毕业论文青海省乌兰县微细粒磁铁矿选矿试验研究07526

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1、摘 要 我国铁矿石资源禀赋较差，丰而不富。尽管探明储量有463亿吨，但已被利用和可供选择利用储量只有256亿吨，且多为贫矿，平均品位只有31.95%，比世界平均品位低11个百分点，均需经过选矿富集才能达到炼铁生产对品位的要求。本文研究对象为青海省乌兰县微细粒磁铁矿，该矿石嵌布粒度细、品位低（仅有10.1%），属于极难选矿石。经过对该矿石系统的工艺矿物学研究，确定了主要采用选矿试验方法为弱磁选阳离子反浮选和弱磁选阴离子反浮选，并研究探讨了浮选机理。通过对该矿石的破碎、细磨、选别实验研究，原矿品位提升到40.18%，虽然精矿还远远达不到工业要求，由于该矿石性质的复杂性以及实验条件的有限性，该实验结

2、果基本令人满意。关键词： 磁铁矿 微细粒 低品位 阳离子反浮选 捕收剂 阴离子反浮选 机理AbstractChina iron ore resources endowment is poorer,and abundant but not rich.Despite a 463 million tons of proven reserves, but has been using and available use only 256 million tons, and reserves of more than average grade for only 31.95% lean, than th

3、e worlds average grade low 11 percent, will be required after dressing enrichment can achieve the requirement of grade production of iron.This paper research object for Qinghai Wulan county microgranular magnetite, this mineral fine disseminated extent, grade low (only 10.1%), belong to extremely di

4、fficult to choose ore. After the process of this ore system, determined the mineralogical study mainly by dressing experiment method for weak magnetic separation- reverse cationic flotation research and Intensity magnetic separation- anionic reverse flotation. And explores the flotation mechanismThr

5、ough the breakage of the ore and fine grinding, choose dont experiment research, run-of-mine ore grade ascending to fulfill, although concentrate still far less than industrial demand, because the complexity of the ore properties and the limitation of experimental condition, the experimental results

6、 basic satisfactory.Keywords: magnetite microgranular low grade cationic reverse flotation collector Anionic reverse flotation mechanism目 录摘 要IAbstractII第一章 绪 论31.1 引言31.2 我国铁矿资源概况31.2.1铁矿资源储量31.2.2我国铁矿资源特点31.2.3我国铁矿资源现存问题31.3 铁矿选矿的意义31.4 铁矿石的分选技术现状31.4.1 正浮选工艺31.4.2 反浮选工艺31.4.3 低品位微细粒铁矿资源利用的发展方向31.

7、5 课题研究的内容及目标3第二章 原矿工艺矿物学研究32.1矿石的物质组成研究32.1.1矿石的化学成分32.1.2矿石的矿物组成32.2 铁矿石化学分析32.2.1 X-荧光光谱分析32.2.2 全铁含量的测定3第三章 实验所用设备仪器及原料的制备33.1 实验矿样33.2 浮选药剂33.2.1 浮选药剂的应用介绍33.2.2 药剂的配制33.3 实验所用的试剂与仪器3第四章 矿石浮选实验研究34.1 磁选34.2 阳离子反浮选实验研究34.2.1 浮选药剂单因素实验34.2.2 浮选实验34.3 阴离子反浮选实验34.3.1 浮选药剂单因素实验34.3.2 浮选试验3第五章 浮选机理研究3

8、5.1 矿物的结晶构造与表面性质35.2 浮选药剂的作用机理35.2.1胺类捕收剂35.2.2 淀粉抑制剂35.3 浮选药剂在矿物表面吸附形式3第六章 结 论3致 谢3参考文献3附 件 第一章 绪 论1.1 引言 钢铁工业的主要原料铁矿石是一个国家的重要战略资源。世界铁矿资源极为丰富在100多个国家中矿石工业总储量超过3400亿t，资源总储量超过7800亿t。目前己发现的矿床主要在北美、南美东岸及非洲西岸、澳大利亚、印度、俄罗斯中部及中南地区、中国东北和西北及长江流域，此外北欧(瑞典)、中欧(法、德)也有相当规模的储量。储量较大的国家有俄罗斯、玻利维亚、巴西、加拿大、澳大利亚、印度、美国等。资

9、源分布虽然较为广泛，但绝大部分储量却集中在几个国家的15个大型矿区。我国累计探明的储量达531亿t，保有地质储量501亿t(其中工业储量245亿t)，贫矿占97%，弱磁性铁矿石约130亿t。近年来，我国的钢铁工业发展迅速，近年的铁矿石产量见表l-1。表1-1我国20002007年铁矿石产量年份20002001200220032004200520062007产量/亿t2.1702.1702.3102.5003.1003.1015.8827.071从表l-1的数据可知：随着经济的发展，国内矿石供应的缺口越来越大。因此，在充分利用国外资源的同时也必须加强对国内资源的合理利用和对国内矿石选矿技术的研究

10、。 近年来，由于国际市场铁矿石价格的大幅上涨带动了世界铁矿石需求的迅猛增长以及世界钢铁产量的不断增长，包括世界主要铁矿石供应国如巴西、澳大利亚和印度等国在内的铁矿石生产商，都加快步伐进军铁矿石市场开发领域，扩大铁矿山生产能力，增加铁矿石市场供应量。自1988年迄今为止的20余年间，世界铁矿石增加幅度不大，但储量基础增加了70%；从2003年到2007年，世界铁矿石储量增加100亿吨，增幅6.7%；储量基础增加400亿吨，增幅12% 。 1.2 我国铁矿资源概况1.2.1铁矿资源储量 我国铁矿资源分布非常广泛，遍及全国31个省、市和自治区的700多个县（旗）。截至2008年初，我国查明铁矿资源储

