铬铁矿选矿工艺.doc

铬铁矿选矿工艺某铬铁矿选厂目前解决铬品位(Cr2O3) 32%以上的富矿，采用全摇床分级选别工艺，可以得到Cr2O343%以上的铬精矿。随着资源的日益减少，贫矿的回收运用日益重要。该矿附近尚有不同品位(Cr2O3530%)的贫铬铁矿，为了为以后充足运用资源提供依据，我们对该矿贫铬铁矿进行了选矿工艺及设备的选择研究，对铬品位为8%左右的贫铬铁矿进行了四种流程、三种设备的选择。在不同的选矿流程及工艺下均取得了比较抱负的选别指标。其中强磁选抛尾摇床全粒级分选流程指标相对较好，在-200目60%的磨矿粒度下，可得到精矿品位39.98%、产率13.28%、铬回收率64.74%的较好指标，精矿中SiO2含量为4.07%。1原矿多元素化学分析原矿多元素化学分析结果见表1。从上表化学分析结果看，矿石中目的元素铬的含量较低，只有8.19%，属贫铬矿石，需经选矿富集后才干入炉冶炼。其它金属元素Mg含量也相对较高，为36.10%，若成单独矿物存在，应考虑综合回收运用。重要脉石成分为SiO2，含量高达30.55%，其它成分含量均较低，Al2O3含量仅为1.78%，但是假如Al3+与Cr3+呈类质同象存在，则在选矿过程中富集铬的同时,铝也将在铬精矿中得到富集。对本研究来说，目的元素为Cr，而Mg和Si是选矿中需要剔除的重要对象。2矿石可磨性分析以酒钢铁矿作为标准矿样进行可磨性对比。结果表面，贫铬铁矿相对酒钢铁矿难磨，当新生-200目含量达成40%时，其相对可磨度为0.56。3选矿实验根据铬铁矿高比重( 4.34.6)、弱磁性(比磁化系数28610-6C.G.S.M厘米3/克)的性质，拟定采用重选和磁选法进行选矿实验。3.1摇床选矿实验摇床是目前选别铬铁矿比较普遍使用的设备，由于其分选精度高，往往有许多矿山乐意使用。为此，我们一方面进行了摇床对该贫铬铁矿的选别实验。3.1.1全粒级选别磨矿至规定的细度后，直接进入摇床选别。本实验对影响选别指标的磨矿粒度、冲洗水量、冲程、冲次及坡度均进行了选择。根据选择的条件，进行流程实验，选别流程为:摇床粗选-中矿再选两段选别。选别流程及结果见图1。从以上选别结果可见，在- 200目60%的磨矿粒度下采用摇床一段选别，可得到品位39.85%、产率11.82%、回收率56.83%的铬精矿，SiO2含量4.32%。将中矿进行再选,可获得产率2.68%、品位32.69%的铬精矿，硅含量升高至8.14%，与粗选精矿合并作为最终精矿，指标为产率14.50%、铬品位38.53%、铬回收率67.40%，硅含量5.03%，选矿比6.9倍。3.1.2摇床分级选矿实验对于摇床来说，一般情况下粒度的级别范围越窄，选别指标越稳定，分选效率更高。为此将磨矿产品采用干式筛分的办法筛分为+0.15mm、- 0.15 +0.10mm、-0.1+0.074mm、- 0.074+0.038mm和-0.038mm五个级别，分别在其适宜的条件下进行摇床选别，每个级别的选别流程同图1，各粒级选别产品合起来为总选别产品。铬铁矿矿物重要存在于38100微米粒级中，这几个粒级中的铬品位相对较高，铬分布率合计达79.56%。粗粒级和微细粒级的铬品位均较低，+0.15mm粒级铬品位为6.22%，-38mm粒级中铬品位仅为5.93%，均低于原矿，表白脉石成分在这两个粒级中有所富集。从各粒级单独选别结果看，中间粒级( 0.0380.010mm)的选别效率均较高，精矿铬品位和回收率都比较抱负，特别是0.0740.100mm粒级，铬品位为39.30%，回收率85.25%，两项指标均为各粒级中最高。