响见图4。由图4可知,随着水玻璃用量增大,其对含铝矿物和硅酸盐脉石矿物的抑制作用增强,明矾石精矿SO3品位升高,SO3回收率降低,故确定水玻璃适宜用量500g/t。采用氧化石蜡皂、油酸钠、塔尔油、十二烷基磺酸钠、油酸几种不同的阴离子捕收剂进行碱法浮选明矾石对比试验,同其他捕收剂相比,油酸显示了更好的捕收效果,故确定适宜油酸用量为200g/t。确定浮选地开石混合胺的适宜用量为100g/t。
根据以上条件,闭路流程试验得到的明矾石精矿SO3品位达到23.99%,折算明矾石含量62.15%,SO3回收率达到72.65%,明矾石精矿多项分析结果见表4;地开石粗精矿Al2O3品位22.08%,折算地开石含量80.53%,Al2O3回收率达到65.25%。
4.4 最终浮选尾矿的考查
在确定较佳条件试验的基础上,进行了全浮选闭路试验,流程见图5。闭路试验的最终浮选尾矿SiO2含量91.99%,可作为铸造石英砂或建材用,其中经筛分分级后+0.1mm粒级可供闪速炉炼铜的冶炼熔剂使用,最终尾矿化学多元素分析结果见表5,最终尾矿粒度特性见表6。
5 结 论
1.某铜尾矿中非金属矿主要为石英、明矾石、地开石,其次是绢云母、白云母等;金属矿物以黄铁矿为主,具有二次资源综合利用价值。
2.采用全浮选工艺流程,获得的超纯硫精矿S品位50.12%,含Fe 45.7%,含Cu 0.13%,S回收率49.18%;明矾石精矿SO3品位23.99%(纯明矾石含量62.15%),SO3回收率72.65%;地开石粗精矿Al2O3 品位22.08%(纯地开石含量80.53%),Al2O3回收率65.25%,如再增加精选分离次数,即可使最终地开石精矿达到三级品(Al2O3≥25%)以上的产品要求;最终尾矿SiO2含量91.99%,可作为冶炼熔剂、铸造石英砂或建材使用。该浮选工艺先进、指标优良,使有用组份得到高效回收,为无尾矿生产提供了工艺依据。
摘要：对某铜尾矿选矿综合回收进行了试验研究,采用全浮选工艺使有用组份得到高效回收,获得指标为:超纯硫精矿S品位51.12%,含Cu0.13%、Fe 45.7%,S回收率49.18%;明矾石精矿SO3品位23.99%(纯明矾石含量62.15%),SO3回收率72.65%;地开石粗精矿Al2O3品位22.08%(纯地开石含量80.53%),Al2O3回收率65.25%;最终尾矿SiO2含量91.99%,可作为冶炼熔剂、铸造石英砂或建材使用。
关键词：铜尾矿,硫铁矿,明矾石,地开石,综合回收
参考文献
[1]关明久.明矾石矿选矿的概况[J].轻金属,1993(2):6-11.
[2]温建康、阮仁满.某铜矿浮选尾矿中明矾石、地开石的综合利用研究[J].矿产综合利用,1999(3):40-43.
[3]韩效钊.明矾石综合利用方法综述[J].安徽化工,1996,84(3):14-18.