11、量680亿吨，保有资源储量607亿吨。其中，基础储量282亿吨，铁矿区2867处。但较为集中分布的地区有以下九大片：鞍山一本溪地区；冀东一北京密云地区；五台一吕梁地区；樊西一滇中地区；宁芜一庐松地区；鄂西地区；鲁中地区；内蒙白云鄂博地区；鄂东地区。上述九大片包括矿产地431处，是我国铁矿石原料的主要产地。我国铁矿石类型多样，主要类型及比例为：磁铁矿型55.40%，赤铁矿型18.10%，菱铁矿型14.14%，钒钛磁铁矿型5.30，镜铁矿型3.40，褐铁矿型1.10，混合型2.30。虽然我国铁矿资源总量丰富，但以中低品位为主。我国铁矿查明资源储量平均品位仅为33%，远远低于澳大利亚和巴西60%以上

12、的平均水平。我国绝大部分铁矿品位在25%40%之间，约占我国铁矿查明资源储量的81.2%，品位大于48%的富铁矿查明资源储量仅占我国铁矿查明资源储量的1.9%（如图11）。 图1-1 我国铁矿查明资源储量吨位品位分布图1.2.2我国铁矿资源特点我国是世界上铁矿资源较丰富的国家之一，主要分布在辽宁、河北、山西、山东、安徽、内蒙古、云南、河南和北京等省（市、自治区），其中四川、河北3省合计占总查明资源储量的一半左右。我国铁矿资源主要呈现几个特点。 （1）成因类型多，矿石类型复杂目前具有工业价值的铁矿床有沉积变质型（鞍山式）、晚期岩浆型（攀枝花式）、夕卡岩型（大冶式）、火山岩型（大红山式）、热液型和

13、沉积型等。变质型铁矿床是中国最重要的铁矿类型，含铁建造主要分布于华北地台结晶的隆起区，矿石含铁品（TFe）一般为25%36% 。 （2）中小型矿床多，大型超大型矿床少据统计，在我国已探明的2034处铁矿产地中，超大型铁矿床（10亿吨）仅10处，大型铁矿床（110亿吨）99处，中型铁矿床（0.11亿吨）500处，小型铁矿床（0.010.1亿吨）837处。超大型铁矿探明储量不到我国探明总储量的30%，与澳大利亚、巴西、印度等铁矿丰富的国家相比，我国超大型矿床明现较少，而中型、小型矿床较多。在我国铁矿区总数中，大型矿区占5.5%，储量占68.1%；中小型矿区数占94.5%，储量占31.9% 。 （3

14、）矿石品位普遍较低据统计，我国铁矿源以贫矿为主，绝大部分须经选矿富集后才能使用，全国铁矿石平均品位仅33%，低于世界铁矿石平均品位11个百分点，比目前世界铁矿石供应大国平均品位低20个百分点。 （4）共（伴）生有益组分多我国具共（伴）生有益组分的铁矿石储量，约占全国铁矿储量的1/3以上，有很大的潜在经济价值，涉及一批大型、中型铁矿区，如大中型铁矿区如攀枝花、大庙、白云鄂博、大冶和海南石碌等铁矿区，主要共（伴）生组分有钒、稀土、铌、铜、锡、钼、铅、锌、钴、金、铀、硼和硫等多种元素。1.2.3我国铁矿资源现存问题随着我国逐步进入工业化高速发展时期，人口增长和国民经济发展对矿产资源的需求越来越大。特

15、别是近20年来，中国钢铁产量大幅度增长，对铁矿资源的消耗也在大幅度增加。 （1）矿石品位偏低，共（伴）生组分利用率低 （2）尾矿的综合利用程度低 （3）交通运输问题有待解决 （4）技术装备水平低 （5）资源浪费、环境污染问题突出 据预测，未来几十年中，随着经济全球化进程的加快，我国成为世界重要矿产资源消费大国的趋势不可阻挡。为保证国民经济持续高速发展，必须对我国矿产资源的现状和将来重新认识，应用地质、采矿、选矿、冶炼等专业知识等系统地研究矿产资源开发利用过程中采、选、冶的技术与经济指标优化评价问题，合理开发与利用铁矿资源，促进国民经济的发展。1.3 铁矿选矿的意义 （1）铁矿选矿是我国钢铁工业

16、发展的基础 我国的铁矿石必须经过选矿富集后才能得到利用，说明选矿是我国钢铁工业中不可缺少的重要环节。 （2）铁矿选矿对我国炼铁工业的生产效率和经济效益具有重要影响 首先，铁精矿质量的提高，有利于提高炼铁高炉利用系数。铁精矿品味直接影响着高炉利用系数的提高。 （3）提质降杂、节能降耗是我国选矿技术发展的重要方向。 1.4 铁矿石的分选技术现状我国作为世界第一大铁矿石生产与消费大国，加上其铁矿资源“贫、细、杂、散”的特点，近年来我国已经成为世界铁矿技术研究的中心，其工艺技术已达到了国际领先水平。在磁选、浮选以及选矿设备方面都取得了较大的突破和进展。由于本课题研究的是微细粒磁铁矿的浮选，因此就仅介绍

17、铁矿的浮选工艺发展现状。浮选工艺是处理细粒嵌布难选铁矿最有效的方法之一 ，而重选和磁选工艺都难以从细粒物料中得 到优质铁精矿。铁矿浮选主要分有两种流程:正浮选工艺和反浮选工艺。 1.4.1 正浮选工艺 正浮选有抛尾品位低的特点，但它上浮的精矿量大，故耗药量大，并且现有捕收剂选择性差，因此所得精矿品位一直难以提高，对于难选铁矿更是如此。弱酸性正浮选是国内在降低弱磁性铁精矿中含铁硅酸盐杂质方面研究得较多的浮选方法。1.4.2 反浮选工艺 反浮选工艺国内是从20世纪7O年代才开始研究，80年代初，这一工艺在我国选矿厂经工业改造已成功投产，如鞍钢烧结总厂用该工艺使该厂铁精矿品位由61.5提高到65.5

