王 勇
(1.攀鋼集團礦業有限公司設計研究院;2.釩鈦資源綜合利用國家重點實驗室)
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·礦物加工工程·
釩鈦鐵精礦硫鈷回收試驗
王 勇1,2
(1.攀鋼集團礦業有限公司設計研究院;2.釩鈦資源綜合利用國家重點實驗室)
為綜合回收攀鋼礦業有限公司生產的釩鈦鐵精礦中的硫和鈷,在工藝礦物學分析的基礎上,采用磨礦磁選和浮選的方法進行了浮選條件試驗、開路流程試驗和全流程試驗。試驗結果表明:采用磨礦弱磁選—脫磁—浮硫1粗1掃3精的開路流程,可獲得全鐵品位為56.02%、硫品位為30.02%、鈷品位為0.30%、硫回收率為16.411%、鈷回收率為6.15%的硫鈷精礦;脫硫后的鐵精礦全鐵品位為55.69%、硫品位為0.284%;推薦工業試驗流程為分級磨礦—弱磁選后脫磁—浮硫1粗2掃3精的閉路浮選工藝。
釩鈦鐵精礦 磁選 浮硫 硫鈷精礦 硫鈷回收率
攀枝花地區礦產資源豐富,礦石中除含有鐵、鈦、釩以外,還有大量的硫和鈷。據地質勘探表明,攀枝花礦區金屬鈷儲量達152萬t。目前,攀鋼礦業有限公司選鈦廠現場工藝流程配置中對粗鈦精礦進行脫硫,將硫化物富集在粗硫鈷精礦中,然后進行精選獲得硫鈷精礦。而攀鋼礦業有限公司生產的釩鈦鐵精礦在選礦生產階段從未進行過脫硫作業,其硫含量在0.7%左右,在燒結過程中產生大量的SO2氣體,雖經過煙氣處理系統,但仍對環境造成較大污染,且每年需上繳大筆排污費。降低鐵精礦中的硫品位,不僅可減少環境污染,而且回收的硫化物可進一步加工成硫鈷精礦等副產品,可達到節能減排和提高資源綜合利用率的作用。為此,針對攀鋼礦業有限公司生產的釩鈦鐵精礦進行硫鈷回收試驗,試驗最終獲得了滿意的試驗指標。
1.1 試樣化學成分分析
釩鈦鐵精礦試樣取自攀枝花密地選礦廠,樣品含硫0.75%,屬于超標范圍。試樣化學成分分析結果見表1。

表1 釩鈦鐵精礦化學多元素分析結果 %
由表1可知,釩鈦鐵精礦中的有價元素為鐵、鈦、釩,脈石主要以鈣、鎂、鋁和硅為主;鈷品位為0.02%,相對較低;有害元素硫含量為0.75%,在冶煉過程中會造成環境污染,所以需在選礦階段將鐵精礦中的硫脫除。
1.2 試樣粒級分析
為了解釩鈦鐵精礦粒級分布情況,將鐵精礦進行全粒級篩析,篩析結果見表2。

表2 釩鈦鐵精礦全粒級篩析結果
由表2可知,釩鈦鐵精礦-0.074 mm粒級含量為55.31%,-0.038 mm粒級含量為28.46%,硫品位隨粒度變細升高,說明鐵精礦中的硫化物嵌布粒度較細。
1.3 試樣工藝礦物學分析
為了解釩鈦鐵精礦中的礦物含量及單體解離情況,將鐵精礦進行工藝礦物學鏡鑒分析,經鏡下統計其礦物含量及單體解離度見表3。

表3 鐵精礦礦物組成含量及單體解離度 %
由表3可知,鐵精礦中硫化物的含量為1.48%,其單體解離度只有70.12%,由于硫化物單體解離度不高,不利于硫化物的富集,只有通過磨礦來提高其單體解離度。
此釩鈦鐵精礦中的硫化物主要為粒狀的磁黃鐵礦(見圖1),粒度分布范圍較廣,從幾微米至100 μm不等,其中有少量黃鐵礦顆粒(見圖2),除磁黃鐵礦的單體顆粒外,其連生體多與鈦磁鐵礦連生,有少量磁黃鐵礦的裂隙中分布有黃鐵礦(見圖3)。