低品位铁钴矿综合回收试验研究 篇6
关键词：浮选,阶段磨矿阶段选别,回收率,硫钴精矿
钴是一种非常紧缺稀有金属,广泛用于航天、军工、医疗等领域。钴大部分以伴生元素产出,一般不单独划分钴矿石类型[1]。该铁钴矿是一座未开发的含钴矿床,试验矿样采用钻探手段采取,所采矿样全是岩芯,分低品位和高品位两个点,按照要求对其分别破碎后再进行配矿。由于原矿中含铜、铅、锌、镍等有用矿物的品位非常低,故在浮选部分只产出硫钴精矿。浮选的尾矿经磁选可得到合格的铁精矿。
1 矿石性质
1.1 试验矿样化学多元素分析
试验矿样化学多元素分析结果见表1。
1.2 试验矿样物相分析
试验矿样铁、钴物相分析结果分别见表2、3。
从表2可以看出,铁除在磁铁矿和黄铁矿中赋存外,在脉石矿物中也有一定的含量。且矿样中磁性铁所占的比例只有71.44%。从表3可知,钴绝大部分分布在硫化物中。
* 单位为g/t。
1.3 矿石的结构和构造
矿石结构主要以自形-半自形-它形晶粒结构、包含结构、不等粒结构、交代结构、碎裂结构为主;矿石构造主要以浸染状构造、脉状构造、网脉状构造、斑杂状构造为主。
1.4 矿石的矿物组成
矿石中铁矿物主要是磁铁矿,其次为黄铁矿和微量赤、褐铁矿,硫的独立矿物为黄铁矿;脉石矿物主要为石英、斜长石、绿泥石、方解石还有少量的阳起石、绿帘石、黑云母、电气石、榍石等。
1.5 主要矿物的嵌布粒度特性
矿物工艺粒度结果表明,黄铁矿+0.074mm的含量为4.79%,而较细粒级-40μm的含量在80%以上,-20μm含量达到57.08%,说明磁铁矿大部分呈微细粒级分布;黄铁矿在较粗粒级+0.20mm的含量较高,为49.06%;+0.074mm含量为80.61%,细粒级分布较少。脉石矿物+0.074mm的含量占主要部分,可以阶段磨矿提前抛掉一部分脉石。选矿工艺以先浮选硫化物后再阶段磨矿阶段选别磁铁矿为佳。
1.6 主要金属矿物的矿物特征
磁铁矿:在矿石中磁铁矿通常呈稠密浸染状、稀疏浸染状、较为独立的团粒状分布在脉石矿物中,磁铁矿在本样品中呈半自形-它形晶粒分布。粒级普遍微细,多在-0.074mm粒级,属于微细粒级磁铁矿。有部分磁铁矿作为包体分布在脉石和黄铁矿中,在脉石中的这部分磁铁矿包体将随尾矿抛掉,会影响铁的回收率。有些磁铁矿颗粒被赤铁矿交代,赤铁矿呈它形粒状和条状片晶分布在磁铁矿中。
黄铁矿:黄铁矿呈自形、半自形粒状、它形粒状、星点状分布在脉石中,很多自形晶中包裹有脉石和磁铁矿,部分黄铁矿因包裹有磁铁矿而带有强磁性,黄铁矿总的来说粒度较粗,一般为0.1～1mm。71.44%的钴分布在黄铁矿中,经单矿物分析,钴在黄铁矿中的含量为0.497%,经扫描电镜测试,钴呈类质同象存在。
2 试验方案的拟订和试验方法
目前浮选仍然是钴矿选矿最主要的方法。钴以类质同象赋存于黄铁矿、磁黄铁矿等矿物中,一般采用浮选载体矿物来回收钴,而不是直接获得钴精矿;如果含钴矿物为辉钴矿、硫钴矿等可浮性较好的矿物,采用浮选方法回收获得钴精矿较为经济有效。从钴矿石和含钴矿石中分离出钴矿物,大都采用浮选方法[2]。根据矿石性质,本研究采用浮选方法来回收该矿石中的钴矿物,弱磁选回收铁矿物。
试验使用XMQ-240X90锥形球磨机磨机,XFD系列单槽和XFGⅡ50系列挂槽浮选机浮选;试验用水为自来水,试验试剂除捕收剂、起泡剂为工业级外其他均为分析纯;按实验室制备试验矿样的标准程序将试样碎至-3mm后,混匀缩分装袋后置于干燥箱中保存,以避免氧化。
3 选矿试验
3.1 钴的选矿试验研究
经扫描电镜测试,钴呈类质同象赋存于黄铁矿中,因此采用浮选载体矿物黄铁矿来回收该矿石中的钴矿物。
该矿石钴的浮选试验研究进行了翔实的磨矿细度、调整剂种类及用量、捕收剂种类及用量等方面的试验研究,确定较佳的药剂制度进行浮选闭路试验。其闭路试验流程见图1,试验结果见表4。
由表4可知,采用图1工艺流程和药剂制度,可获得Co含量0.36%、Co回收率63.50%,S含量46.59%,S回收率91.65%的硫钴精矿。
3.2 选铁试验研究
从磁铁矿的嵌布粒度特性可知,较细粒级-40μm粒级的含量在80%以上,-20μm含量达到57.08%,表明该矿石磁性铁矿物的嵌布粒度特细,要想获得高质量的铁精矿,且工业实践可行,选铁应通过阶段磨矿阶段选别工艺来实现。
