弓长岭铁浮选尾矿浮选柱再选实验_靳雁琳.pdf

弓长岭铁浮选尾矿浮选柱再选实验靳雁琳 1，赵通林 1，张明泽 2（1.辽宁科技大学矿业工程学院，辽宁鞍山114051；2.鞍山市城市建设发展中心，辽宁鞍山114051）摘要：针对弓长岭赤铁矿的浮选尾矿进行了磨矿强磁选中磁选预选实验，预选获得的磁选粗精矿铁品位为 41.71%，产率为 33.62%，铁回收率为 84.21%；对比了浮选柱及浮选机粗选两种浮选工艺流程对预选粗精矿提质的影响。单因素实验结果表明浮选柱较佳工作参数为给矿压力 0.08 MPa、充气量 0.05 m3/h。经过浮选柱和两台浮选机组成的一粗一精一扫流程闭路实验，可以获得再选精矿产率为 18.89%，品位为 65.29%，铁回收率为 74.07%的技术指标，相比于单一浮选机工艺的浮选铁品位和回收率，分别提高了 0.27 个百分点和2.61 个百分点。关键词：赤铁矿；浮选尾矿；浮选柱doi:10.3969/j.issn.1000-6532.2023.02.017中图分类号:TD981 文献标志码:A 文章编号:1000-6532（2023）02009406 近年来，铁矿的价格日益增加，铁矿资源的开发规模也在日益加大，造成了铁尾矿的堆存量开始急剧增大。据统计，2018 年我国的铁尾矿堆存量已经超过了 75 亿 t，并且以 5 亿 t/a 的速度急剧增长1。大量的尾矿堆存量不仅占用了土地，而且造成了资源的浪费，也给人类的环境造成了潜在危机。因此如果把这些尾矿综合利用起来，不仅可以延长矿产资源使用年限，还可以节省大量用地，减轻环境污染，具有较大的经济效益和社会效益2，同时铁尾矿进行再利用的工艺也开始受到广泛关注3-4。鞍山式铁矿石是我国最重要的铁矿资源，目前，鞍山地区铁尾矿总量已接近 10 亿t，年排放铁尾矿量 3280 万 t。阶段磨矿、粗细分选、重选磁选反浮选联合工艺是处理鞍山式铁矿石常用的流程，经选别后得到的鞍山式铁尾矿由重选尾矿、强磁选尾矿、反浮选尾矿组成5，其中浮选尾矿铁品位最高，可达 16%以上，具有再选回收利用的可能性和必要性。根据尾矿性质的不同，再选回收利用的工艺与设备也有较大差别，浮选尾矿常用对细粒级回收效率更高的微泡浮选柱等工艺6。本文以弓长岭铁矿的浮选尾矿为原料，研究鞍山式铁尾矿的特征和再利用工艺，采用细磨后中、强磁选预选-浮选柱再选工艺对弓长岭铁矿浮选尾矿进行铁矿物的回收实验研究，提出处理鞍山式铁矿石选矿厂铁尾矿的回收利用技术。1实验样品实验矿样为弓长岭铁矿选矿厂“弱磁选强磁选阴离子反浮选”工艺中的浮选尾矿。将浮选尾矿晾晒去除水分，采用移堆法和环堆法对浮选尾矿进行混匀、缩分、取样（实验用样和化验用样）。实验矿样的多元素分析结果见表 1。由表 1可以看出，具有回收价值的元素为 Fe，品位为16.65%。表 1 实验矿样的化学多元素分析结果/%Table 1 Multi-element analysis result of flotation tailingsFeSiO2Al2O3MgOCaOCuOMnTiClPSSr16.6565.613.042.631.401.090.0470.0690.0180.110.0130.003 收稿日期:2021-09-24作者简介:靳雁琳（1997-），女，硕士研究生，主要从事铁矿分选工艺研究。通信作者:赵通林（1970-），男，教授，硕士生导师，主要从事矿物加工工艺与理论研究、磁选设备研发。矿产综合利用 94 Multipurpose Utilization of Mineral Resources2023 年浮选尾矿的 X 射线衍射分析结果见图 1。从图 1 可以看出，弓长岭铁矿浮选尾矿的有用铁矿物主要为赤铁矿。浮选尾矿中的主要脉石矿物为石英，其次是方解石、高岭石，尽量分离出去这些脉石矿物成为浮选尾矿再选的关键。浮选尾矿的粒度分析和粒级金属分布分析见表 2。根据表 2 中的数据可知，浮选尾矿的铁品位为 16.65%，-0.074 mm 74.02%，粒度组成较细。