海南尾矿选矿工艺试验

1、海南尾矿选矿工艺试验从第三童庶矿兀素分析及工艺矿物学分析可以知逍:海南尾矿为铁矿选矿厂尾矿.主叢脉石矿物也遅石英，其次还含有i定量的靦化矿物，所以本试验对海南尾矿采用先预选脱硫工艺，然后采用反浮选预选脱碓SJ集铁肝物。脱硫条件试验由于原矿中存在仙的黄恢矿、鐵黄饮矿等.这些矿物不可避免的引入大鱼的硫.我们知道，钢挟工业对硫含匾控制及其严格.为了州到高质展的诙将矿.对原矿进荷脱硫试验"由于原矿细茂已经很小，丁艺矿物学分析知道.其中的晞化物在该粒度T，能醐实现充分的解离.所以本实验采用的胜硫工艺制傻为土采用1.5L挂槽褂选机.加入SOOg原矿*以丁黄药作为埔收剂，*油做起泡剂，经过次打选即

2、得泡沫产品（硫帝斯）和梢内产品（娩硫怏特矿）冋.4,2,L1捕收剂丁黄药用量本试验考察丁黄跖用星对脱硫效蹩的勒响，通过周定科用擂为IOg/旅改变丁黄药的用魅，用;御结果见表4"0从表中数据可以看出，随着捕收刑丁黄药用呈的增加.浮岀來的硫梢扩泡沬产品的品位和回收辜一直在上升.但随着捕收剂丁黄药的用虽憎加到400釧，所浮岀束的泡沫产品的产傘上升到2上吆而其中的晞柿矿中硫的品位降低*从而硫的收率卜降。综合考虑脱硫率和回收率.确定丁黄药的用量为2OO-3OOg/t之间最为合适。表470摘收刑丁黃托用量对脱碗丰的妙旳Table4-10Theeffectofcollectorconcentrat

3、iononthesulfurremoval丁黄药用豎妙项目产率/%硫丘位/%S回收率/%1.507.3085310098.501.1991.47给矿100.001.28100.00尾矿2.2920.6636.9320097.710.8363.07给矿100128100.00尾矿2.8420.5037.1930097.160.8162.81给矿100.001.28100.00尾矿2.6912.0025.2240097.310.9874.78给矿100.001.28100.00起泡剂2tt油用址在固定捕收剂用虽300g/l的条件卜，考蔡起泡剂2#油用&对脱硫率的形响.所得结果见4-11：-

4、表卜11起泡刑2#油用董対脱矶車的彭响Table4-llTheeffectoffrotherdosageonsulfurremoval2用動砒项n产率/%航品位/%S冋收半/%尾矿2.9611.8627.445将矿97.040.9672.56给矿100.001.28100002.8414.5032.191097.160.8967.81给矿100.001.28100.003.8418.5533.121596.160.8066.88给矿100.001.28100.00尾矿5.377.0529.5820秸矿94630.9570.42给矿100.001.28100.00表中可以看岀，随着2M油用虽的增

5、加，浮选泡沫产品的产聿在一戌提高，从2.96%提高到5.37%。通过试验可以得到，在固定捕收剂用毘在300g/t,2*油用址在15g/l的条件下，可以得到最大脱硫率的铁精矿.本工艺过程可以实現对原矿33.12%脫硫率。而匸艺旷物学的分析知道，原矿中硫化矿物的硫含量也就在这个水平，所以通过脱硫工艺，可以有效的实现其中的硫化矿物的脱除。预选脱硅富集条件试验图4-3浮送，开路菽/ff图Fig43Opencircuitflowsheetofflotation图4-3浮送，开路菽/ff图Fig43Opencircuitflowsheetofflotation由于原矿中主要豚石矿物为石英.所以本次试验采用