18、。目前世界上许多国家都采用磁选阳离子反浮选流程，其优点是铁精矿品位高，一般铁精矿品位达 64.5以上，对富矿来说反浮选较为有利。对于脉石为硅质的磁铁精矿进行提质，反浮选脱硅是很好的途径。2001年弓长岭选矿厂用磁选阳离子反浮选，对最终产品TFe品位为65.5的铁精矿进行再选，浮选精矿品位达到68.8，SiO2 不超过3.90，铁回收率98.50。 1.4.2.1 阴离子反浮选 阴离子反浮选捕收剂近几年来研制工作进展较快。自1998年齐大山铁矿选矿分厂在世界范围内率先应用阴离子反浮选工艺以来 ,反浮选工艺已在国内多家选矿厂应用 ,各种阴离子反浮选新药剂层出不穷。太钢尖山铁矿于2002年89月间由

19、马鞍山矿山研究院完成了磁精用阴离子反浮选提铁降硅的试验研究工作，在样品铁精矿品位为65.75%，SiO2含量8.5%的情况下，通过一粗、一精、三扫的阴离子反浮选过程，获得了铁精矿品位69.08%，Si02含量3.17%，铁矿物作业回收率98.24%的指标。尽管如此，阴离子反浮选工艺仍存在药剂制度复杂的缺点，目前用的抑制剂大多是淀粉，这将导致产品过滤难，给后续操作带来很大的难度，特别是阴离子捕收剂，需要在30左右才能很好的浮选，加热成本高，导致了选矿成本高。1.4.2.2 阳离子反浮选 铁矿阳离子反浮选一般是在pH为79的条件下，用胺类阳离子做捕收剂，将含硅脉石回收到泡沫相中。在这种情况下，铁精

20、矿不浮，而泡沫作为尾矿产品排出。在国内，葛英勇研制的新型捕收剂GE一601(多胺类化合物)反浮选某磁铁矿药剂用量为162.59/吨，经过两次粗选、两次扫选，可获得铁精矿品位69.37%，回收率98.65%，精矿SiO2 含量仅为3.51%的良好指标。在16、12、8进行了浮选试验，从试验的结果知道:在8一25的区间内，GE一601的捕收剂性能和分离选择性几乎不受温度的影响，各种温度试验点的指标相当。特别是在8时，铁精矿品位仍为69.10%，回收率为90.18%，该指标与25的指标相当。目前应用的阳离子反浮选捕收剂主要是胺类捕收剂 ,包括脂肪胺和醚胺。根据胺分子中氢被其它烃基(主要是甲基)取代数

21、量的多少分为伯胺、 仲胺、叔胺、 季胺 ,而按照含胺分子中胺基含量的多少又分为一元胺和二元胺。胺类捕收剂发展较慢，与阴离子反浮选捕收剂相比 ,胺类捕收剂分选效果较差 ,形成的泡沫粘 ,选别过程没有阴离子反浮选容易控制。但是 ,胺类捕收剂在选矿过程中有自身的优点 ,如药剂制度较为简单 ,精矿易于过滤等。1.4.3 低品位微细粒铁矿资源利用的发展方向 通过大量的选矿技术研究和攻关，近年我国复杂难选铁矿石选矿技术己取得了可喜的进展，但由于受我国铁矿石种类复杂及综合选矿技术经济水平不高的制约，导致我国复杂难选铁矿石资源的利用率极低，甚至个别矿种基本没有得到利用。我国低品位微细粒磁铁矿选矿技术的发展趋势

22、应加强以下几个方面的技术攻关工作:(l)加强高效细粒铁矿选矿工艺与装备研究；(2)加强微细粒嵌布铁矿物与脉石矿物分离的高效分散剂、絮凝聚、团聚剂、捕收剂、抑制剂等浮选药剂的研究； （3）加强对难选铁矿石资源综合利用的研究，以及制备相关矿物材料和高附加值产品。 （4）加强对难选铁矿石联合选冶技术的开发工作。 （5）继续研究及应用多碎少磨技术与装备，加强细粒磨矿分级工艺与设备的研究。1.5 课题研究的内容及目标 我国铁矿石资源丰富，但大部分矿石含铁品位较低、杂质含量高、嵌布粒度细。这部分矿石受地域环境、矿石成因、选矿装备水平等因素的影响，所选择的选别工艺流程一般较为复杂，分选指标低。当前，铁矿石价

23、格波动频率高、幅度大，而企业的矿石自给率仅为总需求量的11%，提升矿石自给率是企业加速发展的形势所需、且迫在眉睫。利用现有的技术装备水平，对难选矿石进行选矿工艺流程研究，提出回收有用矿物的选别方法，为合理开发利用复杂难选铁矿资源尤为重要。本课题研究对像是青海省乌兰县微细粒磁铁矿，该矿石品位低，嵌布粒度细，属于极难选矿石。在这次课题研究中，所做工作主要包括以下几方面：（1）原矿工艺矿物学研究，主要内容有原矿的光片和薄片镜下分析、X-荧光衍射分析、用滴定法测定原矿全铁品位。通过以上分析手段，确定主要采用的实验方法是弱磁选和反浮选。（2）弱磁选实验，选用磁选设备为湿式弱磁选机，通过改变磁选机电流强度

24、研究磁场强度对选别指标的影响。（3）反浮选实验，在浮选体系中，通过改变药剂用量、浮选时间、矿浆浓度，研究个条件对浮选指标的影响。（4）浮选机理研究。 第二章 原矿工艺矿物学研究 工艺矿物学是研究与选矿工艺有关的矿物学问题，是指导选矿试验研究和工业生产的一项基础性工作。2.1矿石的物质组成研究矿石的物质组成研究包括：矿石的化学成分和矿物组成两部分。查明矿石的物质组成特点，能够确定可供选矿回收和综合利用的有用元素或矿物种类及数量。2.1.1矿石的化学成分 针对本次课题所研究的青海省乌兰县微细粒磁铁矿，为查明其化学成分，做了X-荧光衍射分析，分析结果见表2-1。 表2-1 矿石的化学成分（%）组分S

