鄧 杰 熊文良 張新華
(1.中國地質(zhì)科學院礦產(chǎn)綜合利用研究所;2.中國地質(zhì)調(diào)查局金屬礦產(chǎn)資源綜合利用技術(shù)研究中心)
川南某硫鐵礦重選尾礦浮選脫碳浮硫試驗*
鄧 杰1,2熊文良1,2張新華1,2
(1.中國地質(zhì)科學院礦產(chǎn)綜合利用研究所;2.中國地質(zhì)調(diào)查局金屬礦產(chǎn)資源綜合利用技術(shù)研究中心)
為綜合利用川南某煤系硫鐵礦重選尾礦,除去礦石中的碳和硫,對重選尾礦進行了浮選試驗,探索了磨礦細度、起泡劑、捕收劑、礦漿調(diào)整劑、活化劑等條件參數(shù)對脫碳—浮硫浮選效果的影響。試驗結(jié)果表明:通過脫碳—浮硫浮選流程可得到含硫0.82%、含碳1.02%的高嶺石;碳精礦產(chǎn)品中碳含量為54.34%、硫含量高達6.28%,難以作為碳精礦銷售,但可在高嶺石煅燒階段加以利用;硫精礦產(chǎn)品中含硫51.33%、硫回收率為75.34%,且降低了尾礦中的硫鐵礦含量,為減少尾礦中重金屬總量和后續(xù)高嶺石資源綜合利用提供了有利保障。
高嶺石 硫鐵礦 重選尾礦 脫硫 脫碳 浮選
我國硫鐵礦資源豐富,儲量達40億t,但貧礦多、富礦少。目前,只有少量煤系硫鐵礦得到較好的開發(fā)利用。四川省硫鐵礦儲量居全國第一,同時也是全國五大硫鐵礦生產(chǎn)基地之一[1-3]。川南硫鐵礦儲量占全省的97%,儲量大,埋藏淺,易開發(fā)。在開發(fā)和利用硫鐵礦的過程中,排放和堆存了數(shù)億噸尾礦,不僅造成了嚴重的資源浪費,而且對地區(qū)的生態(tài)和環(huán)境造成了嚴重的污染[4-5]。
近年來,硫鐵礦尾礦的綜合利用受到重視,楊強[6]等采用搖床重選獲得了硫品位為46.41%的硫精礦,但硫回收率較低;而以BS為捕收劑、2#油為起泡劑進行浮選,則可獲得硫品位為45.45%,硫回收率達83.17%的硫精礦。徐明[7]等通過全浮選流程選別,獲得了含硫大于49%的高硫精礦。硫精礦沸騰焙燒制酸后,得到含硫小于0.2%、含鐵大于64%的硫酸渣,可以用作煉鐵原料。硫鐵礦重選尾礦以高嶺石為主要礦物,但高嶺石內(nèi)所含有機碳使礦物呈灰色至黑色,這是制約其應(yīng)用的主要因素之一,而硫含量則是另一個制約因素。其中,硫主要以硫鐵礦形式存在,碳主要以碳質(zhì)礦物形式存在。如何脫除尾礦中的碳和硫,成為硫鐵礦尾礦資源綜合利用的關(guān)鍵。因此,對川南某煤系硫鐵礦重選尾礦進行脫碳—浮硫浮選流程試驗,探索磨礦細度、起泡劑、捕收劑、礦漿調(diào)整劑、活化劑等對脫碳—浮硫浮選效果的影響,最終達到了綜合利用硫鐵礦尾礦的目的。
1.1 硫鐵礦重選尾礦性質(zhì)
試驗礦樣為川南某煤系硫鐵礦經(jīng)跳汰重選后的尾礦,自然晾干混勻后進行化學多元素和粒度篩析分析,其結(jié)果見表1、表2,重選尾礦XRD圖譜見圖1。
表1 重選尾礦化學多元素分析結(jié)果 %
元素SiO2Al2O3TFeSTiO2CaO含量31.8527.506.877.843.372.51元素MgOK2OPNa2OV2O5F含量0.140.140.110.120.095<0.05
表2 重選尾礦粒度組成及元素分布
圖1 重選尾礦XRD圖譜
由圖1可見,其主要礦物組成為高嶺石,含少量黃鐵礦、銳鈦礦及方解石。結(jié)合表1可知,該尾礦中高嶺石含量高達75%,黃鐵礦含量為15%左右;其中碳質(zhì)礦物、黃鐵礦、銳鈦礦等脈石礦物的存在,影響其物理性質(zhì)及白度;根據(jù)不同選礦方式和前人研究成果[8-9],試驗采用脫碳—浮硫浮選工藝流程考察硫鐵礦重選尾礦的分選效果。
1.2 試驗藥劑及設(shè)備
試驗藥劑有石灰、水玻璃、煤油、2#油、丁基黃藥,均為工業(yè)級。試驗設(shè)備有XPS-φ250×150對輥破碎機、XMB-φ200×240球磨機、XRF-III浮選機等。
通過原礦性質(zhì)分析,礦石中主要有害元素為碳和硫,主要以碳質(zhì)礦物和黃鐵礦的形式存在于礦物中。試驗以脫碳—浮硫浮選工藝流程為基礎(chǔ),開展浮選條件試驗研究。
2.1 脫碳浮選試驗
