石尚杰，佟順增，劉向東，張翠艷，魏立勇

(開灤(集團(tuán))有限責(zé)任公司，河北 唐山 063000)

浮選回收煤矸石中硫鐵礦的可行性研究

石尚杰，佟順增，劉向東，張翠艷，魏立勇

(開灤(集團(tuán))有限責(zé)任公司，河北 唐山 063000)

為實現(xiàn)河北蔚縣單候礦煤矸石的資源化利用，在對煤矸石性質(zhì)和目前分選技術(shù)分析的基礎(chǔ)上，探索通過浮選從煤矸石中回收硫鐵礦的可行性。試驗結(jié)果表明：在煤矸石磨礦細(xì)度為60%、礦漿pH值在6～6.5之間、硫酸銅用量為500 g/t、丁基黃藥用量為400 g/t、2#油用量為45 g/t的條件下，采用預(yù)先脫泥、一次粗選兩次精選的浮選閉路試驗流程，可獲得產(chǎn)率為10.19%、硫含量為39.67%、回收率為82.50%的硫精礦；從工藝指標(biāo)和工藝條件來看，通過浮選回收煤矸石中的硫鐵礦可行。

煤矸石；浮選；硫鐵礦；硫精礦；回收率

煤矸石是煤炭開采、洗選過程中排放出來的固體廢棄物，我國煤矸石產(chǎn)量約占煤炭總產(chǎn)量的10%，堆積如山的煤矸石成為煤炭企業(yè)的一個特殊“標(biāo)志”。據(jù)統(tǒng)計，目前我國約有1 500多座煤矸石山，并以每年1～1.3億t的速度在增長[1-2]。大量煤矸石的堆積，不但導(dǎo)致其中的可利用資源浪費嚴(yán)重，而且對大氣、土壤、水源等環(huán)境造成不同程度的污染。因此，應(yīng)加強(qiáng)煤矸石綜合利用方面的研究，使其轉(zhuǎn)化成可利用的資源[3-4]。李曉華[5]采用搖床通過原礦粗選、中礦再選的工藝對<2 mm粒級煤矸石礦樣進(jìn)行分選，全硫含量為4.40%的礦樣經(jīng)分選后可得到品位為34.24%、回收率為71.63%的硫精礦。王國平[6]在對遼寧阜新煤矸石的礦物學(xué)和化學(xué)特征分析的基礎(chǔ)上，制備出了煤矸石微晶玻璃和煤矸石硫鋁酸鹽型高性能水泥。

河北蔚縣單候礦每年排放的煤矸石量約為50萬t，其中的硫含量約為5%。如果該煤矸石中這部分豐富的硫鐵礦資源能夠得到回收利用，不但可以解決煤矸石堆積帶來的環(huán)境污染問題，而且能為企業(yè)創(chuàng)造可觀的經(jīng)濟(jì)效益[7-8]。為此，在系統(tǒng)研究煤矸石性質(zhì)的基礎(chǔ)上，探索通過浮選回收其中硫鐵礦的可行性，進(jìn)而為該地區(qū)資源化利用煤矸石提供理論支持和借鑒。

1 試驗

1.1 試驗設(shè)備與試劑

試驗所用設(shè)備主要包括XFDIII - 1L浮選機(jī)，浮選室容積為1 L，葉輪轉(zhuǎn)數(shù)為1 700～2 100 r/min，功率為0.09 kW；XMB-φ240×300棒磨機(jī)，容積為13.57 L，磨礦量為1～5 kg，筒體轉(zhuǎn)速為96 r/min，功率為0.55 kW。

試驗所用藥劑主要包括硫酸(分析純，無色油狀液體，密度為1.830 5 g/cm3)、氫氧化鈉(分析純，無色透明晶體，密度為2.130 g/cm3)、硫酸銅(分析純，白色粉末，分子量為159.608，熔點為560 ℃)、丁基黃藥(市售化學(xué)藥劑，淺黃色粉末，分子量為172，熔點為85 ℃，有難聞氣味，中等毒性)、2#油(市售化學(xué)藥劑，黃色或者棕色油狀液體，微溶于水，密度比水小，有刺激性氣味)。

1.2 試驗方案

煤矸石的嵌布粒度、賦存特征等因素對硫鐵礦分選工藝的制定均有影響，通常采用重介質(zhì)旋流器、搖床、浮選等技術(shù)對其進(jìn)行分選[9-10]。根據(jù)浮沉試驗結(jié)果，如果采用重介選礦技術(shù)對其進(jìn)行分選，當(dāng)要求硫精礦中的硫含量在35%以上時，重介懸浮液密度必須在2.90 g/cm3以上，但一般很難得到密度如此高的重介懸浮液。因此，當(dāng)要求硫精礦中的硫含量較高(在35%以上)時，不能采用重介選礦技術(shù)分選。

在磨礦細(xì)度(<0.074 mm粒級含量)為60%、給礦濃度為25%、沖洗水量為0.32 t/h、沖程為12 mm、沖次為320次/min、床面坡度為2.5°的條件下，采用搖床對其進(jìn)行分選，最終獲得了硫含量為36.70%、回收率為51.90%的硫精礦。硫精礦回收率相對較低，這是由部分硫鐵礦在分選過程中損失到中礦、尾礦造成的，說明搖床回收該煤矸石中硫鐵礦的能力有限。

為了提高硫精礦的回收率，探索通過浮選回收煤矸石中硫鐵礦的可行性。影響硫鐵礦浮選效果的因素較多，通過浮選試驗主要研究pH值調(diào)整劑用量(礦漿pH值)、活化劑用量、捕收劑用量、起泡劑用量、精選次數(shù)等對浮選效果的影響。浮選試驗基本流程如圖1所示。