25、iO2MgOFe2O3CaOAl2O3 含量44.2534.9812.103.693.18 组分TiO2SO3K2OCr2O3Na2O含量0.320.280.260.230.19 由表2-1可以看出：矿石中镁铁含量占很大比重，主要回收元素是铁，伴生元素含量均未达到综合回收标准。2.1.2矿石的矿物组成 为研究该矿石的矿物组成，对该矿磨光片和薄片各3张。经镜下鉴定分析，确定该矿石的金属矿物主要成分为磁铁矿，另外含有微量的黄铁矿。脉石矿物主要是橄榄石、蛇纹石、角闪石和单斜辉石。据镜下观察与估测，矿石主要矿物含量如下表2-2。表2-2 矿石中主要矿物含量（%）矿物磁铁矿黄铁矿橄榄石蛇纹石辉石角闪石含

26、量/%10.0微量40.020.020.010.0光片、薄片镜下观察及分析如下表2-3。 表2-3 光片、薄片观察分析结果光薄片编号金属矿物含量/%脉石矿物1#光片粉尘状磁铁矿约4%，0.02mm尖晶石类磁铁矿约3%黄铁矿微量磁铁矿约1%颗粒状磁铁矿约2%2#光片粉尘状磁铁矿约9%尖晶石类磁铁矿约3%黄铁矿微量磁铁矿约1%颗粒状磁铁矿约2%3#光片粉尘状磁铁矿约7%尖晶石类磁铁矿约5%黄铁矿微量磁铁矿约1%颗粒状磁铁矿约2%1#薄片2#薄片3#薄片主要脉石矿物为橄榄石、蛇纹石、角闪石和单斜辉石2.2 铁矿石化学分析2.2.1 X-荧光光谱分析目前在铁矿石多元素测定中，X射线荧光光谱分析技术应用

27、比较广泛。X荧光光谱法是波长色素X荧光光谱法的简称，利用X荧光光谱仪，可以准确方便地测定铁矿石中的十几种元素。结果见表2-1。2.2.2 全铁含量的测定铁是铁矿石中的主要元素，在本次试验中采用重铬酸钾滴定法测定。三氯化钛重铬酸钾滴定法是近年来测定铁矿石中全铁量普遍采用的快速分析方法。从方法原理上易于理解, 但具体操作条件不好掌握,易造成系统偏差。本方法在吸取原有方法的基础上对原溶解样品的试剂、浓度、温度等做了一定改进。加入浓硝酸溶解样品,并降低硫磷混酸的浓度,提高溶解温度,使溶解更完全,溶解速度加快,节省了时间、试剂,提高了分析精度。2.2.2.1 试剂硫磷混酸: 将 150mL 硫酸(1.8

28、4g/mL) 用玻璃棒引流，缓慢注入 500mL 水中, 冷却后再加入 150mL；磷酸(1.70g/mL) ,用水稀释至1000mL,混匀。盐酸(1.19g/mL)硝酸(1.42g/mL)二氯化锡溶液( 6%):称取6g 二氯化锡溶于20mL 盐酸中, 溶解后用水稀释至 100mL,混匀。三氯化钛( 1+ 19): 取三氯化钛溶液(15%20%) 1 份,加盐酸(1+9)19份混匀。钨酸钠( 25%):称取25g 钨酸钠溶于适量水中(若混浊需过滤) ,加5mL 磷酸(1.70g/mL),用水稀释至100mL,混匀。二苯胺磺酸钠( 0.2% )重铬酸钾标准溶液(0.01mol/L)硫酸亚铁铵溶

29、液(约0.05mol/L):称取19.7g硫酸亚铁铵溶于硫酸(5+95)中,移入1000mL 容量瓶中,用硫酸(5+95)稀释至刻度,混匀。2.2.2.2 反应原理 2Fe3+Sncl4+2cl- = 2Fe2+SnCl62+ Fe3+Ticl3+H2O = Fe2+TiO2+2H+3Cl- Cr2O72-+6Fe2+14H+=2Cr3+6Fe3+7H2O2.2.2.3 实验步骤(1)试样的分解：称取试样 0.2g 于500mL三角瓶中, 加25mL磷硫混酸,轻轻摇动三角瓶, 使试样分散，然后在电炉上加热溶解, 加热过程中不断摇动,煮沸后加1mL 浓硝酸,溶解至冒硫酸烟,取下自然冷却。(2)还

30、原、滴定：用少量水冲洗瓶壁, 加12mL盐酸。加热至沸,趁热滴加二氯化锡,还原至浅黄色,加水100mL(此时,控制温度在 5060,温度高时,可流水冷却)。然后加钨酸钠指示剂10 滴, 用三氯化钛溶液还原至溶液呈蓝色, 再滴加重铬酸钾溶液氧化过量的三氯化钛至钨蓝色刚好消失。冷却至室温,以水稀释至溶液体积150mL 左右。加二苯胺磺酸钠指示剂 4 滴, 用重铬酸钾标准溶液滴定至稳定的紫红色为终点。2.2.2.4 实验结果 实验结果以下式计算：TFe% =6C（k2Cr2O7）V（k2Cr2O7）M(Fe)/m100%=60.00001V56/0.2100%式中V滴定试样用的重铬酸钾的体积, mL

31、；m试样量, g 实验测得原矿品位结果如下：表2-3 +200目样品品位测定结果+200目样品V（k2Cr2O7）/mlTFe/%15.89.725.79.535.99.945.69.4平均9.6表2-4 -200目样品品位测定结果-200目样品V（k2Cr2O7）/mlTFe/%16.410.726.310.536.410.846.110.3平均10.6 据表2-3、2-4分析计算可知，原矿全铁品位仅为10.1%，属于贫铁矿石。 第三章 实验所用设备仪器及原料的制备3.1 实验矿样 该实验所用的矿样为青海省乌兰县微细粒磁铁矿，为满足实验要求，对该矿石进行了破碎、磨矿、筛分等工艺。 由于进入球