6、淀校做铁矿的抑制剂，十二胺做兴要脉石旷物石英的捕收剂，通过对磨矿粒度、淀粉出址以及十二胺用昼等单因子条件试验的优化，从而为后续还原一磁选减少处理赞所用工艺流程如图43,木次试验均采用一次粗选和一次扫选，所采用药剂制度除f条件试验要考察的因素外，其余均为文献推荐的兹佳用凰便）4.2.2.1磨矿粒度工艺矿物学分析得到.原矿中铁矿物晶粒较为细小，绝大部分在木实验在实验室浮选机中进行，分别取前期试验中准备好的铁矿原样，在F届试验流程图（图4-2）中腭矿试验采用模拟工业闭路试验：即用筛子筛分，筛上返回继续粛矿,筛下即为成品。考察磨矿细度对铁品位和冋收率的影响，其结果见表4-121.4-12泾犷社度对浮选

7、精炉位和回收牟的啓响>able4-12Efleetofgrindingsizeonconcentrategradeandrecovery试验条件项目产峑TFe/%SiOj/%Fe回收率/%SiOj回收率/%尾矿18924.1131.291251.590.074mm中矿17.6328.6017.12162618.46占79.18%79.4831.7932.5681.4979.95给矿100.0031.0131.10100.00100.0013.2122.3138.21152123.28-0.074mm中矿20.7022.812031102120.10占95%以上楷矿66.0934.3332

8、.34745856.62给矿100.0030.4237.75100.00100.00尾矿17920.0154.8411.4726.120.044mm中矿17.8115.8851209.2125.16占95%以上64.6037.6827.85793248.71给矿10030.6936.93100.00100.00尾矿18.7219.0850.5111.7126.530.0385mm中y17.6014.9058.898.5929.08占95%以t63&38.1824.S479704439给矿10030.5135.64100.00100.00尾矿27.5616.7056.7314.8542.

9、960.030mm中矿16.6016.9057.329.0526.15占95%以上蒂矿55.8442.2520.1376.1130.89给矿10031.0036.39100.00100.00农412看出，融着入选矿物粒度的减小，从原矿-2000在80%左右，减小到500目在95%以匕从这个过程看，铁精矿的品位随着磨矿粒度的增加-直在升高，从31.79%提高到42.25%。而粘矿中铁的产率和回收率则一貞在下降从81.49%下降到76.11%.这是由丁浮选过程，随若矿物粒度慢慢变细，浮选药剤的分选性变差，从而把部分狹矿物浮出來。综合考虑品位和回收率，本次试验采用闭路磨矿，聘矿粒度控制在400目占9

10、5%以上。4.2.2.2抑制剂淀粉用量通过麻矿粒度条件试验，进一步应证了氐矿铁矿物粒度微细。综合考虑铁矿品位和回收率，木次试验釆用固定歴犷粒度O0385mm占95%以上，考察抑制剂淀粉用址对精矿Fc品位的彫响，所得试验结果如下表43表4-12可以看岀，随着作为铁矿物抑制剂的淀粉用虽的增加，铁矿物中铁的品位呈现先增大，再减小的的势，而同时回收率也是先减小在增加从中我们综合考虑品位和回收率的关系.淀粉用量应控制在1400-I700g/tZ间作为最佳条件A4-13抑制刑沈粉用量对铁输罗呢位和冋枚聿的形徇Table4-13Effectofdepressautdosageonirongradeandre

11、covery试骏条件项目产率TFe/%SiCV%Fe回收率SiOj回收率尾旷11.9523.5847.18&8614.87谨粉用址中矿12.0619.5257.487.4118291100075.9935.0333.3583.7366.85给矿10000317937911000010000尾矿18.7219.0850.5111.7126.53淀粉用童中矿17.6014.9058.89&5929.081400g/t用矿63.6838.1824.M79.7044.39给犷100.0030.5135.64100.00100.00尾矿12.3918.2557.057.011&6

12、6淀粉用量中矿12.0419.4858.7872718.691700g/t75.5636.6031.4085.7262.64给矿100.0031.2637.88100.00100.00尾矿11.9218.4356.396.8918.32淀粉用$中矿11.3320.7555.227.3817.062000g/t特矿76.7535$930.8985.7364.62给矿100.0031.8636.69100.00100.00捕收剂十二胺用E确定濟矿粒度-0.0385mm占95%以上，抑制剂淀粉用艮控制在1400g/t.考察捕收剂十二胺用试对试验结果的影响。试验流程也足在1.5L浮选槽里，加入500g