3.2.1 一段选铁磁场强度试验
选钴的尾矿作为一段选铁给矿进行磁场强度试验,试验结果见图2。
从图2可以看出,随着磁场强度的降低,一段铁精矿的品位有所提高,但是增加幅度并不明显,而回收率大幅度降低。综合考虑,选择95.54KA/m作为一段选铁磁场强度较为合适。
3.2.2 二段选铁磨矿细度试验
由于一段磨矿获得的铁粗精矿TFe的含量仅为28.95%,与合格铁精矿的质量标准相差甚远,仅相当于大多数矿山的原矿品位。为了在一段铁精矿的基础上获得相对质量较高的铁精矿,同时考察二段磨矿粒度对选铁指标的影响,试验对一段粗粒铁精矿在不同磨矿细度下,磁场强度为95.54KA/m时进行磁选,考察铁粗精矿的品位、回收率指标,以确定二段较佳的磨矿细度。其试验流程见图3,试验结果见图4。
从图4可以看出,随着磨矿细度-0.043mm含量的增加,铁精矿的品位逐渐增加,铁精矿的作业回收率没有明显的变化。考虑到选铁指标及生产上的可行性,选择二段磨矿细度-0.043mm100.00%,对磨矿产品进行了筛析其中-0.03mm82.00%。
3.2.3 二段选铁磁场强度试验
在二段磨矿细度为-0.043mm刚好为100.00%的条件下,对其进行了磁场强度的试验,考察一段铁粗精矿再磨后通过磁场强度的变化能否获得较高质量的铁精矿。其试验流程见图3,试验结果见图5。
从图5可以看出,随着磁场强度的降低铁精矿品位提高幅度较小,回收率下降。即使在较低磁场强度31.85KA/m的条件下,获得的铁精矿品位也仅51.25%。综合考虑选别指标与生产成本,选择95.54KA/m作为二段选铁的磁场强度为宜。
3.2.4 三段选铁磨矿细度试验
以二段铁粗精矿为原料进行三段选铁试验,二段铁精矿中-0.030mm 82.00%,铁品位为47.83%,在43.79KA/m的磁场强度下精选,TFe含量也只有52.70%,且回收率大幅度下降。因此,要想获得更高质量的铁精矿,对二段铁精矿必须经过再磨再选。同时在75.64KA/m的磁场强度下精选,以考察铁精矿质量。其试验流程见图6,试验结果见表5。
从表5可以看出,在95.54KA/m的磁场强度下,随着磨矿细度的增加,铁精矿在作业回收率相当的情况下,品位有着较大幅度的提高。为了得到更高品位的铁精矿进行了一次弱磁精选,经过一次精选以后铁精矿的品位上升幅度不大。当二段铁精矿磨至-0.02mm85%,甚至更细时,才能获得品位60.00%以上的高质量铁精矿。
3.2.5 三段选铁磁场强度试验
从前面一系列的条件试验结果可以看出,只要该矿石磨到足够细时,就能获得高质量的铁精矿。但当细度足够时,在什么磁场强度下才能获得高回收率的铁精矿是该试验的主要目的。试验选择了在三段磨至-0.02mm85%左右时,对其磁场强度进行条件试验。试验结果见表6。
由表6可以看出,磁场强度的变化对铁精矿品位的影响不是很大,当磁场强度小于87.58kA/m时铁精矿的回收率下降幅度较大。总的来说,在磁性铁矿物充分解离时,磁场强度为95.54kA/m选别较为合适,可以获得较高品位和回收率的铁精矿。
3.2.6 全流程选铁试验
在确定的较佳条件下进行了试验,其试验流程见图7,试验结果见表7。
4 结 语
1.矿石性质研究表明,该矿石是低品位含钴磁铁矿矿石,矿石铁品位接近表外矿。矿石中的磁铁矿颗粒微细,必须经过深度细磨才能获得高质量的铁精矿,但含钴的硫化物和脉石矿物颗粒较粗,采用阶段磨矿在粗磨的条件下选别硫化物和抛出一部分脉石尾矿,然后再进行细磨较为经济。
2.依据矿石的性质,进行钴的浮选研究。原矿Co含量0.011%,在磨矿细度-0.074mm55%～60%的情况下,经过一次粗选、两次扫选、两次精选可获得产率1.85%,钴品位0.36%,回收率63. 50%的硫钴精矿。硫钴精矿含硫46.59%,硫的回收率91.65%左右。
3.该矿石在原矿TFe含量19.28%的条件下,采用阶段磨矿、阶段选别工艺,随着磨矿产品细度的增加,精矿品位逐渐提高;当第三段磨矿细度-0.02mm为85%左右时,可获得产率20.72%,品位62.99%,回收率67.70%的铁精矿。总之,只有该矿磨得足够细时,才能获得更高质量铁精矿。
参考文献
[1]陈代雄,徐艳.铜钴多金属硫化矿浮选试验研究[J].湖南有色金属,2005(2):7-10.
