攀星铁矿石选矿报告.doc

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1、龙陵攀星高硫铁矿石选矿试验研究研究报告昆明理工大学二零一零年六月项目名称：龙陵攀星高硫铁矿石选矿试验研究完成单位： 昆明理工大学法人代表： 周 荣项目负责人： 项目参加人： 报告 编写： 分析 化验：昆明国土资源学院昆明冶金研究院分析测试中心昆明理工大学二零一零年六月目 录前 言 41 矿样的采取及制备 42 原矿性质考察 61.1 原矿化学分析 61.2 原矿物理性质测定 81.3 可磨性测定 93 选矿工艺流程试验 93.1 流程确定 93.2 单一磁选磨矿细度实验 103.3 磁感应强度试验 113.4 精、扫选试验 123.5 铁精矿浮选脱硫试验133.6 磁浮联合流程闭路试验 154

2、浮磁联合流程 165磁重浮流程试验 186 结论 197 生产成本概算 20龙陵攀星高硫铁矿石选矿试验研究研究报告前 言 受云南攀星矿产资源有限公司的委托，昆明理工大学承担了云南省龙陵县攀星高硫铁矿石选矿试验研究工作，其目的是确定该矿石的可选性和降低最终铁精矿中硫含量的可能性，确定适宜的选矿工艺流程，为开发利用该铁矿石提供技术支持。龙陵铁矿石是一种含硫和铁均较高的高品位铁矿石，铁主要以磁铁矿石为主，部分以赤铁矿、褐铁矿、硅酸铁、黄铁矿和菱铁矿存在。脉石矿物主要是石英，其次是方解石、绿泥石和白云母等。矿石磁性强，性质相对单一，但是含硫相对较高。是一种相对来说比较容易处理的铁矿石，开发前景十分光明

3、。经选矿试验研究表明，采用单一的弱磁选流程、磁浮联合流程及磁重浮流程，可得表1的选矿指标。（注：要求不进行强磁选试验研究）。1、矿样的采取及制备试验所用矿样由委托方采取，估计重约30公斤，原矿最大块度200毫米左右。送至昆明理工大学选矿实验室后，按图1-1的流程制备成试验用料。 表1 选矿试验结果流程类型产物名称产率（%）品位（%）回收率（%）备注FeSFeS单一弱磁选流程铁精矿40.966.470.7876.8827.27图32尾矿59.113.831.4423.1272.74合计10035.361.17100100浮选磁选流程 铁精矿37.2366.750.8170.2825.77图41硫

4、精矿11.128.226.338.8660.05尾 矿51.6714.270.3220.8614.18合 计10035.361.17100100磁选粗精矿浮选流程铁精矿42.3166.380.3979.4314.10图34硫精矿1.0136.1130.771.0326.56尾 矿56.6812.191.1619.5459.34合 计10035.361.17100 100 磁选重选浮选流程铁精矿39.8566.470.7874.9126.43图51硫精矿1.4533.5825.81.3831.97铁精矿9.318.320.824.826.52尾矿49.413.520.8318.8935.08合计

5、10035.361.17100100颚式破碎机对辊机颚式破碎机筛 分-2mm+2mm混匀缩 分存 样堆锥混匀缩分、方格取样选矿样矿物性质测定样粒度筛分分析样X-射线分析样物相分析样备样磨细-200目图11 试样加工制备过程2、原矿性质考察2.1 原矿化学分析根据甲方要求，因该矿样已经多家研究单位进行了选矿试验研究，本次试验将不再进行工艺矿物学研究。我们对矿物鉴定进行了原矿X-射线衍射分析、多元素分析及部分金属的物相分析。其分析结果分别见图2-1，和表2-1、表2-2。表2-1 X-射线衍射分析表2-1 原矿多元素分析结果（质谱仪）元 素Fe2O3Al2O3SiO2MnOMgOCaOSO3K2O

6、含量（%）41.491.7142.941.212.877.782.230.47元 素P2O5CuOCLZnOTiO2Cr2O3SrO含量（%）0.070.060.060.030.060.020.01表2-2 铁物相分析结果矿物名称赤褐铁矿铁磁铁矿铁碳酸盐铁硅酸盐铁硫化铁铁Tfe含量（%）2.5828.070.672.971.0735.36分布率（%）7.3179.361.898.413.03100由此可见，该矿石中的主要金属矿物是磁铁矿，褐铁矿、黄铁矿（磁黄铁矿）和针铁矿。主要的非金属矿物是石英、云母和方解石。原矿含铁35.36%，其中强磁性铁占79.36%，弱磁性铁和非磁性铁仅占20%左右。