铁元素分布主要集中在-0.074 mm 细粒部分，表明浮选尾矿中铁矿物的损失主要是细颗粒损失。由于浮选尾矿品位低，且细粒级中金属 Fe 的分布居多，要富集得到铁品位 65%以上的铁精矿，需加强对细粒级铁矿物的回收。102030405060708090石英赤铁矿斑铜矿方解石磁铁矿高岭石2/()图 1 弓长岭铁矿浮选尾矿的 X 射线衍射Fig.1 XRD spectrum of flotation tailing of hematite ore 表 2 浮选尾矿的粒度组成和金属分布分析Table 2 Size composition and metal distribution of flotation tailing/%粒级/mm粒级产率累积产率/%粒级品位累积品位/%粒级回收率粒级回收率/%+0.07425.9825.987.747.7412.0712.07-0.074+0.05315.6741.6510.024.839.4321.50-0.053+0.04517.1858.8310.839.2511.1732.68-0.045+0.0387.1565.9814.699.846.3138.98-0.03834.02100.0029.8716.6561.02100.00总计100.0016.65100.00 2实验研究 2.1磁选工艺预选实验首先对弓长岭铁矿浮选尾矿进行中、强磁选工艺预选，实验流程见图 2，中磁选作业的尾矿进行强磁扫选后抛尾，扫选精矿返回中磁选作业。强磁选作业采用 SLon-100 周期式脉动高梯度磁选机，中磁选作业采用筒式磁选机。条件实验获得的预选较佳条件为，强磁机分选区磁感应强度为988 mT，脉动冲次为 240 次/min；中磁机滚筒表面磁感应强度为 450 mT。浮选尾矿化学分析铁品位为 16.65%，经磨矿至细度为-0.043 mm 入选。中、强磁选实验结果见表 3，最后获得的预选粗精矿铁品位为 41.71%，产率为 33.62%，铁回收率为84.21%。为进一步提高精矿品位，获得最终精矿，对预选粗精矿进行反浮选富集实验，设备为502000 mm 旋流-静态微泡浮选柱和 XFD-型0.75 L 单槽浮选机。表 3 磁选实验结果Table 3 Test results of magnetic separation产品名称产率/%铁品位/%铁回收率/%浮选尾矿100.0016.65100.00磁选粗精矿33.6241.7184.21磁选尾矿66.383.9615.79 2.2浮选柱参数实验根据选厂浮选药剂制度，浮选柱参数实验7油酸钠用量 800 g/t、NaOH 用量 1200 g/t、CaO 用量 500 g/t、淀粉用量 1200 g/t。实验采用 502000 mm 旋流-静态微泡浮选柱分选系统，矿浆制备设备采用 300450 mm 搅拌桶，功率为 0.75 kW的循环矿浆泵，给料泵和排尾泵采用两台蠕动泵。未经特殊强调，浮选柱参数实验给矿的质量分数浓度均为 30%，矿浆温度为 45，初始设备操作参数为给矿压力 0.08 MPa、充气量 0.06 m3/h、浮选尾矿磨矿强磁选强磁选中磁选磁选尾矿磁选精矿图 2 浮选尾矿磁选实验流程Fig.2 Flowsheet of magnetic separation of flotation tailings 第 2 期2023 年 4 月靳雁琳等：弓长岭铁浮选尾矿浮选柱再选实验 95 给矿速度 270 mL/min、泡沫层厚度 30 cm。2.2.1给矿速度给矿速度的快慢会影响到浮选柱的浮选时间及处理量，因此，需确定合适的给矿速度8。实验结果见图 3。由图 3 可知，随着给矿速度的增加，即浮选柱处理量提高，浮选柱精矿品位先升高后降低，回收率先缓慢下降后迅速下降。当给矿速度适宜时，在干涉沉降作用下，利于石英等脉石矿物排出，精矿铁品位较好；但给矿速度过高，充气量等条件没有相应调整，会导致分选过程选择性变差，及铁矿物会在泡沫中严重夹杂，造成尾矿铁品位上升，精矿铁品位下降，回收率下降。