32、磨机的矿石粒度要求（12mm）以及该矿石硬度大，增加了矿石的磨矿难度，另外，遵循多破少磨的原则，在本次试验中，采取两段破碎的方法。粗碎采用颚式破碎机，所获得的产品再用对辊破碎机进行细碎。实验发现，经对辊破碎机破碎后，产品粒度细（1-2mm）且粒度均匀，符合进入球磨机的条件。在对辊破碎中，给矿粒度一定要均匀，且一次给矿量不宜过多，以避免破碎机堵塞。 在磨矿阶段，开始对矿石进行单一球磨或棒磨，在球磨时，产品中含有许多较大颗粒，并且过粉碎现象严重；而棒磨时，磨矿细度达不到要求。在时间上，以5分钟，10分钟，15分钟，20分钟为磨矿时间，经对比发现，十分钟磨矿时间所得的产品较为理想。因此在综合考虑上述

33、情况下，尝试了棒磨与球磨联合磨矿的方法，并且磨矿到10分钟时，进行一次排矿和筛分，粗粒返回再磨。 在筛分阶段，采用了100目、200目、325目的筛子进行湿式筛分，并对各粒度的产品进行了烘干、收集、称重。 破磨流程如下图3-1。 图3-1 破碎筛分流程 图3-2 磨矿分级流程3.2 浮选药剂3.2.1 浮选药剂的应用介绍浮选药剂主要包括捕收剂、抑制剂、调整剂等，因在浮选工艺中捕收剂的性能起关键作用，因此主要讲述捕收剂的应用现状。捕收剂的作用是改变矿物表面的疏水性，使浮游的矿粒粘附在气泡上。可用于细粒铁矿浮选的捕收剂种类很多，根据在矿浆中电离情况分为阳离子捕收剂和阴离子捕收剂两大类。硅酸盐矿物浮

34、选所用的捕收剂从大的分类上可分为阴离子捕收剂和阳离子捕收剂。3.2.1.1 阴离子捕收剂阴离子捕收剂主要依靠在矿浆中解离出来的阴离子与矿物表面作用形成某种价键，从而实现对矿物的作用，如羧酸类、鳌合捕收剂、磺酸类、脂肪酸类等捕收剂在电离时解离出相应的阴离子。在国内，这些捕收剂被广泛应用于生产中。阴离子捕收剂与氧化矿、硅酸盐之间作用比较复杂，导致铁矿物与硅酸盐矿物分离选择性不高仍然是一个难题，加上其药剂制度通常都很复杂，也就进一步降低了浮选效率。羧酸类捕收剂分子中带有羧基(-COOH)的有机化合物称为羧酸类化合物。因脂肪酸类化合物具有很强的活性基团羧基官能团，几乎可以浮选所有的矿物，如具有离子键的

35、氧化矿物、溶液中呈阳离子状态的金属键矿物和分子共价键的矿物。羧酸类化合物的捕收能力较强，但选择性较差。如果碳链太短，这类化合物捕收性能很弱，起泡性能也很差；随着碳链增长，这类化合物的捕收性能随之增强，也兼有起泡性能。一般C7C9碳原子的脂肪酸化合物的捕收性能良好。 磺酸盐类是一种有效的表面活性剂，因它来源广、制造容易、成本低廉，可以作为脂肪酸的代用品，可以浮选磁铁矿、钦铁矿、金红石等多类矿物。这类化合物是良好的捕收剂兼起泡剂，当碳原子数量少时，起泡性能强而捕收性能弱，碳原子多时，捕收性能大大增加。作为铁矿捕收剂，分子量较大的化合物较好，这类化合物较稳定。3.2.1.2 阳离子捕收剂 阳离子捕收

36、剂的特点是和矿物作用快，分选效果好。这类捕收剂主要有胺类及其衍生物，还有铵盐类化合物。烃链碳原子数等于或大于16的脂肪伯胺在液气界面上活性比较低，通常与起泡剂合用；而多胺(一元或多元胺)是在胺类的基础上增加一个或多个氨基而生成的，它是反浮石英(铁矿中)最有效的捕收剂之一。阳离子捕收剂在国内分选铁矿的应用还不多。但随着合成成本的降低和阳离子捕收剂种类的增多，同时因阳离子捕收剂反浮选铁矿成本低，特别是对含硅高的铁矿效果好。可以肯定:不久，阳离子反浮选工艺将在国内得到矿山的认可并广泛应用生产。 阳离子捕收剂大多数指胺类捕收剂，分为脂肪胺和芳香胺两大类。在硅酸盐矿物的浮选中主要用脂肪胺类的捕收剂，而且

37、用伯胺较多。实际上伯胺常混有仲胺，因此，工业上常用的脂肪胺实际上是混合胺，例如十八胺。当胺的烃链中带有醚基的阳离子时，就属于醚胺类捕收剂。由于大多数硅酸盐矿物在水中带负电，零电点普遍较低，并且晶体结构的不同，零电点也有一定的差异，岛状结构的硅酸盐矿物石榴子石零电点较高，而层状硅酸盐矿物云母的零电点就很低，但总体上讲，用脂肪胺类阳离子捕收剂可将各类硅酸盐矿物均有效地浮起，因此提高分离选择性是关键。 十二胺是阳离子反浮选工艺常采用也是效果较好的捕收剂，如用于反浮选捕收石英。但是采用胺类常规阳离子反浮选工艺存在药剂配制不便、浮选泡沫粘度大、选择性较差等生产实际问题。阳离子反浮选在我国因种种原因而很少