回收率试验 篇7
关键词：浮磷尾矿,钛铁矿,浮选,Slon-750型脉动高梯度强磁机
1 矿样性质
该试验研究矿样是某生产现场的浮磷尾矿,其多元素分析结果见表1,钛物相分析结果见表2,矿样粒度筛析结果见表3。
本次试验矿样含TiO2近8%,钛矿物含量较高,具有较好的回收利用价值。矿样中含硫0.216%,含钴0.0088%,属于硫、钴含量比较低的钛磁铁矿。主要脉石成分为硅酸盐类。
矿样中金属矿物以钛铁矿、褐铁矿、(磁)赤铁矿、黄铁矿为主,同时尚有少量的钛磁铁矿、锐钛矿、白钛矿、钴黄铁矿、黄铜矿、铜蓝、磁黄铁矿等;主要脉石矿物有绿泥石、钛辉石、斜长石、黑云母、白云母、绢云母、滑石、蛇纹石、透闪石、透辉石、橄榄石、石英、方解石、石榴子石,此外还有绿辉石、铝镁尖晶石、磷灰石、高岭石、叶蜡石、伊丁石、角闪石等。试验矿样中金属矿物种类较少,成分较为简单,但脉石矿物种类繁多,组成成分很复杂,从而会使浮选矿浆环境的影响因素增多,对浮选操作不利,加大了钛综合回收的难度。
从表3可以看出,该试验矿样粒度比较粗,在各粒级中TiO2分布比较均匀,其中-0.074mm粒级产率仅18.98%。因此,要使钛铁矿充分解离,满足钛浮选粒度要求,必须选择合适的磨矿细度。
2 试验结果与讨论
由于该试验矿样硫、钴含量较低,可以暂时不考虑硫、钴的回收。但矿样中含TFe12.36%,这部分铁若不通过弱磁机预先除铁,将对后续作业操作不利,一方面可能会造成强磁机介质堵塞,影响选别效果;另一方面会在强磁选作业的强磁精矿中得到富集,在钛浮选捕收剂的作用下最终进入钛精矿,影响钛精矿的质量,故必须除铁。另外,为了确保钛浮选作业有合理的入选品位,必须强化强磁选作业。强磁选的选别次数与尾矿的产率和强磁精矿的富集比密切相关。大量的试验研究结果表明,不同产地矿样强磁预选的效果均较理想,一次强磁选可以排除产率为50%左右的尾矿,强磁精矿的富集比为1.45～1.98,TiO2回收率达80%～90%。若将一次强磁选精矿再磨后,再经过二段强磁选,其富集比与一段强磁选相比还会提高0.5～0.7。为此,确定采用图1所示的原则流程。
2.1 弱磁除铁试验
弱磁除铁试验采用XCRS-鼓形湿式弱磁选机,结果表明:当弱磁选场强为112kA/m时,可以得到产率为2.71%、回收率为7.12%的次铁精矿,其铁含量为32.46%,钛含量为4.33%,钛的损失率为1.47%。
2.2 一段强磁选试验
2.2.1 一段强磁选条件试验
在钛浮选车间的生产现场,大多选用Slon立环脉动高梯度强磁机作为强磁预选设备,以提高钛物料的入浮品位。本试验采用Slon-750型立环脉动高梯度强磁机作为强磁预选设备。固定条件为:给料浓度25%左右,转环转速25r/min,脉动冲次200次/min,脉动冲程2mm。变化不同的背景场强,其试验结果见表4。
从表4可以看出:随着分选场强强度的提高,一段强磁精矿产率和回收率相应提高,TiO2品位降低;当分选场强为342kA/m时,一段强磁精矿产率为56.35%,品位为13.89%,回收率为92.71%。综合选矿指标及生产成本考虑,一段强磁选磁场强度以342kA/m为最佳。
2.2.2 一段强磁选连续试验
采用Slon-750型立环脉动高梯度强磁机作为
一段强磁选设备,在确定最佳条件的基础上,连续运转制取大量一段强磁精矿,以便为下段作业准备给矿原料,其结果见表5。
从表5可以看出,连续试验获得的一段强磁精矿品位为15.11%,优于条件试验所获得的品位指标。通过一段强磁作业,可以丢掉产率为54.12%、TiO2品位为2.13%的合格尾矿。
2.2.3 一段强磁选产品测定
