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基于磁选预富集的湖北枣阳金红石矿石选矿试验
2016-01-12
为高效率、低成本、小污染、高效益地开发利用湖北枣阳金红石矿石资源,根据主要脉石矿物有弱磁性, 而金红石无磁性的特点,以高梯度中强磁选预富集工艺为基础进行了金红石选矿试验。结果表明:①在磨矿细度为- 0. 074 mm 占88. 60%的情况下,1 粗1 扫高梯度中强磁选抛尾产率可达29. 16%,中强磁选精矿金红石含量为3. 07%、 回收率为89. 50%;②高梯度中强磁选精矿经1 粗3 精3 扫闭路浮选,可获得金红石含量64. 53%、回收率为82. 21% 的金红石浮选精矿;③金红石浮选精矿采用高梯度强磁选—焙烧—酸浸工艺提纯,高梯度强磁选背景磁感应强度为 1. 2 T,焙烧温度为900...
Series No. 475 ꢀ Januaryꢀ 2016 金ꢀ ꢀ 属ꢀ ꢀ 矿ꢀ ꢀ 山ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 总第 475期 METAL MINE 2016 年第 1 期 ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 基于磁选预富集的湖北枣阳金红石矿石选矿试验 1 2 2 1 孙小俊 ꢀ 曾祥龙 ꢀ 李建华 ꢀ 李全德 ( 1. 大冶有色设计研究院有限公司,湖北 黄石 435000;2. 大冶有色金属集团控股有限公司,湖北 黄石 435000) 摘ꢀ 要ꢀ 为高效率、低成本、小污染、高效益地开发利用湖北枣阳金红石矿石资源,根据主要脉石矿物有弱磁性, 而金红石无磁性的特点,以高梯度中强磁选预富集工艺为基础进行了金红石选矿试验。 结果表明:①在磨矿细度为ꢁ 0. 074 mm 占 88. 60% 的情况下,1 粗 1 扫高梯度中强磁选抛尾产率可达 29. 16% ,中强磁选精矿金红石含量为 3. 07% 、 回收率为 89. 50% ;②高梯度中强磁选精矿经 1 粗 3 精 3 扫闭路浮选,可获得金红石含量 64. 53% 、回收率为 82. 21% 的金红石浮选精矿;③金红石浮选精矿采用高梯度强磁选—焙烧—酸浸工艺提纯,高梯度强磁选背景磁感应强度为 1. 2 T,焙烧温度为 900 ℃ 、时间为 45 min,盐酸浸出的酸浓度为 10% 、液固比为 1 ∶ 5、温度为 80 ℃ 、时间为 30 min,最 终获得金红石含量为 87. 88% 、回收率为 71. 21% 、TiO2 品位为 90. 12% 的金红石精矿。 与传统的重选预富集工艺相 比,采用磁选工艺可减少细粒金红石损失,提高金红石回收率,为国内金红石资源的高效开发利用提供了一种新思 路。 关键词ꢀ 金红石ꢀ 中强磁预先抛尾ꢀ 浮选ꢀ 提纯 + ꢀ 中图分类号ꢀ TD923 . 7,TD924. 1ꢀ ꢀ 文献标志码ꢀ Aꢀ ꢀ 文章编号ꢀ 1001-1250(2016)-01-093-04 ꢀ Rutile Ore Pre-concentration Tests Based on Magnetic Processing in Zaoyang,Hubei 1 2 2 1 Sun Xiaojun ꢀ Zeng Xianglong ꢀ Li Jianhua ꢀ Li Quande ( 1. Daye Nonferrous Metals Design and Research Institute,Huangshi 435000,China; . Daye Nonferrous Metals Group Holding Company Ltd,Huangshi 435000,China) 2 Abstractꢀ In order to exploit and utilize rutile ore resources in Zaoyang Hubei in an efficient,low cost,little contamination and more economical way,rutile beneficiation experiment was conducted by high gradient medium-high intensity magnetic pro- cessing based on low intension magnetism in main gangues,while rutile has no magnetism. The results showed that:①tailings dis- carding yield rate can reach 29. 16% using the process of one roughing,one scavenging high gradient medium-high intensity mag- netic separation at grinding fineness of 88. 60% passing 0. 