38、采用，仅东鞍山铁矿曾经开展了采用胺类反浮选石英的实验研究，取得了良好的浮选指标。十二胺在多数情况下主要是以解离后带有疏水羟基的阳离子RNH3十起主要作用，因此被称为阳离子捕收剂。又因为十二胺在水溶液中的溶解度很小，实践中常将其溶于盐酸或醋酸水溶液中，生成盐酸盐或醋酸盐后使用。 由于十二胺与矿物表面的相互作用，在大多数情况下，主要是由胺的阳离子RNH3+或RNH2.RNH3+在矿物表面双电层依靠静电引力吸附在荷负电的矿物表面，因此这种吸附形式不是很牢固，药剂易从矿物表面脱落，故应用时十二胺应具有足够高的浓度。在适宜浓度下十二胺能在矿物表面形成半胶束吸附，此时除了静电力吸附外，烃链间的范德华力亦起

39、重要作用。3.2.1.3 抑制剂和调整剂 国内用于铁矿反浮选的抑制剂主要有淀粉及其衍生物,比如糊精,羧甲基淀粉等。如鞍山地区的选矿、酒钢选矿厂、司家营矿山公司、尖山铁矿、铁山庙选厂等都是用NaOH碱化好的玉米淀粉做抑制剂。 在铁矿矿物浮选实验中可考虑的调整剂主要有以下剂类:(1)介质pH值调整剂，常用的有NaoH、Na2CO3、CaO、H2SO4、HCl等。(2)金属阳离子调整剂，常用的有CaC12、FeC13、FeSO4、CuSO4等，主要用在采用阴离子捕收剂时活化硅酸盐矿物。(3)无机阴离子调整剂，常用的有Na2CO3、NaF、NaS、HF、Na3PO4等。各类无机调整剂的作用情况很复杂，

40、它有时与金属阳离子联合作用调整活化与抑制因素。(4)高分子有机调整剂，常用的有淀粉、单宁、糊精、烤胶、腐植酸钠、果尔胶、 白雀树胶、木质素磺酸盐及纤维素类产品等。这可能与这些药剂的稳定性、亲水性、溶解度、来源广及成本低等有关。这些有机调整剂一般对矿物有抑制作用，当与Pb2+、Fe3+等金属阳离子组合应用时，有时可提高抑制能力及抑制的选择性。(5)络合调整剂，常用的是有机酸类的络合剂，例如酒石酸、草酸、柠檬酸及EDTA等。应用络合调整剂时，在大多数情况下，由于鳌合效应的存在，它可与硅酸盐矿物表面的金属阳离子(吸附的或矿物表面固有的)生成稳定的金属鳌合物转入液相，将金属阳离子隐蔽于液相之中，从而防

41、止对矿物的重复污染，实现有选择性 的抑制作用，在硅酸盐矿物浮选分离中将是一类有应用前景的调整剂。近年来，来源广泛、水溶性好、选择性好、无环境污染的有机抑制剂，特别是小分子有机抑制剂逐渐成为浮选领域的研究热点。这些小分子有机抑制剂结构明确，可以与铁及其它金属离子形成亲水性化合物，而且可根据具体矿物设计不同的药剂，是铁矿与含铁硅酸盐浮选分离抑制剂研究的发展方向之一。3.2.1.4 浮选药剂的发展方向由于我国铁矿资源的贫、细、杂的特性,对选矿工艺和选矿药剂的要求也越来越高。特别是国家对节能减排等环保政策的重视和实施,开发和使用铁矿常温和耐低温浮选药剂和工艺显得十分重要。（1）常温阴离子捕收剂的研究和

42、成功开发将大大降低现有阴离子反浮选工艺的加温成本,将使我国现有的许多阴离子反浮选企业受益,实现全行业的节能减排。（2）阳离子捕收剂的研究和新药剂的应用已是国际上的热点,我国近几年也做了不少工作。由于有些阳离子捕收剂本身的高选择性和耐低温性能,在条件允许的选矿厂将会替代传统的阴离子工艺。充分发挥阳离子浮选工艺药剂制度简单,耐低温,使用方便,生产成本低的优点。 （3）脱泥药剂和脱泥工艺研究将趋于重视,如对许多难选的鲕状矿,细磨脱泥效果优于强磁选。随着我国对鲕状铁矿的开发利用,高效廉价的脱泥药剂将是未来研究的热点。3.2.2 药剂的配制3.2.2.1 捕收剂的配制 本实验阳离子反浮选捕收剂为十二胺，

43、十二胺又名月桂酸，英文名称为Dodecylamine ，分子式为C12H27N 。白色或近似白色晶体，有腐蚀性。阴离子反浮选采用油酸钠作为捕收剂，油酸钠又称油酸皂、油酸钠皂。分子式：C18H33NaO2。白色至略带黄色粉末或淡褐黄色粉末，有特殊的味道和气体。 （1）捕收剂（浓度1%）溶液的配制 用电子天平称取1.0g的十二胺晶体加入盛有盐酸溶液的烧杯，再加入自来水共重100.0g，摇匀，微热，得到浓度为1%的捕收剂溶液。 （2）捕收剂（浓度0.5%）溶液的配制 取10ml浓度为1%的捕收剂溶液于容量瓶中，稀释到20ml，得到浓度为0.5%的捕收剂溶液。其他所需各浓度的捕收剂溶液配制方法类同。

44、（3）捕收剂（油酸钠）溶液的配制 用电子天平称取1.0g油酸钠于烧杯，再加入自来水共重100.0g，微热，使油酸钠完全溶解，得到浓度为1%的捕收剂溶液。其他浓度的配制方法雷同。3.2.2.2 抑制剂的配制 在该实验中，采用淀粉做抑制剂，淀粉是一种高分子的糖类化合物，产于植物的果实及粮食中。 （1）抑制剂（浓度1%）溶液的配制 先用1.0g淀粉与0.2g氢氧化钠混合，然后加水稀释，共重100.0士0.2g。用所配的溶液置于电炉上加热23小时，在水份蒸发的过程中适当补加水，直到所得溶液呈现为啤酒状的青色时停止加热，再称取所得的溶液并补加水，使之共重为100.0士0.2g，所得的溶液就是质量浓度为1