相对来说，+0.15mm的粗粒级和-0.038mm的微细粒级选别效果比较差，前者精矿品位仅为34.07%，作业回收率为52.75%,而后者精矿品位仅为26.09%，回收率也低达38.28%，这两个粒级的尾矿品位也明显高出其它粒级。分析因素，认为粗粒级品位低是由于矿物解离度不够，铬铁矿与脉石没有充足解离，达不到分离的目的，而细粒级指标差是由于摇床对细泥的选别效率偏低所致。从综合结果看，最终精矿品位为36.09%、回收率73.97%，相对全粒级选别结果，精矿品位偏低，回收率相对较高。若将-0.038mm粒级不并入精矿，则精矿品位可提高至37.22%，若再将+0.15mm以上的粗粒级去掉，精矿品位可进一步提高。综合来看，全粒级和分级选别流程的选矿效率基本接近，全粒级入选具有流程简朴、不需分级、操作简便的优点，对于本矿石来说，由于磨矿粒度相对较细，粒级比较集中，采用全粒级入选比较适宜。3.2螺旋溜槽抛尾摇床选矿实验摇床具有分选精度高的优点，但同时具有占地面积大、解决能力低的缺陷。对于本矿石来说，由于原矿铬品位低，导致大量已解离的脉石矿物进入摇床，大大增长摇床承担，为此，有必要探索预先抛尾工艺，在磨矿后采用解决量大、成本低的设备抛除合格尾矿，既减少了进入摇床的矿量，节省了摇床台数，同时减少了脉石特别是微细粒脉石的干扰，为摇床分选发明有利条件。为此进行了螺旋溜槽抛尾-摇床选别实验，螺旋溜槽可抛除产率43.91%、铬品位4.47%的尾矿，抛尾后进入一段摇床和二段摇床的矿量大大减少，可节省近一半的摇床设备与占地面积,并且抛尾后进行摇床选别的的效率明显提高，采用与全粒级、分级选别同样的摇床分选流程，最终精矿品位可提高到39.54%,只是回收率指标相对较低，重要因素是螺旋溜槽抛尾时，少部分细粒铬铁矿因离心力而进入了尾矿，导致尾矿品位稍有偏高。螺旋溜槽具有单位面积解决能力大、结构简朴、不需动力等优点，但其回收粒度的下限为30微米左右，磨矿粒度较细时，易导致细粒有用矿物的流失。3.3磁选抛尾摇床选矿实验根据铬铁矿具有较高比磁化系数的性质，进行了磁选抛尾摇床选别实验。磁选设备采用仿琼斯湿式强磁选机,在磨矿粒度- 200目60%、磁场强度5000Oe的条件下进行强磁选抛尾实验，由于磁选尾矿品位低，可作为合格尾矿，所以采用磁选进行粗选抛尾，采用摇床进行精选以提高品位。实验流程及指标见图2。从图2结果看，采用强磁选可脱除产率50.21%的合格尾矿，尾矿品位仅为2.19%，从而使进入摇床的矿量减少了一半，大大减少了摇床台数，同时抛尾后为摇床的分选发明了有利条件，使选别指标进一步改善，最终获得了品位39.98%、回收率64.74%、SiO2含量4.07%的抱负指标,与螺旋溜槽抛尾摇床工艺相比，强磁选工艺抛尾量大，尾矿品位低，最终精矿回收率相对较高。4指标对比分析从以上各流程的选别指标看，最终精矿品位和回收率指标均有较大差异，比较来看，磁选抛尾摇床选别流程结果比较抱负。精矿品位明显高于其它流程，且回收率指标也下降不多；螺旋溜槽抛尾摇床选别流程也能获得高品位铬精矿，但由于螺旋溜槽设备对细粒级铬矿物回收效率偏低，导致抛尾的尾矿品位稍高，使得精矿回收率相对较低；摇床全粒级选别流程的指标居中，分级选别指标相对较差，重要表现在精矿铬品位偏低，假如进一步调整精矿带宽度，精矿品位也许会提高，但回收率会有明显下降，预计最终指标不会超过磁选摇床流程的指标(比如，将分级选别流程中的0.0380.15mm粒级的一段选别精矿合起来，其铬品位为38.74%，而回收率仅59.78%)。从流程来看，全摇床选别所需摇床台数多，占用厂房面积大，若进行分级入选,则还需较严格的控制分级粒度；对本矿石来说，由于磨矿粒度较细，粒度范围较小,从方便管理和操作的角度看，可采用全粒级入选流程。