圖1 粒狀磁黃鐵礦顆粒

圖2 粒狀黃鐵礦顆粒

圖3 磁黃鐵礦裂隙中的黃鐵礦
磁黃鐵礦一般呈散布粒狀和致密狀產出,硬度為4,密度為4.58~4.70 g/cm3,具強磁到弱磁性,比磁化系數平均值為4321.95×10-6cm3/g[1]。磁黃鐵礦分子式為Fe1-XS(X=0.1~0.2),其理論含硫品位為38%~40%。磁黃鐵礦的分子式、化學組成、物理性質和晶體結構決定其可浮性,具有表面易氧化、性脆、易泥化等特性[2]。當鐵精礦中所含硫礦物是以黃鐵礦、黃銅礦或其他弱磁性礦物存在時,則一般用磁選法就能將其分離。當鐵精礦中含硫礦物是以磁黃鐵礦存在時,一般難以用磁選法將其分離,因為有相當一部分磁黃鐵礦磁性較強,與磁鐵礦磁性相近,并且在磁選過程中,存在較強的磁力團聚作用,易于夾雜在磁選鐵精礦中,一般選用浮選法將其分離[3]。
攀枝花地區的鈷主要存在于硫化物和氧化物中,有32%~57%的鈷賦存于鈦磁鐵礦中,并隨鐵礦選別富集到鐵精礦中。硫鈷礦是主要的含鈷礦物,它均包于磁黃鐵礦中。硫鈷礦在磁黃鐵礦中多呈針狀、片狀分布于其邊緣,此種硫鈷礦的粒徑一般小于0.01 mm,而在磁黃鐵礦中呈粒狀產出者,其粒徑較大。鈷、鎳黃鐵礦也包于磁黃鐵礦中,常呈自形粒狀產出,這兩種鈷礦物粒度微細,只能富集到硫化物精礦中。
2.1 試驗方案
根據釩鈦鐵精礦粒級篩析和工藝礦物學分析可知,釩鈦鐵精礦中硫化物的單體解離度較低,會造成硫化物的選別不充分,所以首先通過磨礦提高鐵精礦中硫化物的單體解離度,再通過弱磁選提高鐵精礦品位,磨選鐵精礦脫磁后進行浮硫試驗。試驗流程見圖4。

圖4 脫磁浮硫試驗流程
2.2 磨礦磁選試驗
根據試驗方案將釩鈦鐵精礦采用試驗室XMQ-350 mm×160 mm錐形球磨機磨到-0.074 mm 87.60%,在電磁鼓式弱磁選機上進行弱磁試驗,磁場強度為206.90 kA/m,試驗結果見表4。

表4 鐵精礦弱磁試驗結果 %
由表4可知,鐵精礦通過磨選試驗能得到產率為91.85%、全鐵品位為55.71%、硫品位為0.667%、全鐵回收率為95.29%、硫回收率為81.69%的磨選鐵精礦,尾礦可返回到選鐵流程中。
將磨選后的鐵精礦進行全粒級篩析,篩析結果見表5。

表5 磨選鐵精礦全粒級篩析結果
由表5可知,磨選鐵精礦-0.074 mm粒級含量為85.95%,-0.038 mm粒級含量為33.66%,鐵和硫元素主要分布在-0.074 mm粒級,磨選鐵精礦粒度相對比較細。
為了解磨選鐵精礦的礦物含量及單體解離度情況,將磨選鐵精礦進行工藝礦物學鏡鑒分析,經鏡下統計其礦物含量及單體解離度見表6。

表6 磨選鐵精礦礦物組成含量及礦物單體解離度 %
由表6可知,鐵精礦中硫化物的含量為1.36%,其單體解離度為80.66%,說明原鐵精礦通過磨選后硫化物單體解離度有所提高,更適宜下一步選別。
將磨選鐵精礦進行成分分析,其結果見表7。