074 mm,medium-high intensity magnetic concentrate with rutile con- tent of 3. 07% and recovery of 89. 50% was obtained. ②after medium-high intensity magnetic concentrate was treated by the closed circuit flotation of one roughing three cleaning three scavenging,rutile flotation concentrate was obtained with rutile content of 64. 53% and recovery of 82. 21% . ③treating the rutile flotation concentrate via high gradient high intensity magnetic separa- tion-roasting-hydrochloric acid leaching process to refine flotation concentrates,final rutile concentrates contained 87. 88% rutile with rutile recovery of 71. 21% ,and the grade of TiO2 90. 12% was obtained at the conditions of background field intensity for high gradient high intensity magnetic separation of 1. 2 T,roasting temperature 900 ℃ for 45 min,and then hydrochloric acid was chosen to leach,the solids of acid was 10% ,ratio between liquid and solids was 1 to 5,leaching time was 30 min with temperature at 80 ℃. Compared with traditional gravity concentration as pre-concentration processing,magnetic processing to pre-concentrate rutile can reduce fine rutile particles loss,improve its recovery,which provides a new idea of processing rutile resource effectively at domestic. Keywordsꢀ Rutile,Pre-discarding with medium-high intensity magnetic separation,Flotation,Purified ꢀ ꢀ 金红石的主要化学成分为 TiO2 , 含量一般为 3. 5% ~ 98. 5% ,主要用于生产钛白粉和海绵钛。 目 个、中型矿床 11 个、小型矿床 35 个,探明总储量 1 亿 [2] 9 t 以上。 郭秉文 研究认为,我国大型金红石矿床具 [ 1] 前我国共发现金红石矿床 59 处 ,其中大型矿床 13 有以下共同特点:①原矿品位较低( 一般含金红石 收稿日期ꢀ 2015-11-09 作者简介ꢀ 孙小俊(1984—),女,工程师,硕士。 · 93· 总第 475 期ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 金ꢀ ꢀ 属ꢀ ꢀ 矿ꢀ ꢀ 山ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2016 年第 1 期 2 % ~ 4% );②矿物成分复杂,常伴生有钛铁矿、钛赤 表 3ꢀ 矿石主要矿物含量 Table 3ꢀ Main mineral content of runꢁofꢁmine oreꢀ ꢀ % 铁矿、赤铁矿、磁铁矿等磁性矿物;③金红石一般粒度 较细,且与其他矿物的嵌布关系复杂;④矿石中常含 有的影响金红石精矿质量的硫(主要为黄铁矿)、磷 矿ꢀ 物 金红石 角闪石 钙铁榴石 钠云母 绿帘石 长ꢀ 石 含ꢀ 量 矿ꢀ 物 绿泥石 含ꢀ 量 1. 55 矿ꢀ 物 白云母 含ꢀ 量 0. 21 2. 43 67. 33 黏ꢀ 土 1. 25 11. 76 7. 74 3. 10 2. 29 石ꢀ 英 钛铁矿 褐铁矿 磷灰石 ( 磷灰石)等矿物选矿较难排除。 0. 89 黑云母 0. 05 0. 63 榍石 0. 04 0. 31 黄铁矿 0. 01 0. 23 其他 0. 13 天然金红石矿是由多种矿物组成的复杂矿石,其 赤铁矿 0. 05 精矿品位要求 TiO2 含量超过 90% ,且 P 含量不大于 . 04% ,S 含量不大于 0. 05% 。 