螺旋溜槽和强磁选抛尾流程可预先抛除产率43%以上的尾矿，为摇床下一步分选发明有利条件，同时大大减少摇床台数，两种抛尾设备运营可靠，解决量大，可考虑使用。磁选是最适宜的流程，由于该设备解决量大，仅需很少的台数就可完毕大量摇床的工作量，并且操作简朴，运营可靠，指标稳定，管理方便，缺陷是设备价格高，单台设备耗电量大。以上实验流程各有优缺陷，应根据建厂情况及经济对比选择适合实际的、成本低的选别流程。本实验中，为了尽也许多的回收铬铁矿，在各选别流程的中矿再选作业中，截取的中矿量较大，使得中矿再选进入摇床的矿量也大。从选别指标看，再选精矿产率很低，绝大部分矿量重新进入尾矿，所以在实际生产中可减少一段摇床的中矿量，从而减轻二段摇床的承担。5产品分析对磁选抛尾摇床全粒级流程选别的精矿进行多元素化学分析，结果见表2。可见，精矿中重要脉石成分为Al2O3和MgO，两者总含量高达25.11%，严重影响着精矿品位。MgO在原矿中含量就较高，选矿后在铬精矿中有较大幅度的减少,说明大部分Mg以单独的矿物存在于铬铁矿中，经选矿能与铬铁矿分离开来。而Al2O3却大量在铬精矿中富集，富集比高达5.8(其在原矿中含量仅为1.78%)，表白Al元素很也许进入铬铁矿晶格，与铬元素呈类质同相存在，采用机械方法无法将其与铬分离开来。6结语6.1某贫铬铁矿中Cr2O3含量仅为8.19%。通过适当工艺的选别，可以得到Cr2O3含量39%以上的合格产品，表白该贫铬铁矿是可选的。6.2采用摇床选别流程，在全粒级入选时可得到产率14.50%、品位38.53%、铬回收率67.40%的选别指标。分粒级入选时，可得到产率16.91%、品位36.09%、回收率73.97%的选别指标。综合比较，全粒级入选指标相对稍好。全摇床流程的优点是分选精度高，缺陷是解决量小，所需设备台数多，占地面积大。6.3采用螺旋溜槽及强磁选工艺均可预先脱除43%以上的尾矿，为摇床精选发明条件，同时大大减少摇床设备台数及厂房占地面积。两者比较，强磁选尾矿品位低，可直接作为合格尾矿抛弃，而螺旋溜槽尾矿品位相对稍高。两种抛尾设备解决量大、运营可靠。6.4采用强磁选抛尾摇床选别流程可得到产率13.28%、品位39.98%、回收率64.74%的铬精矿，精矿中SiO2含量4.07%。螺旋溜槽抛尾摇床选别流程可获得精矿品位39.54%、产率12.50%、铬回收率60.28%的指标，精矿中SiO2含量为4.15%。前者选别指标相对较好。由于铬是用途最多的金属，并且在“战略金属”中列第一位。当今世界拥有铬矿资源的国家或资源缺少的国家，都在加紧铬矿石选矿的研究，其选别方法有；(1)重选：如跳汰，摇床、螺旋溜槽、重介质旋流器等。(2)磁电选：涉及高强场磁选、高压电选。(3)浮选和絮凝浮选。(4)联合选：如重选电选。(5)化学选矿：解决极细粒难选贫铬矿。在上述铬矿选矿方法中，生产上重要采用重选方法，常采用摇床和跳汰选别。有时重选精矿用弱磁选或强磁选再选，进一步提高铬精矿石的品位和铬铁比。铬尖晶石含铁较高或与磁铁矿致密共生的矿石，经选矿后得到的精矿中，铬品位和铬铁比都偏低，可以考虑作为火法生产铬铁的配料使用，或用湿法冶金解决。例如重铬酸钠法、氢氧化铬法、还原锈蚀法、氯化焙烧酸浸或电解法等。用湿法冶金解决低档铬铁精矿已有生产实践。在铬矿床中常伴生有铂族（铂、钯、铱、锇、钉和铑）、钴、钛、钒、镍等元素。当铂含量大于0.2-0.4g/t，钴含量大于0.02%，镍含量大于0.2%时应考虑综合回收。铬铁矿石中伴生的铂族元素如呈硫化物、砷化物或硫砷化物状态，可以用浮选法回收。矿石中的橄榄石和蛇纹石，可以考虑综合回收，供生产耐火材料、钙镁磷肥或辉绿岩铸石等使用。在超基性岩体浅部有时尚有风化淋滤成因的非晶质菱镁矿，也是很好的耐火材料原料。