安徽某低铜高硫磁铁矿石选矿试验

2014-08-08 02:13:11邱廷省尹艳芬方夕辉
金属矿山 2014年11期
关键词:收剂磁铁矿磁选

邱廷省 黄 雄 尹艳芬 方夕辉

(江西理工大学资源与环境工程学院,江西 赣州 341000)

·矿物工程·

安徽某低铜高硫磁铁矿石选矿试验

邱廷省 黄 雄 尹艳芬 方夕辉

(江西理工大学资源与环境工程学院,江西 赣州 341000)

安徽某低铜高硫磁铁矿石属嵌布关系复杂的多金属矿石。为了开发利用该矿石,采用优先选铜—活化浮硫—弱磁选选铁—铁精矿反浮选脱硫原则流程进行了选矿试验。结果表明,铁品位为46.62%、铜品位为0.32%、硫品位为20.56%的矿石采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿1粗1精反浮选脱硫流程处理,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。该试验结论可作为选矿厂设计的依据。

磁铁矿 磁黄铁矿 黄铁矿 黄铜矿 优先浮选 活化 弱磁选 反浮选

我国单一、高品质磁铁矿石资源非常稀缺[1],铁硫共生矿分布较广泛,且常伴生黄铜矿等其他有色金属硫化矿物。此类共生矿石的选矿,常采用优先浮选铜等有色金属矿物、然后浮硫,或硫与有色金属矿物混浮再分离,最后弱磁选回收磁铁矿[2-5]。无论采取哪种选矿工艺,控制弱磁选铁精矿硫含量都显得至关重要,当弱磁选铁精矿硫含量超标时,常采用活化磁黄铁矿的反浮选脱硫工艺降硫[6-7]。硫及有色金属硫化矿浮选的捕收剂多用价格低廉、性能稳定、效果良好的常规药剂,如乙基黄药、异丁基黄药、丁铵黑药、AT-406、PLQ-04等[8-11]。

1 矿石性质

1.1 矿石主要化学成分分析及矿物含量

试验用矿石为安徽某低铜高硫磁铁矿石,矿石主要化学成分分析结果见表1,主要矿物含量见表2。

表1 矿石主要化学成分分析结果

Table 1 Main chemical element analysis of the ore %

成 分TFeMFeCuSZnSiO2含 量46.6221.740.3220.560.205.40成 分CaOMgOAl2O3AsAgAu含 量1.041.491.000.1020.000.40

注:Au、Ag的含量单位为g/t。

表2 矿石主要矿物含量

Table 2 Main mineral contents of the ore %

名 称磁铁矿黄铁矿磁黄铁矿黄铜矿白云石、方解石含 量30.525.07.01.520.0名 称石英绿泥石阳起石透闪石赤、褐铁矿含 量5.05.03.02.0微量

从表1可见,矿石中的主要有用元素为铁、铜、硫,其他元素没有回收价值。

从表2可见,矿石中有用矿物主要有磁铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿,脉石矿物主要有白云石、方解石、石英、绿泥石、阳起石等。

1.2 矿石构造及结构

矿石的结构构造和各矿物的嵌布特征均较复杂,互相包裹、交代现象较普遍。磁黄铁矿与黄铜矿共生、交代磁铁矿或沿其粒间充填,或与黄铜矿相互包裹;磁铁矿呈团块状、稠密浸染状、半自形粒状镶嵌磁黄铁矿,或被磁黄铁矿、黄铜矿充填交代,或被不规则的微脉网状方解石穿切,有些磁铁矿、黄铁矿呈浸染状分布;黄铜矿与磁铁矿、黄铁矿组成致密块状;黄铁矿由退火作用重结晶成自形晶。

1.3 矿石中主要矿物的嵌布粒度

矿石中主要有用矿物的嵌布粒度见表3。

表3 矿石中主要有用矿物的嵌布粒度

从表3可见,矿石中黄铁矿与磁黄铁矿嵌布粒度较粗,黄铜矿的嵌布粒度较细。

2 试验结果与讨论

试验采用自然pH下优先选铜—活化浮硫—弱磁选选铁—铁精矿反浮选脱硫原则流程。

2.1 选铜试验

选铜试验采用1次粗选流程。

2.1.1 捕收剂种类试验

捕收剂种类试验的磨矿细度为-0.074 mm占75%、2#油用量为21 g/t,试验结果见表4。

表4 捕收剂种类试验铜粗精矿指标

从表4可见,以LG-02为铜粗选捕收剂,铜粗精矿指标较好。因此,确定LG-02为浮铜捕收剂。

表4表明,铜粗选不加硫抑制剂,不利于精矿铜品位的提高。因此,有必要进行铜抑制剂种类和用量试验。

2.1.2 抑制剂种类及用量试验

石灰作为硫铁矿的常用抑制剂,为了减少其用量,试验将仅在铜精选用于抑硫。铜粗选抑制剂种类及用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占75%,LG-02用量为40 g/t、2#油为21 g/t,抑制剂(加入球磨机)种类试验结果见表5,用量试验结果见图1。