查閱相關(guān)資料及前期探索性試驗[10-11],試驗選擇以水玻璃為調(diào)整劑、煤油為捕收劑和2#油為起泡劑,考察不同磨礦細度、水玻璃用量、起泡劑類型、浮選藥劑配比及用量對脫碳浮選效果的影響。試驗流程見圖2,試驗結(jié)果見表3。試驗結(jié)果表明:當磨礦細度為-0.074 mm 82%,水玻璃用量為500 g/t,煤油與2#油混合物為脫碳捕收劑和起泡劑,當煤油與2#油質(zhì)量比為1∶9、用量為220 g/t時浮選脫碳效果最佳。碳精礦1和碳精礦2中碳的回收率合計達79.78%,精選后得到的碳精礦1中硫含量高達6.72%。
圖2 脫碳浮選試驗流程
表3 脫碳浮選試驗結(jié)果 %
2.2 浮硫浮選試驗
2.2.1 捕收劑用量試驗
工業(yè)上常采用乙基黃藥、丁基黃藥、異戊基黃藥等捕收劑浮選硫鐵礦,經(jīng)前期探索性試驗[8,12],選擇乙基黃藥作為浮硫捕收劑,并進行了捕收劑用量試驗。在脫碳浮選階段,水玻璃用量為500 g/t,在浮硫浮選階段暫不添加水玻璃。試驗流程見圖3,試驗結(jié)果見圖4。
由圖4可見,隨捕收劑用量的增加,硫精礦品位降低,回收率增大;當捕收劑用量為300 g/t時,硫精礦中硫回收率無明顯上升,但精礦中硫品位迅速下降;因此,選擇乙基黃藥用量300 g/t為宜。
圖3 浮硫浮選試驗流程
圖4 捕收劑用量試驗結(jié)果
2.2.2 水玻璃用量試驗
水玻璃在試驗中主要起分散礦漿,防止泡沫夾雜的作用。在脫碳—浮硫流程中有2個浮選階段需要添加水玻璃,為確定水玻璃最佳用量,分別考察這2個浮選階段水玻璃的添加量。固定浮硫捕收劑用量為300 g/t,浮選試驗流程見圖3,脫碳浮選水玻璃用量和浮硫浮選水玻璃用量試驗結(jié)果見圖5、圖6。
圖5 脫碳水玻璃用量試驗結(jié)果
由圖5、圖6可見,在脫碳浮選流程中,當水玻璃用量為300 g/t時,碳精礦中硫損失最低,硫精礦中硫回收率最高,因此在脫碳浮選階段,水玻璃用量確定為300 g/t。在浮硫階段若不加水玻璃明顯導致硫精礦中硫回收率降低,加入少量水玻璃后即可達到分散礦漿,提高硫回收率和硫品位的目的,為保證礦石分選效果,浮硫浮選階段水玻璃用量選 300 g/t。
圖6 浮硫水玻璃用量試驗結(jié)果
2.3 脫碳—浮硫開路試驗
經(jīng)浮選條件試驗確定了脫碳—浮硫工藝流程最佳藥劑制度后,進行了開路試驗,試驗流程及藥劑用量見圖7,試驗結(jié)果見表4。
圖7 脫碳—浮硫開路試驗流程
表4 脫碳—浮硫開路試驗結(jié)果 %
由表4可知,經(jīng)3段精選后得到的碳精礦含硫仍高達6.28%,說明其難以作為合格碳精礦銷售,但可在后續(xù)高嶺石煅燒階段加以利用[13];經(jīng)3段精選后,硫精礦中硫品位為49.50%,達到HG/T 2786—1996《硫鐵礦與硫精礦》中規(guī)定的硫精礦優(yōu)等品要求[14]。
2.4 脫碳—浮硫閉路試驗
為驗證浮選流程的可靠性,以開路試驗為基礎(chǔ)進行了閉路試驗。閉路試驗流程見圖8,試驗結(jié)果見表5。閉路試驗發(fā)現(xiàn),隨循環(huán)次數(shù)增加,硫粗選作業(yè)負荷增大,導致脈石礦物進入浮選精礦。通過降低浮選礦漿濃度的方法可有效減輕硫粗選作業(yè)壓力,減少脈石礦物夾雜,進而提高硫精礦中硫的品位。
圖8 脫碳—浮硫閉路試驗流程
表5 脫碳—浮硫閉路試驗結(jié)果 %
由表5可知,閉路試驗可得到含硫51.33%、硫回收率為75.34%的硫精礦,尾礦中硫含量降至0.82%,硫回收率降至7.79%,這說明通過脫碳—浮硫浮選閉路流程可有效回收硫鐵礦,降低尾礦中硫鐵礦含量,為減少尾礦中重金屬總量和后續(xù)高嶺石資源綜合利用提供了有利保障。
(1)川南某硫鐵礦尾礦中主要有用礦物為高嶺石,主要脈石礦物為硫鐵礦、方解石及銳鈦礦,主要有害元素為碳和硫。
(2)通過脫碳—浮硫浮選工藝流程,可有效分離該礦石中的碳質(zhì)礦物和硫鐵礦等脈石礦物。通過3段精選,碳精礦中碳含量高達54.34%,碳精礦和碳中礦中碳的回收率之和達87.10%,有效脫除了高嶺石礦物中的碳質(zhì)礦物。