7、因此，该矿石属相对易磁选的铁矿石。原矿石中有害元素磷的含量很低，满足冶炼需求。其它伴生元素含量很低，无回收利用价值。但是硫的含量偏高，为1.17%。选矿工艺要注意尽量降低铁精矿中硫的含量。可回收利用的铁矿物主要是磁铁矿，而不可回收利用的碳酸盐铁和硅酸盐铁占总铁的10%左右。含量相对较少。2.2、原矿物理性质测定矿石物理性质测定如下：、比重：4.57 、堆积角：对于粒度为200mm时，堆积角为32。 、摩擦角：当粒度为450mm时 对木板：31 对铁板：28 对水泥板：30 2.3、可磨性测定可磨性是为了确定矿石的可破碎、可磨矿的特性，他是矿石硬度、机械力学特性在选矿工艺中的具体体现，对于碎矿与

8、磨矿设备的选择非常重要。为了测定该矿石的可磨性，我们选择了昆钢大红山铁矿石（中硬矿石）为比较标准，在一切磨矿条件完全相同的情况下，进行测定，其测定结果见图22。经过计算，当磨矿细度在-200目为60%时，可磨性系数为0.87；表明该矿石为中偏硬矿石，可磨性能一般。并且，在试验中还发现，矿石中铁的品位越高，矿石的硬度越小。3、选矿工艺流程试验3.1、流程确定 根据矿石性质和小型选矿厂的具体特点，该矿石为高硫易选铁矿石，同时，小型选矿厂的建设也要求投资少，工艺流程简单，生产成本低等特点。因此，在本次试验研究中，我们主要针对强磁性矿物进行选别回收，并在弱磁选过程中尽可能脱硫。为降低最终铁精矿中的硫含

9、量，我们也进行了浮选脱硫的探索性试验；为了回收部分弱磁性矿物，在甲方要求不进行强磁选研究时，我们进行了适合小型选矿厂生产的螺旋溜槽试验，希望回收更多的铁精矿。3.2 单一磁选磨矿细度实验 单一磁选试验流程见图31，磁选采用弱磁滚筒永磁磁选机。弱磁选机电流为2.5A，即磁场强度为1500奥斯特，改变磨矿细度，其试验结果见表3-1。表3-1 磨矿细度试验结果磨矿细度（-200目%）产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）FeSFeS69.8精矿39.462.632.1669.7972.74尾矿60.617.630.5330.2127.26合计10035.361.1710010083.2精矿40.5

10、65.131.2474.5942.92尾矿59.515.11.1225.4157.08合计10035.361.1710010090.1精矿39.766.511.1374.6638.34尾矿60.314.851.2025.3461.66合计10035.361.1710010096.4精矿4066.991.0675.7836.24尾矿6014.271.2424.2263.76合计10035.361.17100100由表3-1可以看出，在初始条件不变的情况下，改变磨矿细度，随着磨矿细度的增加，铁的回收率有所增加，但是增加幅度不是很大。而其中精矿中的硫品位明显降低，并且硫在铁精矿中的回收率也大大降低。

11、因此，确定的磨矿细度为96.4%-200目。 原矿 磨矿弱磁选 精矿 尾矿 图3-1 一段弱磁流程值得注意的是，即使在磨矿细度高达90%以上时，在所获得的铁精矿中，含硫还在1%左右，说明硫和铁是致密共生，很难单体解离。因此，我们认为，在小型选矿厂中，不应该过多追求铁精矿中的低含硫，否则，将造成生产成本的较大增加。3.3、磁感应强度试验 在磨矿细度为96.4%-200目的情况下，其他条件不变，仅通过改变磁选机的电流来改变磁场强度，其试验结果见表3-2。 表3-2 磁感应强度试验结果磁选机电流（Oe）产物名称产率（%）品位（%）回收率（%）FeSFeS800精 矿2.267.591.134.2 2

12、.12尾 矿97.834.641.1795.8 97.80 合 计10035.361.17100 100 1000精 矿26.467.240.7850.2 17.60 尾 矿73.623.931.3149.882.41 合 计10035.361.17100 100 1200精 矿37.566.660.9870.68 31.41 尾 矿62.516.591.2829.32 68.38 合 计10035.361.17100 100 2000精 矿40.966.470.7876.88 27.27 尾 矿59.113.831.4423.1272.74 合 计10035.361.17100 100 从表

