鄂西高磷鲕状赤铁矿分选的研究
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摘要
鲕状赤铁矿是我国一种重要的沉积型铁矿床,也是国内亟待开发的国际知名的难选矿石。本文对已有的研究成果进行了分析,包括不同地域的鲕状赤铁矿的不同分选方法,并对不同分选方法的选矿效果进行分析和评述。在对鲕状赤铁矿的工艺矿物学特征研究的基础上,结合矿石的磨矿粒度特性,提出采用阶段磨矿阶段选别是处理该矿的较好方法。并通过对磷灰石和绿泥石的浮选特性的研究,分析了矿浆环境和调整剂在鲕状赤铁矿浮选过程中对磷灰石和绿泥石选别的影响,最后提出了一个完整的处理鲕状赤铁矿选别流程,并针对细粒级选别流程,对浮选柱和浮选机选别指标进行了对比。
利用扫描电镜、XRD衍射和金相显微镜对鲕状赤铁矿进行了工艺矿物学研究,分析了鲕状赤铁矿不同矿物之间的结晶结构、赋存状态、嵌布特征和矿物的连生关系等。研究表明赤铁矿与脉石矿物主要成鲕状构造和浸染状构造及同心环状构造,赤铁矿与鲕绿泥石互层,鲕粒间石英和磷灰石的嵌布粒度较大且含量较多,另有少部分粗粒级的磷灰石和石英赋存于鲕粒内,鲕绿泥石是构成鲕状赤铁矿基质的主要矿物。根据矿物性质和嵌布特征,提出了在粗磨情况下脱除粗粒级的石英和磷灰石,细磨后进一步提铁降硅的选别思路。
鲕状赤铁矿浮选单因素条件实验优化结果为：矿浆浓度20%,NaOH调整溶液的pH值为10,加入硅酸钠20g/t,苛化淀粉10kg/t,调浆2分钟,加入生石灰4kg/t,再调浆2分钟,之后加入捕收剂油酸钠8kg/t和煤油20g/t。
矿浆环境和分散剂对磷灰石和绿泥石浮选的影响试验表明,pH值、硅酸钠用量和油酸钠用量对磷灰石和绿泥石的选别都有很大影响。矿浆环境中的金属离子Ca2+、Mg2+对油酸钠浮选磷灰石和绿泥石普遍具有抑制作用,碱性条件下,提高pH值可以降低Ca2+、Mg2+对磷灰石抑制作用的影响。适量添加硅酸钠可以起到很好的分散效果,有利于阴离子反浮选对脱磷,但对脱硅有一定的抑制作用,调整和优化硅酸钠用量可以实现在鲕状赤铁矿反浮选脱硅的同时脱磷。
不同磨矿细度条件下浮选结果显示,影响选别指标的主要是细粒级产物；分析粗磨浮选尾矿发现,尾矿粗粒级中脉石解离较为充分,细粒级产物铁含量较高,通过筛分脱除粗粒级颗粒后强磁选可提高回收率；对浮选精矿粒度分析发现精矿中-0.080+0.050mm粒级的含铁量较高,应加强对这部分铁精矿的回收,所以初步确定只对浮选精矿中粗粒级部分进行再磨,粗粒级再磨后与细粒级混合再选达到提铁降硅的目的。
对浮选精矿进行了X射线衍射分析和粒度分析,表明影响精矿品位提高的原因在于细粒级铁精矿中存在有难分离的微细粒硅酸盐,导致铁精矿很难有大幅度的提高。
本文使用激光粒度仪测定酸溶解前后矿物的粒度,通过对酸溶解前后粒度累积曲线的计算分析石英的解离,该法测定矿泥中细粒级的石英最小粒度可达1.5μm,脱泥后的铁精矿中石英的最小粒度达3.7μm。铁精矿只有磨矿到-0.028mm,石英才能大部分解离,很难将其浮选完全脱除。
通过实验和综合分析,最终确定了采用阶段磨矿阶段选别的工艺流程,可以获得精矿铁品位为57.52%,铁精矿中磷的含量为0.12%,总回收率为75.19%。该矿物分选流程具有较强的针对性,实现了同时脱硅脱磷的目标。该工艺流程对于处理同类高磷难选鲕状赤铁矿具有借鉴意义。
Oolitic hematite is an important kind of sedimentary iron deposits, which is a complicated and internationally-known refractory iron needs to be developed urgently. This paper comprehensively analyzes and compares the studies already conducted by other researchers, which cover different regions Oolitic hematite with different separation methods, combined with separation conditions and separation principles, analyze and make comments on concrete separation effects. In accordance to the mineralogical characteristics and grinding size characteristic of Oolitic hematite, a flowsheet of stage-grinding and stage-separation is proposed which may deal with this ore successfully. Through studying floatation characteristics of apatite and chlorite, explain the effects of pulp environment and regulators on apatite and chlorite floatation in the real floatation process of Oolitic hematite. Finally a systemic flowsheet is proposed to deal with Oolitic hematite and the effects of flotator and the effects of floatation column in the floatation of fine concentrate are compared.