综合考虑，质量分数浓度 30%矿浆的适宜给矿速度为 270 mL/min，对应的浮选时间为 15 min。22024026028030032034057585960616570758085精矿回收率/%精矿品位/%给矿速度/(mLmin1)精矿回收率精矿品位图 3 旋流-静态微泡浮选柱给矿速度实验结果Fig.3 Test results of feed speed of cyclone-static micro-bubble flotation column 2.2.2循环压力循环泵是浮选柱用于引入空气的动力，对浮选柱的处理能力和精矿铁品位和回收率影响较大，其转速决定着浮选中矿的循环压力9。循环压力通过以下三个方面影响分选效果，一是影响管流矿化段矿浆的紊流强度，可以改变矿粒与气泡的碰撞概率，改变矿化效果；二是决定着吸气量大小和气泡状态；三是决定旋流力场强度。实验过程中，保持浮选柱其他实验条件不变，改变循环泵给矿压力，实验结果见图 4。从图 4 中可以看出，随着循环压力的增加，中矿循环量增加，精矿铁品位和回收率逐渐升高，实验压力较大为 0.1MPa。循环压力大会使设备磨损加重。综合考虑上述情况，选择浮选柱循环压力为 0.08 MPa。2.2.3充气量气泡是矿物浮选选择性分离的界面，是待浮矿物的载体，充气量的大小会直接影响浮选柱中的气泡质量，而气泡质量的好坏直接影响泡沫层矿化气泡质量的好坏10，因此，要想获得良好的矿化效果，为了保证矿物颗粒有较高的的上升速率，适量的气泡才是提高分选效率的重要因素。实验中，其他实验条件保持不变，通过空气流量计改变浮选柱中矿浆的充气量，实验结果见图 5。0.020.040.060.08585960616270758085精矿回收率/%精矿品位/%充气量/(m3h1)精矿回收率精矿品位图 5 旋流-静态微泡浮选柱充气量实验结果Fig.5 Test results of quantity of aeration of cyclone-staticmicro-bubble flotation column 由图 5 可以看出，浮选压力一定时，浮选柱充气量越小，上浮泡沫量越少，底流精矿的回收率越高，但精矿铁品位较低；随着充气量的增加，上浮泡沫量增多，精矿铁品位上升很快，充气量达到 0.06 m3/h 后，精矿品位仅微幅上升，而精矿回收率持续下降。综合分析实验结果，浮选柱充气量在 0.040.06 m3/h 时分选效果较为理想，后续的实验充气量确定为 0.05 m3/h。2.3浮选柱开路实验开路实验为一粗一精一扫流程，工艺流程见图 6（a）。粗选作业设备为浮选柱，精选与扫选 0.040.060.080.105859606162707274767880精矿回收率/%精矿品位/%循环压力/MPa精矿回收率精矿品位图 4 旋流-静态微泡浮选柱循环压力实验结果Fig.4 Test results of circulating pressure of cyclone-staticmicro-bubble flotation column 96 矿产综合利用2023 年作业设备为单槽浮选机。粗选条件为给矿质量分数浓度为 30%、矿浆温度为 45、给矿速度 270mL/min、循环压力 0.08 MPa、油酸钠用量 800g/t、NaOH 用量 1200 g/t、CaO 用量 500 g/t、淀粉用量 1200 g/t、充气量 0.05 m3/h。精选段加入油酸钠捕收剂 200 g/t，扫选段加入淀粉抑制剂 300g/t，开路实验结果见图 6（b）。粗选 3粗 选 3磁选精矿磁选精矿222222精选 精选再选精矿再选精矿扫选 扫选淀粉 200 g/t油酸 200 g/t再选尾矿再选尾矿精选中矿精选中矿扫选中矿扫选中矿(a)(b)图例：单位：%产率;品位回收率100.00;41.71100.00