13、中32可以看出，随着磁选机电流的增加，也就是随着磁场强度增高，精矿中铁的回收率有很大的增加，铁的品位变化不是很大，通过对比，发现在磁选机磁感应强度在2000时，精矿中硫的品位相对较低，铁的回收率和品位都相对较高，此时，铁精矿品位高达66%以上，铁的回收率为76.88%，相对应于强磁性铁的回收率已经高达96.875%。说明铁的回收效果非常好。同时，铁精矿中硫的含量为0.78%，相对较低。结合在磨矿细度试验中的试验结果。我们认为，粗选的磁选机磁感应强度在15002000奥斯特是较好的。 同时我们还注意到，即使在磁场强度为800奥斯特时，铁精矿中的硫还是最高的，说明该矿石中的硫不能通过降低磁场强度的

14、方法来脱去。3.4、精、扫选试验作为单一磁选试验，经一次粗选后，铁精矿的品位已经大于66%，因此可以不再进行磁精选了。对于扫选作业，在实验室试验时也无必要，因粗选的回收率已经很高了。但我们采用了一次扫选，磁场强度定为2000奥斯特，其主要目的是保证生产的稳定性。建议在生产中采用。推荐单一磁选流程见图32。 原矿 磨矿（-200目96.4%） 磁 选（1500Oe2000Oe） 磁 选（2000Oe） 铁精矿 尾矿 图32 推荐单一磁选流程图3.5 铁精矿浮选脱硫试验经磁选选出的铁精矿，虽然铁品位较高，但含硫仍高达0.78%，其主要含硫矿物是磁黄铁矿和黄铁矿，估计和铁的共生关系极其复杂，难于解离

15、。为此，我们进行了浮选脱硫试验。试验流程和药剂制度见图33。试验中，药剂条件试验相对是比较多的，我们分别进行了pH条件试验（包括石灰用量、碳酸钠和硫酸的用量），活化剂硫酸铜的用量试验、捕收剂种类及用量试验和其它浮选参数如浓度、时间等条件试验，但主要考虑到脱硫的效果和小型选矿厂的具体情况。最终确定采用图32的选别流程和药剂制度。其试验结果见表33。 原矿 磨矿（-200目92.3%） 磁 选（1500Oe） 磨矿（可变）尾矿Na2CO3 500g/t 丁黄 50g/t 2#油 10g/t 浮 选 硫精矿 铁精矿 图33 磁浮流程 表33 磁浮流程试验结果细度产物名称产率（%）品位（%）回收率（%

16、）FeSFeS不磨精 矿1.3633.5828.800.6950.22尾 矿98.6466.970.3999.3149.78合 计10066.520.78100 100 -325目73%精 矿2.0133.4925.651.0166.10尾 矿97.9967.200.2398.9933.90合 计10066.520.78100 100 表33表明的磁选粗精矿经加药浮选后，无论是再磨矿后浮选或是直接浮选，其脱硫效果都比较明显，在粗精矿不再磨得情况下，浮选可脱除硫50%，使铁精矿的含硫下降到0.39%；如果将铁粗精矿再磨细至-325目占73%时，通过简单浮选可以使铁精矿中的硫含量下降到0.23%。

17、但是，由于增加了一次磨矿作业，将使投资、生产成本和操作变得更加复杂，所以，针对小型选矿厂的特点，我们建议不增加粗精矿再磨工艺。3.6 磁浮联合流程闭路试验在各种条件试验的基础上，我们采用图34的流程进行闭路流程试验。试验结果见表34。 表34 磁浮联合流程闭路试验结果产物名称产率（%）品位（%）回收率（%）FeSFeS铁精矿42.3166.380.3979.4314.10硫精矿1.0136.1130.771.0326.56尾 矿56.6812.191.1619.5459.34合 计10035.361.17100 100 原矿 磨矿（-200目96.4%） 磁 选（1500Oe2000Oe） 磁

18、 选（2000Oe） Na2CO3 500g/t 丁黄 50g/t 2#油 10g/t 浮 选丁黄20g/t 2#油 5g/t精 选 扫 选硫精矿 铁精矿 尾矿 图34 磁浮联合流程4、浮磁联合流程由于原矿含有一定的磁黄铁矿和黄铁矿，因此，在选别该矿石时，也可以先进行浮选脱硫，脱硫的尾矿再进行磁选回收铁，即浮磁联合流程，初步探索性试验流程见图41。试验结果见表41。从表41的试验结果可以看到，采用先浮后磁的选矿工艺流程，铁精矿的品位和回收率也能达到要求，其中的含硫也在1%以下，为0.81%。 原矿 磨矿（-200目96.4%）Na2CO3 1000g/t CuSO4 1kg/t丁黄100g/t