表7 磨選鐵精礦化學成分分析結果 %
由表7可知,磨選鐵精礦硫品位為0.667%,比原鐵精礦硫品位略低,這是由于原鐵精礦通過磨選丟失了一部分硫化物;鈷品位為0.02%,與原鐵精礦鈷品位變化不大。
2.3 浮硫條件試驗
硫化物的可浮性較好,采用常規藥劑即可達到較好的效果,根據現場生產經驗,捕收劑采用丁基黃藥,調整劑采用硫酸,起泡劑采用2#油,條件試驗每次用磨選鐵精礦0.2 kg,分別進行了硫酸用量試驗、捕收劑用量條件試驗、掃選次數條件試驗,使鐵精礦硫品位降到0.3%以下,并尋求獲得理想指標的工藝條件。
2.3.1 硫酸用量對浮選的影響
硫酸可以調節礦漿的pH值,硫酸用量是浮選的關鍵。在固定黃藥用量500 g/t、2#油用量50 g/t的條件下,進行硫酸用量試驗,試驗結果見圖5。

圖5 硫酸用量對浮選的影響
由圖5可見,隨著粗選硫酸用量的增加,尾礦硫品位增加,精礦硫回收率降低,綜合考慮尾礦硫品位和精礦硫回收率,粗選硫酸用量為1 000 g/t時效果較好。
2.3.2 捕收劑用量對浮選的影響
根據以上硫酸用量條件試驗的結果,在硫酸用量為1 000 g/t、2#油用量為50 g/t的條件下,進行捕收劑用量條件試驗,試驗結果見圖6。

圖6 捕收劑用量對浮選的影響
由圖6可見,隨著粗選捕收劑用量的增加,尾礦硫品位降低,精礦硫回收率增加,綜合考慮尾礦硫品位和精礦硫回收率,粗選黃藥用量為400 g/t時效果較好。
2.3.3 掃選次數條件試驗
固定硫酸用量1 000 g/t、黃藥用量400 g/t、2#油用量50 g/t,進行浮硫掃選次數條件試驗。1次掃選黃藥用量200 g/t,2次掃選黃藥用量100 g/t,試驗結果見表8。

表8 浮選掃選次數條件試驗結果
由表8可知,隨著浮硫掃選次數的增加,精礦產率降低,尾礦硫品位降低,考慮掃選尾礦品位和產率,浮硫掃選次數為1次時效果較好,此時能得到產率為87.85%、全鐵品位為55.71%、硫品位為0.290%的脫硫鐵精礦。
2.3.4 浮硫粗選富集試驗
在條件試驗確定的工藝參數的基礎上,進行了浮硫粗選富集試驗,試驗流程采用浮硫1粗1掃,試驗結果見表9。
由表9可知,浮硫采用1粗1掃的富集試驗,最終可得到產率為87.30%、全鐵品位為55.69%、硫品位為0.285%、全鐵回收率為87.28%的脫硫鐵精礦,浮硫精礦和掃硫精礦合并到一起為硫鈷粗精礦,其產率為12.70%、全鐵品位為55.82%、鈷品位為0.071%、硫品位為3.295%、鈷回收率為45.38%、硫回收率為62.737%。
2.4 浮硫開路流程試驗
硫鈷粗精礦鈷品位為0.071%、硫品位為3.295%,硫鈷品位均較低,需通過進一步的精選提高其品位,由于硫鈷粗精礦是從鐵精礦中脫硫選出的,鐵品位較高,相比其他硫鈷粗精礦精選難度更大,浮硫開路流程試驗采用1粗1掃3精流程,試驗流程及藥劑制度見圖7,試驗結果見表10。

圖7 浮硫開路流程及藥劑制度

表10 浮硫開路流程試驗結果 %
由表10可知,磨選鐵精礦通過浮硫開路流程試驗可得到產率為0.45%、全鐵品位為56.02%、鈷品位為0.30%、硫品位為30.02%、鈷回收率為6.75%、硫回收率為20.253%的硫鈷精礦。
2.5 全流程試驗
對釩鈦鐵精礦采用磨礦弱磁選—脫磁—浮硫1粗1掃3精的全流程試驗,試驗結果見表11,全流程試驗數質量流程見圖8。