一段强磁精矿化学成分分析结果见表6,粒度组成见表7。
从表7可以看出,铁、钛同步同向分布,符合钛铁矿(FeO·TiO2)中铁、钛的分布规律。同时还可以看出一段强磁精矿的粒度较粗,+0.074mm粒级含量高达80%以上,粒度过粗,不利于后续选别作业。在钛浮选时,必须对一段强磁精矿进行再磨,为钛浮选作业提供适宜的入选粒度。
2.3 一段强磁精矿再磨试验
一段强磁精矿再磨后,进行二段强磁选别,其试验结果见表8。
表8的试验结果表明,随着磨矿细度的增加,二段强磁精矿的产率和回收率随之降低,TiO2的品位随之升高。当-200目含量分别为50%与60%时,二段强磁精矿的产率、品位及回收率相差并不明显,并且均优于其他磨矿细度时的指标。因此,本试验确定一段强磁精矿再磨的细度为-200目含量50%～60%。
2.4 二段强磁选试验
2.4.1 二段强磁选条件试验
将一段强磁选精矿再磨后作为二段强磁选的入选物料,进行了磨矿细度-200目含量分别为50%和60%时不同磁场强度的选别效果对比试验,其结果见表9。
从表9可以看出:(1)当磨矿细度-200目含量为60%时,与50%比较,各对应不同场强条件的二段强磁精矿的产率、品位和回收率均有所升高,但升高的幅度并不明显。再次证明,一段强磁精矿的磨矿细度为50%与60%的区别并不大,故磨矿细度定为50%～60%之间是较适宜的。(2)随着分选场强强度的提高,二段强磁精矿的产率和回收率随之升高,TiO2品位随之降低。当分选场强为175kA/m时,不论-200目含量为50%还是60%,都可以得到TiO2品位21%以上、作业回收率91%以上的指标。综合考虑各影响因素,选用175kA/m作为二段强磁选别磁场强度。
2.4.2 二段强磁选连续试验
试验固定条件:给料粒度为-200目含量50%～60%,在确定的最佳条件基础上进行连续试验,为钛浮选制取物料,试验结果见表10。
从表10可知,连续试验获得的二段强磁精矿TiO2品位为24.37%,优于条件试验获得的指标。试验结果表明,一段强磁精矿磨至适宜的粒度后,再通过二段强磁作业,可以使精矿品位提高九个百分点左右,并再次抛掉一部分合格尾矿,为钛浮选提供了适宜的入选品位及入选物料粒度。
2.4.3 二段强磁选产品测定
二段强磁精矿化学成分分析结果见表11,粒度组成见表12。
从表12可以看出,二段强磁精矿中铁、钛同步同向分布,符合钛铁矿(FeO·TiO2)中铁、钛的分布规律。其-0.074mm含量为59.51%,TiO2品位为24.31%,符合钛浮选的入选物料的要求。
2.5 钛浮选综合回收试验
根据探索试验,确定采用我所自行研制的EM121作为钛铁矿的捕收剂进行钛浮选闭路试验。其流程为一粗一扫四精,药剂制度及试验结果见表13。
3 结 论
1.根据矿样的特点和性质,确定采用“弱磁除铁—强磁预选—钛浮选”的工艺流程。
2.当弱磁选磁场强度为112kA/m时,可以得到产率为2.71%、品位为32.46%的次铁精矿,其钛含量为4.33%,钛的损失率为1.47%。弱磁尾矿经两段强磁选别,可以得到产率为26.15%、TiO2品位为24.37%、回收率为78.81%的二段强磁精矿,适宜作为钛浮选的入选物料。
3.采用我所自行研制的EM121作为钛铁矿的捕收剂,二段强磁精矿经一粗一扫四精、中矿循序返回的浮选闭路工艺进行选别,可以得到产率为8.94%、TiO2品位为45.97%、回收率为51.50%的钛精矿。
4.试验结果表明,该浮磷尾矿具有较好的利用价值。
参考文献
[1]朱俊士.中国钒钛磁铁矿选矿[M].北京:冶金工业出版社,1996.