13、矿，依次加入pH调整剂，抑制剂淀粉，捕收剂，经过一次粗选，-次打选。粗选所得泡沬产品为尾矿，扫选所得泡沫产品为中矿所得试验结果如下表414从表中可以看出，随着十二胺用母的增加，浮选泡沐产品（即中矿和尾矿）也在递增，槽内产品，即精矿产率减少.表中显示，铁精矿的品位一直在上升.但是处着十二胺用註的加大，使得铁矿的回收率降低很快.为了使得有用矿物得到综合利用，要求饮矿中的铁的品位和回收率都不至于太低，同时，也要体现预选对该低品位铁矿的预选拋尾.综合这几个方面考虑，椎荐工艺中十二胺用嚴控制在2OO-3OOg/t.表414十二廉用量对铁犷品位柜回枚率的形响Table4-I4Effectofcollect

14、ordosageconcentrategradeandrecovery试验条件项目产率必TFc/%Fe回收率乃4尾矿5.4119.803.40十二胺用量100g/t中矿&7218.705.1885.8733.549142给矿100.0031.50100.00尾矿18.7219.0811.71卜二腋用帛200g/【中犷17.6014.908.5963.683«879.70给矿100.0030.51100.00尾矿24.2222.4316.721二胺用世300g/t中矿11.8416.415.9863.9440.8577.29给矿100.0032.48100.00尾矿38.472

15、2.7526.351-胺用壇400劝中矿15.3723.5110.88粘矿46645.1662.77给犷100.003321100.00海南尾矿浮选预选联合流程试验对该矿的研究前期也曾经做了很多探索研究，由于原矿中矿物复杂，嵌布较细的缘故，包括靜选在内的各种单一选矿工艺均有一定的局限性和对应的适直条件，这就决定了流程结构的复朵性.分析认为：采用浮选预选富集工艺，在一定的初步磨矿细度条件下，使得铁矿物和脉石矿物石英在定程度上得到分离，从而铁矿枷也在一定程度上得到富集，从而为减少了后续分选处理工艺脉石处理&，进而提再垠终铁精矿产品的质虽。流程图4-2中标出了各作业的条件试验中选定的最佳试验

16、参数值各种药剂制度以及最佳用址通过前面条件试验，对海南尾矿在原矿脱硫，然后进行浮选脱硅，根据条件试验，预选最佳工艺试制度如下：（1）脱臨工艺：丁黄药3OO0t,2$油150；（2）脱硅富集工艺:卿矿粒度一O.O385mm占95%以上粗选条件为,NaOH200g/l（控制矿浆的pH=10左右），抑制剂淀粉140001,捕收剂十二胺用量300g/t；扫透工艺条件为NaOHlOOg/t,抑制剂淀粉800g4,捕收剂十二胺用誥75助在上述条件下，对海南尾矿浮选狈选除S.脱硅提铁最优工艺全流程试验,所得晴矿产品的指标如表4-15.A4-15海南足才侦逃姑炉#项指标/%Table4-15Theindexo

17、fflotationconcentrationofHainantakings项目FzStSiO：产串铁回收率含星39.960.82522.4561.4874.97上表中列出了各产物的产率、全铁品位和回收率，其品位为实际化学滴定化验品位流程最终所得数抿通过一些测得数据折算.故某些作W的全届量可能不平衡，而存在一定的误笼.4.3本章小结通过对江口铁矿和海南尾矿的工艺探索试验以及浮选预选富集试验研究，可以得到如下结论：（1）江口铁矿，传统的高梯度磁选、磁化培烧一磁选、焙烧矿再此磁选、磁选精矿浮选以及原矿小一浮选等工艺优化试验均不能得到品位大于50%的铁轿矿.磨矿粒度是制约该矿铁品位提奇的关键因素.（2）海南尾矿，通过对原矿浮选工艺参数的优化，考察了脱灰捕收剂丁黄药、足泡剂2#用量对脱硫效果的影响；磨矿粒度、抑制剂淀粉用量以及捕收剂十二胺用凰对预脱硅效果的影响。最佳工艺制度：丁黄药3000（,2#油15前；磨矿粒度-0