The mineralogy of Oolitic hematite has been studied systemically by SEM, XRD analysis etc, which reveals the crystalline structure, occurrence state, natural interlocking assemblages of different minerals. The studies show that concentric annular structure is the characteristics of Oolitic hematite ore. The interbed of hematite and chlorite is very intricate. The majority of quartzes and apatites among Oolites have large disseminated grain size, part of quartzes and apatites are large in the Oolites. Therefore a flowsheet of removing large quartz and apatite firstly in raw grinding then desilicating and enriching iron after fine grinding on the base of disseminating characteristics and mineralogical properties.
Reagent condition and dosage are determined by single factor experiments for Oolitic hematite reverse floatation. The results are as follows:pulp density 20%, NaOH adjusting pH to 10, causticized starch dosage 10kg/t, conditioning for 2 minutes, adding lime 4kg/t, and then conditioning for 2 minutes, and collector sodium oleate 8kg/t. In order to disperse the pulp and improve the dephosphorization effects, sodium silicate is added with 20g/t.
Pulp environment and dispersants on apatite and chlorite in the floatation process of Oolitic hematite has been studied. The results show that pH value and the dosage of sodium oleate and sodium silicate have very important effects on the floatability of apatite and chlorite. Ca2+ and Mg2+ have depression effect on the floatation of apatite and chlorite using sodium oleate as collector, but this impact can be reduced to some extent by increasing the pH value and increase the dosage of collector. Sodium silicate can be used as dispersant when dosage is appropriate but abundant sodium silicate can depress the floatation of quartz. Dephosphorization and desilication can be achieved simultaneously when sodium silicate is used appropriately and rationally in the reverse floatation of Oolitic hematite.
The floatation results of run-of-mine in different grinding fineness are studied; separation index is affected primarily by fine fraction ore. Because the dissociation degree of gangue is better in the coarse fraction of floatation tailing, and the hematite content of floatation tailing is very high, Fe recovery can be increased by HIMS (high intensity magnetic separation) after separating the large gangue by screening firstly. Size analysis of concentrate shows that the products of-0.080+0.054mm size fraction have higher iron content; the products of +0.080mm size fraction should be regrinded. Fine fraction and regrinded coarse fraction are reseperated for the purpose of desilication and iron enrichment.
Size analysis and XRD analysis of concentrate show that the key factor affecting the Fe grade of concentrate is that there is a kind of very fine silicate distributed in the concentrate, and this silicate is very difficult to separate from concentrate by conventional separation methods.
In this paper size of the mineral is determined by laser particle analyzer, the liberation degree of quartz is analyzed by computational analysis of sizing curves before and after dissolution by acid, The results show that the minimal granularity of quartz in slime is 1.5 micron, and the minimal granularity of quartz in concentrate deslimed is 3.7 micron. The majority of quartz in fine concentrate may be liberated only when grinding fineness reaches to -0.028mm. It is very difficult to remove these fine quartzes completely.