表11 全流程試驗結果 %

圖8 釩鈦鐵精礦中回收硫鈷精礦的數質量流程
由表11可知,對釩鈦鐵精礦進行全流程試驗可得到合格的硫鈷精礦,其流程產率為0.41%、全鐵品位為56.02%、硫品位為30.02%、鈷品位為0.30%、硫回收率為16.411%、鈷回收率為6.15%;脫硫后的鐵精礦其產率為80.18%、全鐵品位為55.69%、硫品位為0.284%。
2.6 推薦工業試驗流程
從全流程試驗結果看,釩鈦鐵精礦采用磨礦磁選—脫磁—浮硫1粗1掃3精流程即可得到理想的指標,考慮到試驗室試驗與現場工業試驗和現場的差距,推薦工業試驗流程為分級磨礦—弱磁選后脫磁—浮硫1粗2掃3精的閉路浮選流程,弱磁尾礦經過1次弱磁掃選后,掃選精礦返回到分級磨礦過程中,采用閉路流程后,鐵精礦損失量會降低。推薦工業試驗流程見圖9。
(1)攀鋼礦業有限公司通過試驗室條件試驗、開路流程試驗和全流程試驗表明:釩鈦鐵精礦采用磨礦磁選和浮選回收硫鈷精礦是可行的。

圖9 推薦工業試驗流程
(2)釩鈦鐵精礦采用磨礦弱磁選—脫磁—浮硫1粗1掃3精的全流程試驗,可得到流程產率為0.41%、全鐵品位為56.02%、硫品位為30.02%、鈷品位為0.30%、硫回收率為16.411%、鈷回收率為6.15%的硫鈷精礦;脫硫后的鐵精礦其流程產率為80.18%、全鐵品位為55.69%、硫品位為0.284%。
(3)推薦釩鈦鐵精礦硫鈷回收工業試驗流程為分級磨礦—弱磁選后脫磁—浮硫1粗2掃3精的閉路浮選流程。
[1] 崔毅琦,童 雄,周慶華,等.國內外磁黃鐵礦浮選的研究概況[J].金屬礦山,2005(5):24-26.
[2] 高洪山,揚奉蘭.磁黃鐵礦與磁鐵礦的浮選分離實踐[J].礦產保護與利用,1997,8(4):33-35.
[3] 饒 峰,童 雄,黃宇林,等.云南文山某鐵精礦脫硫的試驗研究[J].云南冶金,2007,36(5):13-16.
Cobalt Sulfur Recovery from Vanadium-titanium-iron Concentrate
Wang Yong1,2
(1.Design and Research Institute of Pangang Group Mining Co., Ltd.;2.State Key Laboratory of Vanadium and Titanium Resources Comprehensive Utilization)
To comprehensive recovery of sulphur and cobalt from Panzhihua Mining Co., Ltd. production of vanadium-titanium-iron concentrate, based on the analysis of the mineralogy technological, flotation condition test, open flow experiment and the whole process experiment by the grinding method, magnetic separation and flotation method was conducted. Experimental results show that via grinding low intensity magnetic separation-magnetism sweep-one roughing three cleaning one scavenging sulfur flotation open process, sulfur-cobalt concentrate with 56.02% Fe, 30.02% S, 0.30% Co, sulfur and cobalt recovery of 16.411% and 6.15% was obtained, Desulfurization iron concentrate with iron grade of 55.69%, sulfur grade of 0.284%;Recommended industrial test process is classification grinding-low intensity magnetic separation and magnetism sweep-one roughing three cleaning one scavenging sulfur flotation closed-circuit flotation coarse.
Vanadium-titanium-iron concentrate, Magnetic separation, Sulfur float,Sulfur-cobalt concentrate, Sulfur-cobalt recovery
2016-01-07)
王 勇(1988—),男,工程師,617063 四川省攀枝花市東區。