(3)碳精礦中含硫高達6.28%,難以作為合格碳精礦銷售,但可在后續(xù)高嶺石煅燒階段加以利用。
(4)硫粗精礦經(jīng)3段精選后,閉路試驗得到了含硫51.33%、硫回收率為75.34%的硫精礦,達到了HG/T 2786—1996《硫鐵礦與硫精礦》中規(guī)定的硫精礦優(yōu)等品要求。
(5)尾礦中主要成分為高嶺石,碳和硫含量分別為1.06%、0.82%,為后續(xù)高嶺石資源綜合利用提供了有利保障。
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Basis of Some Pyrite Tailings Heavy Decarburization Float Sulfur Flotation Test
Deng Jie1,2Xiong Wenliang1,2Zhang Xinhua1,2
(1. Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources, Chinese Academy of Geological Sciences; 2. Metallic Mineral Resources Comprehensive Utilization Technology Research Center, Chinese Geological Survey)
To comprehensively utilize a coal system pyrite gravity tailing and remove the ore bearing carbon and sulfur, flotation experiment was conducted on the gravity tailings. Effects of grinding fineness, foaming agent, collector, pulp adjusting agent, activator, etc. condition parameters on decarburization-sulfur floating flotation were explored. Results indicated that: kaolinite concentrate with 0.82% sulfur and 1.02% carbon was obtained by decarburization-sulfur floating flotation process; carbon concentrate with 54.34% carbon cannot be used as sales products for the high content of sulfur(6.28%), while can be used in kaolinite calcination stages; sulfur concentrate with 51.33% sulphur and recovery rate of 75.34% was obtained; pyrite content in tailings was reduced. The experiment results provide favorable guarantee for total heavy metals reduce in tailings and comprehensive utilization of subsequent kaolinite resources.
Kaolinite, Pyrite, Tailings from gravity separation, Desulfurization, Decarbonization, Floatation
*中國地質(zhì)調(diào)查局地質(zhì)調(diào)查工作項目(編號:12120114032101);四川省科技廳應(yīng)用基礎(chǔ)項目(編號:2014JY0124)。
2015-07-17)
鄧 杰(1984—),男,博士,工程師,610041 四川省成都市二環(huán)路南三段5號。