[2]胡熙庚,黄和慰,毛钜凡,等.浮选理论与工艺[M].长沙:中南工业大学出版社,1989.
回收率试验 篇8
赤泥中微细粒弱磁性矿物具有质量小、比表面大、比磁化系数小的特点,难以采用常规选矿方法获得有效回收,获得的精矿品位低且含杂量高[3]。目前对赤泥中铁进行回收的方法主要有物理选矿技术富集铁矿、熔炼技术回收生铁、直接还原回收海绵铁、磁化焙烧。其中物理选矿技术具有操作简单、成本较低、对原料要求较低等优势,但传统的磁选工艺对赤泥中的微细粒弱磁性铁矿分选效率很低,显得无能为力。本文拟采用选择性疏水团聚-磁种法,通过分散、选择性疏水化、疏水絮凝、磁种磁化4 个阶段实现细粒弱磁性矿物选择性絮凝形成颗粒较大且磁性较强的絮团,然后通过高梯度强磁选实现赤褐铁矿与脉石矿物分离。针对用疏水团聚—磁种法从拜耳法赤泥中提取微细粒弱磁性矿物的可行性进行了试验研究。
1 试样性质
试验矿样由文山铝业公司提供,多元素分析及铁物相分析结果分别见表1、2。
由表1 可见,赤泥主要有价元素为铁,其含量为21. 39%; 杂质成分主要为Al2O3、Si O2、Ca O; Ti O2含量为13. 35%,具有一定的回收价值。由表2 可见,赤泥中铁主要以赤褐铁矿和硅酸铁的形式存在,分布率分别为76. 16%和18. 00%,而其他形式的铁矿物含量较少不具备回收价值。
*单位为g/t。
粒度是影响絮凝磁选回收铁矿物的关键因素之一,因此对原矿进行了水筛分级,结果见表3。
由表3 可知,试验赤泥粒度微细,- 0. 028 mm72. 54%,-0. 074 mm 94. 33%。细粒弱磁性矿物因磁性弱且易受矿浆流体的作用导致不容易吸附到磁选介质上而随矿浆流失成为尾矿,因此试验拟采用选择性疏水团聚絮凝-磁种磁化的方法实现细粒矿物的选择性絮凝和磁性增强,分选赤泥中弱磁性矿物。
2 试验方法
选择性疏水团聚-磁种法磁选是将选择性疏水絮凝法和磁种团聚法叠加在一起的复合聚团磁种磁选技术。该方法的基本原理是通过分散、选择性疏水化和疏水絮凝使弱磁性矿物形成絮团[4,5,6],然后借助磁种法使磁性种子选择性地粘附、罩盖在弱磁性矿物上,提高其磁性,从而能够在磁场中实现分选。其中以六偏磷酸钠为矿浆分散剂,油酸煤油混合药剂为选择性疏水絮凝剂。
每次试验称取矿样500 g,用自来水进行调浆,先往矿浆加入配好的六偏磷酸钠,以1300 r/min的强转速进行强搅拌3 min进行分散,之后加入用超声波震动乳化后的油酸煤油混合液,再以相同转速进行15 min强搅拌,使赤泥中的细粒赤褐铁矿发生选择性疏水团聚。然后,加入5%( 指磁种质量占赤泥质量的百分比表示) 磁种以300 r/min进行磁种磁化,磁化后用自来水将矿浆浓度稀释到45% 左右,最后利用高梯度磁选机进行磁选试验。所用的磁选机是赣州有色冶金研究所所设计的湿式SLON高梯度磁选机。试验流程见图1。
3结果与讨论
固定条件为原矿调浆浓度为45%,冲次为300 r / min,磁种添加量为原矿质量的5%。分别进行了磁感应强度、冲次、六偏磷酸钠用量、非极性油用量、油酸煤油混合药剂用量、磁种添加量、磁介质以及矿浆流速对赤泥中铁矿物分选效率的影响研究。
3. 1 磁选磁场强度试验
磁感应强度是磁选的重要参数,其大小直接影响赤泥中铁矿物的分选效率。固定六偏磷酸钠用量为2 kg /t、油酸为2 kg /t、煤油油酸体积比为2、聚磁介质直径为2 mm、矿浆流速为6 L/min,进行磁场强度试验,结果见图2。
