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      1. 微細粒嵌布鐵尾礦預選富集-直接還原-磁選制備還原鐵粉

        2020-04-21 10:28:00 作者:huangj 來源: 瀏覽次數:0 網友評論 0

        海南某赤鐵礦選后尾礦含30.69% Fe,39.02% SiO2和1.28% S,且鐵礦物呈微細粒嵌布、與脈石礦物共生關系復雜,常規選礦工藝無法實現鐵和脈石礦物的有效分選。
         朱德慶,楊聰聰,潘建,郭正啟,李思唯

        中南大學 資源加工與生物工程學院

         

        我國鐵礦資源較豐富,已探明儲量達620多億噸,可供開發利用的約占210億噸,但其中98.2%為貧礦,平均品位僅33%左右,復雜難選的弱磁性鐵礦為總儲量的20.8%,多組分共生鐵礦儲量占國內鐵礦總儲量的1/3 [1]。長期以來,國內鐵礦選礦工藝的進步為供應我國鋼鐵工業的快速發展提供了很好的支撐,但與此同時產生了大量的固體廢棄物——鐵尾礦[2]。據統計,我國每年排放的鐵尾礦達1.5億噸以上,由于利用難度大、利用率不足10%,使得鐵尾礦的堆存總量已超過70億噸,這不僅占用大量的土地資源,污染環境,尾礦庫堆存的安全問題也日益受到重視[3]。鐵尾礦中往往富含鐵、有色與稀有金屬及非金屬資源,因此,回收鐵尾礦中有價金屬、合理高效利用鐵尾礦資源對提高資源循環利用率、擴大和保障我國鋼鐵工業原料供應有著重要的現實意義。

        按原礦礦物類型,我國鐵尾礦大致可分為兩類,磁鐵礦尾礦和赤鐵礦尾礦,前者排放量約為后者的三倍;但由于赤鐵礦較磁鐵礦難選,后者綜合利用難度相對更高[4]。目前,鐵尾礦再選的工藝主要有常規磁選、重選和浮選工藝及還原焙燒工藝。但由于我國鐵尾礦存在種類繁多、性質復雜、嵌布粒度細、磨礦時易泥化等特點,常規選礦工藝無法實現有價金屬和脈石礦物的有效分選,導致選后精礦產品的富集比不高、有價金屬回收率低[5-8]。相對于傳統選礦工藝,還原焙燒-磁選工藝通過磁化焙燒將弱磁性的鐵氧化物還原成強磁性的磁鐵礦或深度還原將鐵氧化物還原成金屬鐵,可實現鐵和脈石礦物的有效分離[9-11]。盡管還原焙燒工藝能有效回收鐵,但由于鐵尾礦鐵品位低、嵌布粒度細,脈石礦物含量高,使得還原過程的“無用功”多,還原和磨礦能耗成本高,工藝效率較低。

        本文以海南某赤鐵礦選后尾礦為研究對象,在系統研究其物化性質和工藝礦物學的基礎上,提出“預選富集-直接還原-磁選”新工藝。通過預選脫硫脫硅拋尾富集,大大減輕了后續工序的礦石處理量,為鐵尾礦的高效低成本利用提供了新的思路。

        1 原料及研究方法

        1.1 原料

        海南某赤鐵礦選后尾礦的化學成分如表1所示,由表可知,鐵尾礦鐵品位較低,為30.69%,脈石成分主要為SiO2,其含量高達39.02%,如果能通過適當的選礦方法實現脫硅拋尾預富集,將大大減少后續工序的處理量。此外,尾礦的S含量也較高,達1.28%,預先。鐵尾礦的粒度組成見表2所示,由表可知-0.074mm高達80.46%。

        鐵尾礦工藝礦物學研究表明,鐵尾礦主要礦物組成是鏡鐵礦、石英、方解石和重晶石,含量如表3所示,分別為37.2%、36.9%、4.3%和5%。圖1所示為鐵尾礦中的鏡鐵礦顆粒,常呈細片狀或針柱狀,晶體粒度一般在0.05mm以下。概括起來,鏡鐵礦大致以兩種形式產出:一是呈單體粒狀,占比約80%,見圖1(a),粒度通常在0.005-0.05 mm之間;二是與石英等脈石礦物緊密交生構成不同比例的連生體,如圖2(b、c)所示,其中呈微粒浸染狀嵌布在脈石中的貧連生體所占比例較高,部分礦粒中鏡鐵礦分布稀疏,體積含量小于5%。由上分析可得,鏡鐵礦呈浸染狀與脈石交生,粒度極細、分散程度高,且嵌布關系復雜,常規選礦工藝很難實現鐵和硅的有效分離。