19、 2#油 30g/t 浮 选 磁 选（1500Oe2000Oe） 硫精矿 铁精矿 尾矿 图41 浮磁联合流程 表41 浮磁联合流程试验结果磨矿细度（-200目%）产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）FeSFeS69.8铁精矿36.4962.631.2864.6339.92硫精矿15.325.652.8411.1037.14尾 矿48.2117.800.5624.2722.94合 计10035.361.1710010083.2铁精矿37.1765.131.1468.4636.22硫精矿16.327.322.3312.5932.46尾 矿46.5316.920.7918.9531.32合 计1

20、0035.361.1710010090.1铁精矿37.5266.130.9170.1729.18硫精矿14.530.134.2012.3652.05尾 矿47.9812.870.4617.4718.77合 计10035.361.1710010096.4铁精矿37.2366.750.8170.2825.77硫精矿11.128.226.338.8660.05尾 矿51.6714.270.3220.8614.18合 计10035.361.17100100但是，由于采用先浮选的工艺，致使浮选的矿浆量大，浮选机台数增加，投资、药剂消耗和电费都将增加，生产成本增高，而选别指标确变化不大。故而我们认为先浮后

21、磁的工艺流程不可取。5、磁重浮流程试验原矿性质分析可知，该矿石含有部分赤铁矿和褐铁矿，含铁占全铁的7.31%。在通过弱磁选后，能否用简单的重选方法再回收部分弱磁性铁矿物呢，本着这一思路，我们进行了磁重浮联合流程。试验流程见图51。试验结果见表51。 原矿 磨矿 磁 选（磁选电流3A） 重 选（螺旋溜槽） 铁精矿 尾矿 浮 选（条件同前） 硫精矿 铁精矿图5-1 磁重浮试验流程 表51 磁重浮试验流程试验结果产 物 名 称产 率（%） 品 位（%） 回 收 率（%）FeSFeS铁精矿39.8566.470.7874.9126.43硫精矿1.4533.5825.81.3831.97铁精矿9.318

22、.320.824.826.52尾矿49.413.520.8318.8935.08合计10035.361.17100100可以看到，通过简单的螺旋溜槽重选，可以使铁得到部分富集，对于原矿中弱磁性矿物含铁高时，可以采用此方法处理。但对于本次试验所用矿石，由于原矿中弱磁性矿物少，加上强磁性矿物回收很好，使尾矿含铁低，采用螺旋溜槽选矿和浮选脱硫后，所得弱磁性铁精矿品位仅18.32%。故，不推荐采用重选的方法处理该矿石。如今后矿石性质变化，可再考虑该方法。6、结论1、该矿石为含硫较高的铁矿石。矿石中主要金属矿物为磁铁矿，另有少量的赤铁矿、褐铁矿、针铁矿和黄铁矿、磁黄铁。脉石矿物主要是石英、方解石等。2、

23、选矿主要回收的对象是磁铁矿，强磁性铁占全铁的80%左右。硅酸铁和菱铁矿不可回收。可伴生回收硫。3、矿石硬度为中硬。随着原矿中铁品位的增加，矿石硬度随之降低。4、推荐的选矿工艺流程为单一磁选流程（图32）或磁浮联合流程（图34）。单一磁选流程可获得铁精矿品位66%，回收率76.88%，含硫0.78%的选别指标；采用磁浮联合流程，所得铁精矿品位和回收率相近，但可使铁精矿中的硫含量下降到0.39%，并且更能保证生产的稳定性。7、生产成本概算 1）、如按照日处理原矿石200吨计算，则两种方案的生产成本估算见表71。 表71 生产成本估算表项目单一磁选磁浮联合流程处理量（吨/日）200200劳动定员25

24、31辅助材料消耗（元/吨）12.3120.89电费（元/吨）3035水费（元/吨）44工人工资及附加（元/吨）5.125.81管理费（元/吨）1010合计（元/吨）61.4375.7说明： 1）、辅助材料是指润滑油、盘根和筛网、钢球、衬板、药剂等，根据耗量和市场价格。2）、电耗：根据设备总安装功率估算；生产照明用电10KW，每天平均用电10小时；生活用电5KW，平均每天5小时，电费按0.55元/度计算3）、工人工资及附加工资按每人每月1500元计算。4）、固定资产折旧、大修、小修等费用从总效益中支付。税收未计算。5）、计算为初步估算，仅供参考2）、经济效益原矿每吨按50元计算，铁精矿售价按400元和500元计算，硫精矿不考虑。处理一吨原矿可得423.1公斤铁精矿。则可获毛利润：单一磁选流程：40020042.31%200（50+61.43）=11562元/天每年工作330天。则每年的毛利润为：381.546万元。磁浮联合流程：50020042.31%200（50+75.7）=17170元/天每年工作330天。则每年的毛利润为：566.61万元。