由图2 可知,随着磁感应强度的增加,精矿中铁回收率逐渐增加,而铁品位则迅速降低。综合考虑铁的品位和回收率,磁场强度定为0. 85 T较合适。
3. 2 六偏磷酸钠用量试验
在试验的分散阶段,要保证细矿粒稳定分散,以防止发生异相凝结。本试验所采用分散剂六偏磷酸钠为一种离子型高分子分散剂,其吸附活性很强,与水玻璃相比,六偏磷酸钠更有利于赤铁矿与石英等脉石矿物的分散[7,8]。六偏磷酸钠条件试验固定油酸用量为2 kg /t、煤油油酸体积比为2、聚磁介质直径为2 mm、矿浆流速为6 L/min、磁感应强度为0. 85 T,试验结果见图3。
由图3 可知,随着六偏磷酸钠用量的增加,精矿铁品位和回收率均呈先升高后降低的趋势,六偏磷酸钠用量为3 kg /t时,赤泥的选别指标较佳。
3. 3 油酸用量试验
颗粒的疏水性是影响微细颗粒在水悬浮液中疏水絮凝的主要因素,这是因为亲水颗粒不会进入到疏水的絮团中,从而疏水性絮凝具有很高的选择性。而油酸具有使赤铁矿疏水的性能,为考察油酸用量对试验分选效率的影响,在固定油酸与煤油的体积比为2、六偏磷酸钠用量为3 kg /t、聚磁介质直径为2 mm、矿浆流速为6 L / min、磁感应强度为0. 85 T的条件下进行油酸用量试验,结果见图4。
由图4 可知,随着油酸用量的增加,精矿铁品位和回收率都呈先升高后降低的趋势。油酸用量为1. 8 kg / t时,其分选效率达到较佳。油酸的吸附可以使赤铁矿疏水,在形成吸附双电层前,油酸的用量越大,其吸附量越大,赤铁矿的疏水性越强[9]。然而并非油酸的用量越大越好,由图可知,当用量超过一定值后,铁精矿的品位和回收率均下降。
3. 4 煤油油酸混合药剂用量配比试验
颗粒疏水性的增强有利于疏水絮凝过程,而非极性油( 如煤油) 的疏水性比矿物颗粒的疏水性要强,且非极性油滴在水的悬浮液中会与疏水性颗粒一起团聚,并在颗粒表面上形成油膜,从而使颗粒的疏水性增强。同时,非极性油的加入使疏水絮团中的疏水颗粒之间形成油桥,油桥的存在急剧地增大了颗粒之间的附着力,从而使絮团抵抗涡流对其破坏的能力增强[4]。为考察煤油用量对分选的影响,固定油酸用量1. 8 kg /t、六偏磷酸钠用量3 kg /t、聚磁介质直径为2 mm、矿浆流速为6 L/min、磁感应强度为0. 85 T,改变煤油油酸用量体积比进行试验,结果见图5。由图5 可知,当煤油与油酸体积比为2. 2 时,赤泥的分选指标较佳,因此确定煤油与油酸用量体积比为2. 2。
3. 5 聚磁介质试验
选择适宜原矿的聚磁介质可以提高磁选的分选效率,而影响磁场梯度的聚磁介质属性包括磁介质的种类、形状及直径的大小。试验所用的聚磁介质是由铁棒连接组合而成,均匀平行放置在分选槽内。在六偏磷酸钠用量为3 kg /t、油酸为1. 8 kg /t、煤油油酸体积比为2. 2、矿浆流速为6 L/min、磁感应强度为0. 85 T条件下,进行聚磁介质铁棒不同直径试验,结果见表4。
由表4 可知,随着磁介质直径的增加,精矿铁品位变化不明显,铁回收率先升高后降低,选定聚磁介质的直径为1. 5 mm进行试验。
3. 6 矿浆流速试验