45、.0%的抑制剂淀粉溶液。 （2）抑制剂（浓度0.5%）溶液的配制 取50ml浓度为1.0%的淀粉溶液于200ml容量瓶中，加水稀释到100ml，就得到浓度为0.5%的抑制剂淀粉溶液。如实验需要其他浓度的抑制剂溶液，配制方法同上。3.2.2.3 调整剂的配制 （1）氢氧化钠（浓度2%）溶液的配制 称取2.0g氢氧化钠于烧杯中，再加去离子水使总重为100g，搅拌均匀，即可得到质量浓度为2%调整剂溶液以供浮选使用。若有必要配制其他浓度时，方法同上。 （2）硫酸（浓度2%）溶液的配制 量取90ml的水（蒸馏水）于250ml的烧杯中，量取10ml的浓硫酸（98%），沿着玻璃棒，从烧杯内壁，缓缓注入。这样

46、就配制了浓度为10%的硫酸溶液。浓硫酸溶于水时放出大量的热，因此应该将硫酸缓慢地倒入水中，并不断搅拌，切忌将水倒入硫酸中。3.3 实验所用的试剂与仪器 实验室所用到的仪器如下表3-1所示： 表3-1 主要实验设备表设备名称规格型号生产厂家XPC-颚式破碎机进料口125150mm；285r/min中国南昌海峰矿机有限公司对辊破碎机进料口12mm武汉探矿机械厂XMB-球、棒磨机200240mm；96r/min南昌海峰矿机有限公司XFD-单槽浮选机0.5L；2590r/min南昌海峰矿机有限公司XCRS湿式弱磁选机磁场强度95.5KA/M；天津市华联矿山仪器厂在实验中还会用到的设备仪器有：PH算度计

47、、烧杯、容量瓶、PH试纸、温度计、电子称、电子分析仪、烘箱、砂泵等。实验所用到的试剂如下表3-2所示： 表3-2 主要实验化学试剂表（阳离子反浮选）试剂名称化学式备注十二胺 C12H27N作为矿物浮选的捕收剂淀粉作为浮选反应的抑制剂氢氧化钠 NaOH 作为浮选的矿浆PH调整剂硫酸 H2SO4 作为浮选的矿浆PH调整剂 表3-3 主要实验化学试剂表（阴离子反浮选）试剂名称化学式备注油酸钠 C18H33NaO2作为矿物浮选的捕收剂淀粉作为浮选反应的抑制剂氢氧化钠 NaOH 作为浮选的矿浆PH调整剂硫酸 H2SO4 作为浮选的矿浆PH调整剂 氧化钙CaO 作为浮选反应的活化剂 第四章 矿石浮选实验研

48、究4.1 磁选 磁选是在不均匀磁场中利用矿物之间磁性的差异使不同矿物实现分离的一种方法。磁场分选是基于被分离物料中不同组分的磁性差异，在磁选机的磁场中进行分离的技术。当物料进入磁选机的磁场中时，物料颗粒同时收到磁力和竞争力的作用。对磁性较强的颗粒，磁力超过竞争力，对磁性较弱的或非磁性颗粒，竞争力超过磁力，二者的合力决定了颗粒的运动轨迹，磁力占优势的颗粒，成为磁性产品，竞争力占优势的颗粒成为非磁性产品。磁选法是铁矿石等黑色金属最常用的选矿方法，据磁场强度的不同分为弱磁选和强磁选两大类；据工艺不同，由可分为湿式磁选和干式磁选。近些年来，湿式磁选在选矿厂中的应用十分普遍。 在本次试验中采用湿式弱磁选

49、法进行选别试验，实验条件为：磁选1：磁场强度H：300 A/m，磁选时间15min，磨矿细度-200目占40%；磁选2：磁场强度：H400A/m，磁选时间15min；磁选3：磁场强度H：500A/m，磁选时间为15min。其工艺流程图如下图4-1，给矿2kg，最后获得精矿516.8g，尾矿1403.5g；实验结果见表4-1。 4-1 磁选工艺流程图 表4-1 磁选流程实验结果产品名称品位TFe/%产率/%回收率/% 原矿10.10100.00100.00精矿27.6925.8470.84尾矿3.3470.1823.19 据表分析，经过磁选工艺后，精矿较原矿品位有了显著提高，但总的分选效果还是不

50、理想；同时也说明该微细粒磁铁矿的难选性。 在磁选过程中，磁选1和磁选2的尾矿排到立式砂泵，再用砂泵返回给矿口进行再选，直到转鼓上的铁精矿明显减少时，停止砂泵，收集尾矿。4.2 阳离子反浮选实验研究4.2.1 浮选药剂单因素实验 浮选实验药剂包括捕收剂、抑制剂、起泡剂和PH介质调整剂。在本次试验中，采用十二胺作捕收剂，淀粉作抑制剂，氢氧化钠和硫酸作矿浆调整剂，由于胺类捕收剂除具有捕收性能外，还有起泡性能，所以在该实验中不加起泡剂。药剂单因素实验浮选原则流程见图4-2。在做浮选药剂单因素实验时，选择的实验矿样为磁选精矿。 图4-2 药剂单因素浮选原则工艺流程图4.2.1.1 PH调整剂浮选实践和理