Based on intensive research, a stage grinding and stage floatation processing flowsheet is proposed finally, the concentrate Fe grade and Fe recovery reach to 57.52% and 77.34% respectively, the P content in concentrate is only 0.12%. This process realizes the aim of dephosphorization and desilication simultaneously and has great pertinency. The optimal separation index is obtained using this processing flowsheet compared with other conventional processing flowsheet. This processing flowsheet has great instructive significance on development of other Oolitic hematite.
利用扫描电镜、XRD衍射和金相显微镜对鲕状赤铁矿进行了工艺矿物学研究,分析了鲕状赤铁矿不同矿物之间的结晶结构、赋存状态、嵌布特征和矿物的连生关系等。研究表明赤铁矿与脉石矿物主要成鲕状构造和浸染状构造及同心环状构造,赤铁矿与鲕绿泥石互层,鲕粒间石英和磷灰石的嵌布粒度较大且含量较多,另有少部分粗粒级的磷灰石和石英赋存于鲕粒内,鲕绿泥石是构成鲕状赤铁矿基质的主要矿物。根据矿物性质和嵌布特征,提出了在粗磨情况下脱除粗粒级的石英和磷灰石,细磨后进一步提铁降硅的选别思路。
鲕状赤铁矿浮选单因素条件实验优化结果为：矿浆浓度20%,NaOH调整溶液的pH值为10,加入硅酸钠20g/t,苛化淀粉10kg/t,调浆2分钟,加入生石灰4kg/t,再调浆2分钟,之后加入捕收剂油酸钠8kg/t和煤油20g/t。
矿浆环境和分散剂对磷灰石和绿泥石浮选的影响试验表明,pH值、硅酸钠用量和油酸钠用量对磷灰石和绿泥石的选别都有很大影响。矿浆环境中的金属离子Ca2+、Mg2+对油酸钠浮选磷灰石和绿泥石普遍具有抑制作用,碱性条件下,提高pH值可以降低Ca2+、Mg2+对磷灰石抑制作用的影响。适量添加硅酸钠可以起到很好的分散效果,有利于阴离子反浮选对脱磷,但对脱硅有一定的抑制作用,调整和优化硅酸钠用量可以实现在鲕状赤铁矿反浮选脱硅的同时脱磷。
不同磨矿细度条件下浮选结果显示,影响选别指标的主要是细粒级产物；分析粗磨浮选尾矿发现,尾矿粗粒级中脉石解离较为充分,细粒级产物铁含量较高,通过筛分脱除粗粒级颗粒后强磁选可提高回收率；对浮选精矿粒度分析发现精矿中-0.080+0.050mm粒级的含铁量较高,应加强对这部分铁精矿的回收,所以初步确定只对浮选精矿中粗粒级部分进行再磨,粗粒级再磨后与细粒级混合再选达到提铁降硅的目的。
对浮选精矿进行了X射线衍射分析和粒度分析,表明影响精矿品位提高的原因在于细粒级铁精矿中存在有难分离的微细粒硅酸盐,导致铁精矿很难有大幅度的提高。
本文使用激光粒度仪测定酸溶解前后矿物的粒度,通过对酸溶解前后粒度累积曲线的计算分析石英的解离,该法测定矿泥中细粒级的石英最小粒度可达1.5μm,脱泥后的铁精矿中石英的最小粒度达3.7μm。铁精矿只有磨矿到-0.028mm,石英才能大部分解离,很难将其浮选完全脱除。
通过实验和综合分析,最终确定了采用阶段磨矿阶段选别的工艺流程,可以获得精矿铁品位为57.52%,铁精矿中磷的含量为0.12%,总回收率为75.19%。该矿物分选流程具有较强的针对性,实现了同时脱硅脱磷的目标。该工艺流程对于处理同类高磷难选鲕状赤铁矿具有借鉴意义。
Oolitic hematite is an important kind of sedimentary iron deposits, which is a complicated and internationally-known refractory iron needs to be developed urgently. This paper comprehensively analyzes and compares the studies already conducted by other researchers, which cover different regions Oolitic hematite with different separation methods, combined with separation conditions and separation principles, analyze and make comments on concrete separation effects. In accordance to the mineralogical characteristics and grinding size characteristic of Oolitic hematite, a flowsheet of stage-grinding and stage-separation is proposed which may deal with this ore successfully. Through studying floatation characteristics of apatite and chlorite, explain the effects of pulp environment and regulators on apatite and chlorite floatation in the real floatation process of Oolitic hematite. Finally a systemic flowsheet is proposed to deal with Oolitic hematite and the effects of flotator and the effects of floatation column in the floatation of fine concentrate are compared.