矿浆流速试验固定六偏磷酸钠用量为3 kg /t、油酸为1. 8 kg /t、煤油油酸体积比为2. 2、聚磁介质直径为1. 5 mm、磁感应强度为0. 85 T,矿浆流速试验结果见图6。由图6 可知,随着矿浆流速的增加,精矿铁回收率先升高后降低,在矿浆流速达到6 L / min时,精矿铁回收率最高。综合考虑,选定矿浆流速为6 L/min。
3. 7 优化条件试验和对比试验
在条件试验的基础上,进行选择性疏水团聚-磁种磁选较佳条件( 六偏磷酸钠用量为3 kg /t、油酸为1. 8 kg /t、煤油与油酸的体积比为2. 2、聚磁介质直径为1. 5 mm、矿浆流速为6 L/min、冲次为300 r/min、磁感应强度为0. 85 T) 试验,并与直接磁选、加入5%磁种不添加任何药剂磁选试验结果进行对比,见表5。
由表5 可知,直接磁选获得的磁选指标低,效率很低,如果只添加磁种磁选指标仍较差,这是由于原矿粒度太细和磁力太弱而不能吸附到磁介质直接随矿浆进入尾矿所引起的。而选择性疏水团聚-磁种法较好的解决了上述问题,因而磁选指标较好。
3. 8 磁选流程试验
先将赤泥在上述的综合优化条件下进行选择性疏水絮凝-磁种粗选试验,粗选试验磁感应强度定为1. 6 T,然后将粗选所得精矿在磁感应强度为0. 85 T的条件下直接进行高梯度精选试验。通过将文山赤泥经选择性疏水絮凝-磁种磁化处理后,进行1粗1 精磁选,结果见表6。回收率达到了39. 77%。与直接进行高梯度磁选相比,磁选指标在保证回收率不下降的前提下,精矿品位提升了20 个百分点。
4 结论
( 1) 云南文山铝业所产生的拜耳法赤泥中全铁品位为21. 39%,铁主要以赤褐铁矿形式存在,分布率为76. 16%; 试样颗粒微细,-0. 028 mm 72. 54%,-0. 075 mm 94. 33%,采用常规磁选方法难以有效回收。
( 2) 试验确定的赤泥选择性疏水絮凝—磁种磁化较佳条件为六偏磷酸钠用量为3 kg /t、油酸为1. 8kg / t、煤油与油酸的体积比为2. 2、聚磁介质直径为1. 5 mm、矿浆流速为6 L / min、冲次为300 r / min、磁感应强度为0. 85 T,获得的精矿铁品位为40. 65%、回收率为50. 93%。
( 3) 试验赤泥经选择性疏水絮凝-磁种磁化-1粗1 精磁选流程试验,可以得到铁品位为45. 13%、回收率为39. 77%的精矿,指标较低,但疏水团聚-磁种法作用过程不仅包括各种物理化学作用而且是利用综合力场来处理微细粒弱磁性矿物的新选别技术,其具体作用原理有待进一步的深入研究,试验指标也存在进一步提升的空间。
参考文献
[1]陈雯.贫细杂难选铁矿石选矿技术进展[J].金属矿山,2010(5):55-56.
[2]郑梅.钢铁企业铁矿石供应链管理模式创新研究[D].青岛:中国海洋大学,2014.
[3]鲁军,陈庆根,孔晓薇,等.微细粒弱磁性铁矿选矿研究现状[J].国外金属矿选矿,2006(7):13.
[4]宋少先.细粒矿物絮团浮选的理论和应用[J].国外金属矿选矿,2007(5):4-8.
[5]何平波,周艳飞,胡岳华.选择性疏水絮凝法分选平果铝拜耳法赤泥的试验研究[J].有色金属:选矿部分,2008(6):1-5.
[6]韩兆元,高玉德,王国生,等.疏水团聚一磁种法回收赤泥中铁的试验研究[J].金属矿山,2011(3):154-156.
[7]卢寿慈,翁达.界面分选原理及应用[M].北京:冶金工业出版,1992.
[8]幸伟中.磁种分选理论与实践[M].北京:冶金工业出版社,1994.