因此,金红石矿的选 0 主要为角闪石,其次是钙铁榴石、钠云母、绿帘石、长 石、绿泥石、黏土、石英等;钛以外的其他金属氧化物 含量很低,仅有少量褐铁矿、微量赤铁矿;含硫、磷矿 物黄铁矿、磷灰石微量。 矿工艺一般必须采用由多种选矿方法如重选、磁选、 浮选及电选、酸洗等组成的联合选矿工艺,才能获得 [ 3] 。 高质量的金红石精矿产品 枣阳金红石矿是我国目前已开发利用的特大型 2 ꢀ 试验结果与讨论 金红石原生矿床,多年来很多研究单位对其进行过多 2. 1ꢀ 磁选预先抛尾试验 [ 4-7] 方案选矿试验 ,工艺流程大致可分为以重选为主 磁选预先抛尾试验采用 SLonꢁ100 型立环脉动 的流程和以浮选为主的流程。 相对而言,浮选流程的 指标较好。 高梯度磁选机进行 1 次高梯度中强磁选,高梯度中强 磁选机的冲程为 30 mm,磁介质为细聚网介质,脉动 频率为 350 次/ min。 然而,目前浮选金红石的有效捕收剂苄基胂酸、 苯乙烯膦酸和羟肟酸等存在药剂用量大、成本高及污 染环境等问题。 为改善矿山的经济效益和环境效益, 通过预先抛尾来减少进入浮选的矿石量,降低药剂消 耗很有必要。 前人多采用重选法进行预先抛尾,但重 选法不能回收细粒金红石,影响最终金红石回收率。 由于矿石中的主要脉石矿物石榴子石、角闪石、绿泥 石有弱磁性,而金红石无磁性,因此,本研究采用磁选 法对金红石进行预富集。 2. 1. 1ꢀ 磨矿细度试验 磨矿细度试验高梯度磁选机背景磁感应强度为 0. 65 T,试验结果见表 4。 表 4ꢀ 磨矿细度试验非磁性产品指标 Table 4ꢀ Index of nonꢁmagnetic products at different grinding fineness % 磨矿细度(ꢁ0. 074 mm) 金红石含量 金红石回收率 59. 4 3. 42 3. 34 3. 31 3. 25 55. 94 59. 30 67. 84 66. 54 7 8 9 7. 1 8. 6 4. 9 1 ꢀ 矿石性质 矿石主要化学成分分析结果见表 1,钛物相分析 结果见表 2,主要矿物含量见表 3。 表 1ꢀ 矿石主要化学成分分析结果 Table 1ꢀ Main chemical composition analysis results of runꢁofꢁmine ore ꢀ ꢀ 从表 4 可见:提高磨矿细度,非磁性产品金红石 含量下降、回收率先上升后小幅下降。 综合考虑,确 定磨矿细度为ꢁ0. 074 mm 占 88. 6% 。 % 2 . 1. 2ꢀ 背景磁感应强度试验 成ꢀ 分 含ꢀ 量 成ꢀ 分 含ꢀ 量 TiO 2 S P Fe 12. 50 SiO 34. 25 3. 17 CaO 0. 12 MgO 5. 34 0. 01 背景磁感应强度试验的磨矿细度为ꢁ0. 074 mm Al O 2 3 2 占 88. 6% ,试验结果见表 5。 7. 44 16. 24 表 5ꢀ 背景磁感应强度试验非磁性产品指标 Table 5ꢀ Index of nonꢁmagnetic products on different background magnetic field intensity 表 2ꢀ 矿石钛物相分析结果 Table 2ꢀ Titanium phase analysis results of runꢁofꢁmine ore % % 背景磁感应强度/ T 产ꢀ 率 金红石含量 金红石回收率 钛相态 TiO 2 含量 TiO 分布率 2 0. 20 0. 35 0. 50 0. 65 81. 99 62. 65 52. 28 49. 80 2. 75 3. 10 3. 24 3. 31 92. 79 79. 92 69. 70 67. 84 金红石中钛 钛铁矿中钛 榍石中钛 2. 43 0. 47 0. 26 0. 01 3. 17 76. 66 14. 83 8. 20 钛磁铁矿中钛 总ꢀ 钛 0. 31 100. 00 ꢀ ꢀ 从表 5 可见:提高中强磁选背景磁感应强度,非 ꢀ ꢀ 从 表 1、 表 2、 表 3 可 见: 矿 石 TiO2 含 量 为 . 17% , 以 金 红 石 形 式 存 在 的 TiO2 占 全 钛 的 6. 66% ,其他含钛矿物为钛铁矿和榍石等;脉石矿物 磁性产品产率大幅度下降,金红石含量呈先快后慢的 上升趋势,金红石回收率呈先快后慢的下降趋势。 综 合考虑, 确定高梯度中强磁选背景磁感应强度为 3 7 · 94· ꢀ ꢀ ꢀ 孙小俊等:基于磁选预富集的湖北枣阳金红石矿石选矿试验ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2016 年第 1 期 0 6 7 2 2 . 35 T,对应的中强磁选精矿(非磁性产品) 产率为 2. 65% 、 金 红 石 含 量 和 回 收 率 分 别 为 3. 10% 和 9. 92% 。 ꢀ ꢀ 从表 8 可见,各因素对金红石回收率的影响强弱 # 次序是硝酸铅用量、2 油用量、水玻璃用量、氟硅酸钠 用量和苄基胂酸用量,最优用量组合为 A3 B1 C3 D4 E4 。 进一步的验证试验表明,该组合所获金红石回收率指 标优于表 7 中第 9 组的试验指标。 . 2ꢀ 浮选试验 . 2. 1ꢀ 浮选条件试验 浮选条件试验的给矿为中强磁选 1 粗 1 扫精矿, 2. 2. 2ꢀ 浮选闭路试验 产率为 70. 84% 、金红石含量 3. 07% 、金红石回收率 为 89. 50% ,采用 1 次粗选流程,以硝酸铅为萤石活 化剂,氟硅酸钠和水玻璃为脉石矿物抑制剂,苄基胂 在条件试验和开路试验基础上对高梯度中强磁 选精矿进行了浮选闭路试验,试验流程见图 1,试验 结果见表 9。 # 酸为捕收剂,2 油为起泡剂,定义上述各药剂的用量 依次为因素 A、B、C、D、E,进行 5 因素 4 水平析因试 5 验,采用 L16(4 )简易正交表安排试验,各因素水平及 取值见表 6,以金红石回收率为考核指标的试验结果 见表 7,极差分析结果见表 8。 表 6ꢀ 各因素水平及取值 Table 6ꢀ The level and values of multiple factors 各因素 各因素取值/ (g/ t) 水ꢀ 平 A B C D 250 E 1 2 3 4 100 300 500 700 750 0 55 60 65 70 1 000 1 250 1 500 100 250 400 500 750 1 000 表 7ꢀ 正交试验结果 Table 7ꢀ Results of orthogonal test 图 1ꢀ 浮选闭路试验流程 Fig. 1ꢀ Flow chart of closed circuit flotation test 表 9ꢀ 浮选闭路试验结果 各因素的水平 回收率 / % 编ꢀ 号 A 1 1 1 1 2 2 2 2 3 3 3 3 4 4 4 4 B 1 2 3 4 1 2 3 4 1 2 3 4 1 2 3 4 C 1 2 3 4 2 1 4 3 3 4 1 2 4 3 2 1 D 1 2 3 4 3 4 1 2 4 3 2 1 2 1 4 3 E 1 2 3 4 4 3 2 1 2 1 4 3 3 4 1 2 1 2 3 4 5 6 7 8 9 17. 08 22. 26 29. 68 31. 91 53. 18 64. 86 13. 45 41. 09 65. 29 33. 04 64. 66 59. 31 50. 75 61. 40 25. 38 27. 90 Table 9ꢀ Results of closed circuit flotation test % 产ꢀ 率 金红石 金红石回收率 产ꢀ 品 作ꢀ 业 4. 37 对原矿 含ꢀ 量 作ꢀ 业 对原矿 82. 21 7. 29 金红石浮选精矿 浮选尾矿 3. 10 67. 74 70. 84 64. 53 0. 26 3. 07 91. 86 8. 14 95. 63 100. 00 磁选精矿 100. 00 89. 50 ꢀ ꢀ 从表 9 可见:采用图 1 所示的闭路浮选试验流程 10 11 12 13 14 15 16 处 理 中 强 磁 选 精 矿, 最 终 获 得 金 红 石 含 量 为 6 4. 53% 、回收率为 82. 21% 的金红石浮选精矿。 由于影响浮选精矿质量的杂质角闪石、绿帘石、 钛铁矿等少量以单体形式存在,主要以金红石富连生 体的形式存在,浮选脱除效率较低。 因此,要获得合 格的金红石精矿,必须对浮选精矿进行进一步提纯。 表 8ꢀ 极差分析结果 Table 8ꢀ Results of range analysis % 2 . 3ꢀ 金红石浮选精矿提纯试验 各水平下回收率平均值 因ꢀ 素 极ꢀ 差 较优水平 探索试验确定的提纯工艺为高梯度强磁选—焙 1 2 3 4 烧—酸浸工艺。 高梯度强磁选采用 SLonꢁ100 型立 环脉动高梯度磁选机 1 次选别(背景磁感应强度为 A B C D E 25. 23 46. 58 43. 63 37. 81 29. 15 43. 15 45. 39 40. 03 44. 69 32. 23 55. 58 33. 29 49. 37 35. 95 51. 15 41. 36 40. 05 32. 29 46. 86 52. 79 30. 35 13. 29 17. 08 10. 91 23. 64 3 1 3 4 4 1 . 2 T);焙烧采用 L13 / 16 型箱式马弗炉,焙烧温度为 00 ℃、时间为 45 min;焙烧产物采用盐酸酸浸,盐酸 9 溶液的浓度为 10% 、液固比为 1 ∶ 5、时间为 30 min, · 95· 总第 475 期ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 金ꢀ ꢀ 属ꢀ ꢀ 矿ꢀ ꢀ 山ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2016 年第 1 期 浸出温度 80 ℃,过滤、烘干即得最终精矿。 最终金红 参ꢀ 考ꢀ 文ꢀ 献 石精矿产率为 1. 99% ,金红石含量为 87. 88% 、回收 [ 1]ꢀ 赵军伟,王ꢀ 虎,岳铁兵. 原生金红石矿选矿研究现状[J]. 矿产 保护与利用,2007(1):44-48. 率为 71. 