表5 抑制剂种类试验铜粗精矿指标

图1 LGY-01用量试验结果

从表5、图1可见,选择LGY-01为铜粗选的硫抑制剂、用量为200 g/t时,铜粗精矿指标较好。因此,确定铜粗选硫抑制剂LGY-01的用量为200 g/t。

2.1.3 捕收剂LG-02用量试验

捕收剂LG-02用量试验的磨矿细度为-0.074 mm占75%、LGY-01用量为200 g/t、2#油为21 g/t,试验结果见图2。

从图2可见,提高LG-02的用量,铜粗精矿铜品位下降、铜回收率先上升后下降。综合考虑,确定LG-02的用量为40 g/t。

图2 LG-02用量试验结果

2.2 选硫试验

选硫试验采用1次粗选流程,给矿为1粗1扫选铜尾矿。

2.2.1 捕收剂种类和用量试验

捕收剂种类和用量试验的2#油用量为35 g/t,捕收剂种类试验结果见表6,用量试验结果见图3。

表6 捕收剂种类试验硫粗精矿指标

图3 AT-406用量试验结果

从表6、图3可见,选择AT-406为硫粗选的捕收剂、用量为50 g/t时,硫粗精矿指标较好。因此,确定硫粗选捕收剂AT-406的用量为50 g/t。

2.2.2 活化剂QH-01用量试验

为了改善硫的可浮性,浮硫时常常需要活化,尤其是被石灰等抑制过的硫更是如此;同时,对磁黄铁矿的活化也有利于后续弱磁选选铁。QH-01与硫酸相比,是一种清洁、高效的硫活化剂。活化剂QH-01用量试验的AT-406用量为50 g/t、2#油为35 g/t,试验结果见图4。

图4 QH-01用量试验结果

从图4可见,随着QH-01用量的增大,硫粗精矿硫品位下降、回收率上升。综合考虑,确定QH-01用量为550 g/t。

2.3 弱磁选精矿反浮选脱硫QH-01用量试验

试验以1粗2扫浮硫尾矿为弱磁选给矿,1次弱磁选磁场强度为111.46 kA/m,弱磁选精矿铁品位为66.72%、含硫2.28%、铁作业回收率为40.53%。为了降低弱磁选精矿的硫含量,对反浮选脱硫活化剂QH-01进行了用量试验,试验采用1次粗选流程,捕收剂AT-406用量为30 g/t、2#油为21 g/t,试验结果见表7。

表7 QH-01用量试验反浮选粗精矿指标

从表7可见,随着QH-01用量的增大,反浮选粗精矿铁品位、硫品位、铁回收率、硫回收率呈程度不同的下降趋势。综合考虑,确定弱磁选精矿反浮粗选QH-01用量在330 g/t。

2.4 闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了全流程闭路试验,试验流程见图5,试验结果见表8。

从表8可见,该矿石采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿再磨后1粗1精反浮选脱硫流程处理,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。

3 结 论

(1)安徽某低铜高硫磁铁矿石结构构造和各矿物的嵌布特征均较复杂,互相包裹、交代现象普遍。

图5 闭路试验流程

产品产率品 位CuFeS回收率CuFeS铜精矿1.4717.0942.1530.6078.641.332.19硫精矿41.780.1144.7343.6914.3640.0988.79铁精矿28.490.0267.350.281.7841.160.39尾 矿28.250.0628.746.285.2217.428.63原 矿100.000.3246.6220.56100.00100.00100.00

矿石铁品位为46.62%、铜品位为0.32%、硫品位为20.56%、银品位为20.00 g/t、金品位为0.40 g/t,铁、铜、硫是矿石中的主要回收元素,金、银具有综合回收价值。矿石中有回收价值的主要含铁矿物有磁铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿、黄铁矿,其中黄铁矿、磁黄铁矿嵌布粒度较粗,黄铜矿嵌布粒度较细。

(2)采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿再磨后1粗1精反浮选脱硫流程处理该矿石,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。

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(责任编辑 罗主平)

Mineral Processing Test of a Low-copper and High-sulfur Magnetite Ore in Anhui

Qiu Tingsheng Huang Xiong Yin Yanfen Fang Xihui

(Faculty of Resources and Environmental Engineering,Jiangxi University of Science and Technology,Ganzhou 341000,China)

A low-copper and high-sulfur magnetite ore in Anhui is polymetallic ore with complex embedded relationship.In order to exploit and utilize the ore,the beneficiation process based on the principle of preferential flotation of copper,activating flotation of sulfur,low intensity magnetic separation of iron,desulfurizing by reverse flotation of iron concentrates was tested.The raw ore consisting of 46.62% iron,0.32% copper,20.56% sulfur was treated by four-stage process of copper flotation of one roughing-two cleaning-one scavenging,sulfur flotation of one roughing-one cleaning-two scavenging,iron concentration of one low intensity magnetic separation,and desulfurizing of iron concentrates by reverse flotation of one roughing-one cleaning.Finally,copper concentrate with Cu grade of 17.09% and recovery of 78.64%,iron concentrate with Fe 67.35%,S 0.28% and iron recovery of 41.16%,sulfur concentrate with S 43.69% and recovery of 88.79% were obtained separately.The test conclusion can be used as the basis for designing of the dressing plant.

Magnetite,Pyrrhotite,Pyrite,Chalcopyrite,Preferential flotation,Activation,Low intensity magnetic separation,Reverse flotation

2014-07-23

江西省教育厅本科高校科技落地计划项目(编号:GJJ09020)。

邱廷省(1962—),男,教授,博士研究生导师。

TD923+.7,TD924.1+2

A

1001-1250(2014)-11-058-04

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