51、论研究均证明，调节和控制矿浆的pH值至关重要，对于特定的矿石及相应的浮选工艺，矿浆pH值对矿物可浮性有着复杂的影响，它既可影响矿物表面的解离或吸附性质进而影响表面电性；又可影响矿物表面吸附物的组份与结构，进而影响表面的亲水、疏水总效应。只有在适宜的矿浆pH值条件下才能获得较满意浮选效果。下面将捕收剂十二胺用量300g/t，抑制剂淀粉用量1000g/t,考察pH值对浮选指标（精矿，下同）的影响，实验结果见表4-2，变化曲线见图4-3 。表4-2 pH值对浮选指标的影响PH值产率（%）品位（%） 回收率（%） 4.6166.5033.1879.685.6567.3033.5181.446.4268

52、.1033.8583.257.8170.8032.4482.949.12 72.2031.2981.59 图4-3 pH值对浮选精矿指标的影响 由图4-3可以看出：溶液的PH升高，所上浮物就越少，产率增加；同时可以看出:精矿品位在酸性条件下，品位变化不大(33.18一33.85%)，但pH在79.5之间品位却大幅度降低(33.85一31.29%)。由此可以知道浮选的最佳pH应在中性或弱酸性条件下进行分选。4.2.1.2 抑制剂有机抑制剂其作用机理是由于竞争吸附而减少矿物表面捕收剂的吸附量，部分是由于亲水基团的吸附。淀粉是目前反浮选工艺中普遍使用的铁矿物抑制剂，玉米淀粉、糯米淀粉、马铃薯淀粉和木

53、薯淀粉都对铁矿有很好的抑制作用。在弱酸性条件下，捕收剂十二胺为300g/t的条件下考查抑制剂淀粉对浮选指标的影响。实验结果见表4-3，图4-4是其变化曲线。表4-3 抑制剂淀粉用量对浮选指标的影响淀粉用量g/t 产率/% 品位/% 回收率/%60065.8033.6579.9680068.4032.8081.02100070.5032.4982.72120071.2032.1882.75140073.3031.2982.83 图4-4抑制剂淀粉用量对浮选精矿指标的影响曲线由表4-3和图4-4可知:随抑制剂淀粉用量的增多，精矿品位降低，产率和回收率都升高。综合精矿品位、产率、回收率，据图标分析，

54、抑制剂淀粉用量1000g/t较为合适。4.2.1.3 捕收剂在抑制剂、PH值为最佳的情况下，考查捕收剂用量对浮选指标的影响，实验结果见表4-4和图4-5。 表4-4 捕收剂用量对浮洗指标的影响捕收剂用量g/t品位（%）产率（%）回收率（%） 20031.3074.5084.2125031.6872.6083.0630032.5569.8082.0535032.7468.7081.2240033.1067.1080.20 图4-5捕收剂用量对浮选精矿指标的影响曲线由表4-4和图4-5可知:随捕收剂十二胺用量的增多，浮选精矿产率随之降低；如果捕收剂用量过多，精矿回收率降低幅度会更大。据图表及经济效

55、益考虑，捕收剂用量在300g/t时较为适宜。4.2.1.4 浮选浓度实验在条件许可的情况下，应适当提高浮选矿浆的浓度，这样不但可提高矿石处理量，还可减少药剂用量或减少加热矿浆的热能消耗，但过高的矿浆浓度会影响浮选药剂的作用效果，降低选别指标。本次实验对30%、35%、40%、45%、50% 等5个不同给矿浓度进行试验。实验结果见表4-5，图4-6为变化曲线。 表4-5 浮选浓度对浮选指标的影响浮选浓度（%）产率（%）品位TFe/ （%）回收率（%）3075.7031.1785.213574.1031.6984.804072.4032.1083.934571.3032.48 83.63 5068

56、.9031.7979.10图4-6 浮选浓度对浮选指标的影响由实验结果分析可知：在30%一40%范围内，精矿产率、品位、回收率的变化趋势较为明显、随着给矿浓度的增加，精矿产率和回收率降低较缓，精矿品位提高较快；当给矿浓度大于40%后，精矿产率及回收率下降速度加快，但精矿品位有所提高，表明在较高浓度下分选，药剂用量可适当减少；当给矿浓度大于45%，精矿产率、品位、回收率同时下降，表明过高的矿浆浓度影响了浮选药剂的作用效果。综合诸多因素考虑，浮选矿浆浓度以35%40%为佳。4.2.1.4 浮选时间的影响在确定了最佳药剂和矿浆浓度的条件下，浮选时间对选矿指标也有较大影响。若浮选时间过短，虽对提高产品

57、品位有利，但会使尾矿品位增高；浮选时间过长，精矿内有用成分回收率增加，但精矿品位下降，同时增加了能耗。在本次试验中，在最佳捕收剂、pH值、抑制剂用量的条件下，分别选取5min、8min、10min、15min、20min作为浮选实验验研究，实验结果见表4-6和图4-7。 表4-6 浮选时间对浮选指标的影响浮选时间（min）精矿品位TFe （%）产率（%）回收率（%） 532.6869.8082.38 833.1569.1082.73 1033.7968.4083.47 1534.1067.7083.37 2034.1667.3083.03 图4-7 浮选时间对浮选指标的影响 综合图表分析可知：

58、在浮选时间为10min的条件下获得了较好的浮选指标。4.2.2 浮选实验在确定了最佳药剂配比(捕收剂用量为300g/t、抑制剂为1000g/t、矿浆浓度为40%、矿浆为弱酸性）和浮选时间为10min的条件下进行实验室小型浮选实验。4.2.2.1 原矿反浮选实验取150g粒度200目以下，且325目以下占80%的矿样给入实验室的单槽浮选机进行反浮选实验，反浮选采用一次粗浮选和一次精浮选，中矿富集再选的工艺流程，如下图4-8所示；实验结果见表4-7。在实验过程中，矿浆温度在常温条件下进行，进行浮选十分钟后，停止浮选机，中矿再选，槽底尾矿收集、烘干、称重；在进行精选时减少药剂的用量：捕收剂、抑制剂剂量可减半。最后获得精矿30.1g， 尾矿112.6g。