The mineralogy of Oolitic hematite has been studied systemically by SEM, XRD analysis etc, which reveals the crystalline structure, occurrence state, natural interlocking assemblages of different minerals. The studies show that concentric annular structure is the characteristics of Oolitic hematite ore. The interbed of hematite and chlorite is very intricate. The majority of quartzes and apatites among Oolites have large disseminated grain size, part of quartzes and apatites are large in the Oolites. Therefore a flowsheet of removing large quartz and apatite firstly in raw grinding then desilicating and enriching iron after fine grinding on the base of disseminating characteristics and mineralogical properties.
Reagent condition and dosage are determined by single factor experiments for Oolitic hematite reverse floatation. The results are as follows:pulp density 20%, NaOH adjusting pH to 10, causticized starch dosage 10kg/t, conditioning for 2 minutes, adding lime 4kg/t, and then conditioning for 2 minutes, and collector sodium oleate 8kg/t. In order to disperse the pulp and improve the dephosphorization effects, sodium silicate is added with 20g/t.
Pulp environment and dispersants on apatite and chlorite in the floatation process of Oolitic hematite has been studied. The results show that pH value and the dosage of sodium oleate and sodium silicate have very important effects on the floatability of apatite and chlorite. Ca2+ and Mg2+ have depression effect on the floatation of apatite and chlorite using sodium oleate as collector, but this impact can be reduced to some extent by increasing the pH value and increase the dosage of collector. Sodium silicate can be used as dispersant when dosage is appropriate but abundant sodium silicate can depress the floatation of quartz. Dephosphorization and desilication can be achieved simultaneously when sodium silicate is used appropriately and rationally in the reverse floatation of Oolitic hematite.
The floatation results of run-of-mine in different grinding fineness are studied; separation index is affected primarily by fine fraction ore. Because the dissociation degree of gangue is better in the coarse fraction of floatation tailing, and the hematite content of floatation tailing is very high, Fe recovery can be increased by HIMS (high intensity magnetic separation) after separating the large gangue by screening firstly. Size analysis of concentrate shows that the products of-0.080+0.054mm size fraction have higher iron content; the products of +0.080mm size fraction should be regrinded. Fine fraction and regrinded coarse fraction are reseperated for the purpose of desilication and iron enrichment.
Size analysis and XRD analysis of concentrate show that the key factor affecting the Fe grade of concentrate is that there is a kind of very fine silicate distributed in the concentrate, and this silicate is very difficult to separate from concentrate by conventional separation methods.
In this paper size of the mineral is determined by laser particle analyzer, the liberation degree of quartz is analyzed by computational analysis of sizing curves before and after dissolution by acid, The results show that the minimal granularity of quartz in slime is 1.5 micron, and the minimal granularity of quartz in concentrate deslimed is 3.7 micron. The majority of quartz in fine concentrate may be liberated only when grinding fineness reaches to -0.028mm. It is very difficult to remove these fine quartzes completely.
Based on intensive research, a stage grinding and stage floatation processing flowsheet is proposed finally, the concentrate Fe grade and Fe recovery reach to 57.52% and 77.34% respectively, the P content in concentrate is only 0.12%. This process realizes the aim of dephosphorization and desilication simultaneously and has great pertinency. The optimal separation index is obtained using this processing flowsheet compared with other conventional processing flowsheet. This processing flowsheet has great instructive significance on development of other Oolitic hematite.
引文
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