        針對尾礦含硫高,后續還原-焙燒工藝較難脫除,故考慮在預選過程中采用丁黃藥作為捕收劑、2#油作為起泡劑進行脫硫;又考慮到尾礦中大部分硅呈石英相存在,提出反浮選脫硅的方法進行拋尾預富集,其中脫硅捕收劑為十二胺,脫硅抑制劑為淀粉,藥劑即配即用。

         

        (a-片狀鏡鐵礦(白色)集合體,粒間嵌布少量細小的脈石(灰黑色,中部左側);b-針柱狀或粒狀鏡鐵礦(白色)集合體、粒間夾雜少量微細的石英;c-微細的針狀、片狀鏡鐵礦(白色)呈浸染狀嵌布在石英中)


        1.2 研究方法    

        原礦(或球磨達到特定粒度)的浮選脫硫和反浮選脫硅試驗在1.5升掛槽浮選機中進行,工藝流程為:每次準確稱取一定量干礦,加入浮選槽中,加水至適當的液面高度,攪拌2min,按順序加入pH調整劑,抑制劑,活化劑,捕收劑,每次加藥后,攪拌2-3min,加起泡劑2#油,攪拌l min,充氣,刮泡。產品過濾,烘干,稱重,化驗分析。 

        對原礦或者拋尾預富集精礦,分別進行壓團、烘干,每次稱取定量干團塊及還原劑,放入原料之前先將還原罐及團塊以所需溫度及時間預熱。之后,將1/3的還原煤粉置于焙燒罐中,再加入團塊,然后加入剩下的2/3還原煤粉。將還原罐置入還原爐中,在設定的溫度及時間下還原焙燒后迅速取出,用煤粉掩蓋冷卻至室溫。然后破碎、磨礦,在磁選管中階段磨礦階段磁選,制樣化驗。

        1.3 評價指標

        通過團塊的金屬化率來評價還原焙燒的效果。分析團塊內金屬鐵和全鐵含量進行計算,計算公式為: 

         

        2 結果與討論

        2.1 預選脫硫和脫硅富集

        不同捕收劑和起泡劑對浮選脫硫率的影響如圖2所示,隨著丁黃藥用量從100g/t增至300g/t,脫硫率從8.53%增至37.19%,繼續增大丁黃藥用量,脫硫率降至25.22%。因此,最佳丁黃藥用量推薦為300g/t。當2#油用量由5g/t增至15g/t,脫硫率由27.44%增至33.12%,繼續增大2#油用量,對脫硫率有負面影響。因此推薦適宜的2#油用量為15g/t。

         

        在浮選最佳脫硫工藝條件下進行反浮選脫硅的工藝參數優化,固定淀粉用量為1400g/t,十二胺用量為200g/t,磨礦粒度對脫硅和鐵回收率的影響如表4所示,由表可知精礦中鐵品位隨著粒度變細呈現增大的,當粒度由-0.074mm占79.18%減小到-0.030mm占95%,鐵品位從31.79%增至42.25%,同時精礦中SiO2含量由32.56%減至20.13%。磨礦粒度對鐵回收率的影響不大,但SiO2的脫除率隨著粒度變細明顯增加,從20.05%增至69.11%。與此同時,精礦的產率由79.48%一直降低至55.84%。綜合考慮,選擇磨礦粒度為-0.0385mm占95%以上為最佳磨礦粒度。

         

        在適宜的磨礦粒度、十二胺用量為200g/t條件下,研究抑制劑(淀粉)用量對脫硅和鐵回收率的影響,如圖3所示。隨著淀粉用量的增加,鐵精礦的鐵品位呈先增大、后減小的趨勢,而同時鐵回收率呈先減小在增加。綜合考慮精礦中鐵品位和回收率,淀粉用量應控制在1400g/t左右最佳。

         
         ……
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