21% 、TiO2 品位为 90. 12% 。 3 ꢀ 结ꢀ 论 Zhao Junwei,Wang Hu,Yue Tiebing. Present situation of mineral processing research for rutile ore[J]. Conservatton and Utiliaztion of Mineral Resources,2007(1):44-48. ( 1) 湖北枣阳金红石矿石 TiO2 含量为 3. 17% , 以金红石形式存在的 TiO2 含量为 2. 43% ,占全钛的 6. 66% ,其他含钛矿物为钛铁矿和榍石等;脉石矿物 7 [2]ꢀ 郭秉文. 我国原生金红石矿选矿进展[ J]. 矿产综合利用,1992 6):26-30. ( 主要为角闪石,其次是钙铁榴石、钠云母、绿帘石、长 石、绿泥石、黏土、石英等,钛以外的其他金属氧化物 含量很低,仅有少量褐铁矿、微量赤铁矿;含硫、磷矿 物黄铁矿、磷灰石微量。 Guo Bingwen. Advances in mineral processing research for rutile ore in China [ J]. Multipurpose Utilization of Mineral Resurces,1992 ( 6):26-30. [ 3]ꢀ 宋翔宇,赵ꢀ 伟,徐ꢀ 靖. 金红石选矿与深加工[M]. 长沙:中南 大学出版社,2010. ( 2)由于矿石中的主要脉石矿物石榴子石、角闪 Song Xiangyu,Zhao Wei,Xu Jing. Mineral Processing and Further Processing for Rutile Ore[ M]. Changsha:Central South University Press,2010. 石、绿泥石,以及少量至微量的褐铁矿、赤铁矿、黄铁 矿有弱磁性,而金红石无磁性,因此,磁选工艺比传统 的重选预抛尾工艺更高效。 在磨矿细度为 ꢁ0. 074 mm 占 88. 60% 的情况下,1 粗 1 扫高梯度中强磁选 抛尾产率可达 29. 16% ,精矿金红石含量为 3. 07% 、 回收率为 89. 50% 。 [ [ 4]ꢀ 刘长生. 某金红石矿浮选试验研究[ J]. 矿产综合利用,1992 ( 5):1-5. Liu Changsheng. An experimental research on rutile ore flotation J]. Multipurpose Utilization of Mineral Resurces,1992(5):1-5. [ 5]ꢀ 王产令. 用苄基胂酸和油酸混合捕收金红石[ J]. 矿产综合利 用,1991(3):51-52. ( 3)高梯度中强磁选精矿经 1 粗 3 精 3 扫闭路浮 选流程处理,可获得金红石含量 64. 53% 、回收率为 2. 21% 的金红石浮选精矿。 4) 金红石浮选精矿采用高梯度强磁选—焙 Wang Chanling. An experimental research on rutile ore flotation with benzyl arsonic acid and oleic acid[ J]. Multipurpose Utilization of Mineral Resurces,1991(3):51-52. 8 ( 烧—酸浸工艺提纯,在高梯度强磁选背景磁感应强度 为 1. 2 T,焙烧温度为 900 ℃、时间为 45 min,盐酸浸 出的酸浓度为 10% 、液固比为 1 ∶ 5、温度为 80 ℃、时 间为 30 min 条 件 下, 最 终 获 得 金 红 石 含 量 为 [6]ꢀ 李ꢀ 晔,许ꢀ 时. 提高胂酸对金红石浮选性能的研究[J]. 中国 矿业,1997(2):58-61. Li Ye,Xu Shi. A study on promoting the collection performance of arsenic acid in rutile flotation [ J]. China Mining Magazine,1997 ( 2):58-61. 8 7. 88% 、回收率为 71. 21% 、TiO2 品位为 90. 12% 的 [7]ꢀ 朱建光,周ꢀ 菁. 钛铁矿、金红石和稀土选矿技术[M]. 长沙:中 南大学出版社,2009. 金红石精矿。 Zhu Jianguang,Zhou Jing. Mineral Processing Technology on Ilmen- ite,Rutile and Rare Earth[M]. Changsha:Central South University Press,2009. ( 5)根据矿石性质的特点,采用磁选工艺对金红 石进行预富集,与传统的重选预富集工艺相比,可减 少细粒金红石损失,提高金红石回收率,为国内金红 石资源的高效开发利用提供了一种新工艺。 ( 责任编辑ꢀ 罗主平) · 96·
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