圖1 浮選試驗基本流程

1.3 評價指標(biāo)

試驗效果的好壞通過兩個指標(biāo)來衡量，即硫精礦的品位和硫精礦的回收率，硫精礦的品位由試驗測定，硫精礦的回收率計算式為：

式中：ε為硫精礦的回收率，%；δ為硫精礦的產(chǎn)率，%；β為硫精礦的品位，%；α為原礦品位，%。

2 煤矸石性質(zhì)

2.1 化學(xué)成分

試驗礦樣來自河北蔚縣單候礦，將大塊礦樣破碎至<2 mm，取具有代表性的礦樣進(jìn)行化學(xué)成分分析，結(jié)果如表1所示。

表1 煤矸石的化學(xué)成分

由表1可知：煤矸石中的硫含量較高，SiO2、Al2O3的含量也較高，這些礦物是煤矸石的主要組分；其余礦物含量均較低，具有回收價值的元素主要為硫。

2.2 礦物組成

為探究煤矸石的礦物組成，對礦樣進(jìn)行XRD分析，結(jié)果如圖2所示。由圖2可知：煤矸石中的主要礦物成分為硫鐵礦、石英、斜綠泥石、高嶺土、伊利石、碳等。

圖2 煤矸石的XRD圖譜

2.3 硫的物相組成

煤矸石中硫的物相分析結(jié)果如表2所示。由表2可知：煤矸石的全硫含量為4.90%，其中97.35%的硫分布在硫化鐵中，硫酸鹽硫和有機(jī)硫含量均較低，總分布率僅為2.65%。

表2 煤矸石中硫的物相組成

2.4 粒度特性

煤矸石的粒度組成如表3所示。由表3可知：>0.25 mm粒級煤矸石的硫含量偏高，產(chǎn)率高達(dá)50.51%，<0.15 mm粒級煤矸石的硫含量偏低；總的來說，粗粒級硫含量偏高，細(xì)粒級硫含量偏低，分布較不均勻。

表3 煤矸石的粒度組成

2.5 密度特性

2～0.25 mm粒級煤矸石的密度特性如表4所示。由表4可知：<2.90 g/cm3密度級的硫含量較低，>2.90 g/cm3密度級的硫含量為35.13%，要想得到硫含量大于35%的硫精礦，只能選用特殊重選技術(shù)或浮選技術(shù)對其分選。

表4 煤矸石的密度組成

3 試驗結(jié)果與分析

3.1 脫泥試驗

探索試驗發(fā)現(xiàn)硫鐵礦的嵌布粒度較粗，當(dāng)磨礦細(xì)度(<0.074 mm粒級含量)為60%時，大部分硫鐵礦能夠?qū)崿F(xiàn)單體解離，故后續(xù)試驗的磨礦細(xì)度選用60%。對磨礦產(chǎn)物的研究表明：高嶺土、伊利石等礦物較易磨，磨礦作業(yè)中產(chǎn)生了較多細(xì)泥，而細(xì)泥對后續(xù)的硫鐵礦浮選存在不利影響。為此，對磨礦產(chǎn)物進(jìn)行脫泥，脫泥裝置結(jié)構(gòu)示意圖如圖3所示，試驗結(jié)果如表5所示。

1—恒溫磁力攪拌器；2—鐵架臺；3—攪拌轉(zhuǎn)子；4—定制玻璃器；5—玻璃彎管；6—燒杯

Table 5 De-sliming resultwB/%

由表5可知：脫泥可去除產(chǎn)率為28.48%、硫含量為0.84%、回收率為4.88%的礦泥，同時可獲得產(chǎn)率為71.52%、硫含量為6.52%、回收率為95.12%的粗精礦，回收效果較好。

3.2 礦漿pH值優(yōu)選試驗

由于硫酸對礦物表面有清洗作用，常作為礦漿的pH值調(diào)整劑。在磨礦細(xì)度為60%、硫酸銅用量為500 g/t、丁基黃藥用量為300 g/t、2#油用量為30 g/t的條件下，探索礦漿pH值對分選結(jié)果的影響，結(jié)果如圖4所示。

圖4 礦漿pH值優(yōu)選試驗結(jié)果

由圖4可知：隨著礦漿pH值的增大，精礦品位與回收率均下降；礦漿pH值在5～6與6～6.5之間時，精礦品位與回收率相差不大。因此，試驗確定的礦漿pH值在6～6.5之間，此時可以獲得品位為25.58%、回收率為92.68%的精礦。

3.3 硫酸銅用量優(yōu)選試驗

在pH值為6～6.5、丁基黃藥用量為300 g/t、2#油用量為30 g/t的條件下，探索硫酸銅用量對試驗結(jié)果的影響，結(jié)果如圖5所示。

圖5 硫酸銅用量優(yōu)選試驗結(jié)果

由圖5可知：隨著硫酸銅用量的增加，精礦品位與回收率均增大；在硫酸銅用量大于500 g/t后繼續(xù)增大用量，精礦品位與回收率變化不大。因此，試驗確定的硫酸銅最佳用量為500 g/t，此條件下的精礦品位為25.58%、回收率為92.68%。

3.4 丁基黃藥用量優(yōu)選試驗

在pH值為6～6.5、硫酸銅用量為500 g/t、2#油用量為30 g/t的條件下，探索丁基黃藥用量對試驗結(jié)果的影響，結(jié)果如圖6所示。

圖6 丁基黃藥用量優(yōu)選試驗結(jié)果Fig.6 Test result obtained at different dosage of buty xanthate

由圖6可知：隨著丁基黃藥用量的增加，精礦品位降低，回收率先升高后降低。從精礦品位與回收率綜合考慮，浮選時丁基黃藥用量以400 g/t為宜，此時回收率為94.26%、精礦品位在25.27%以上。

3.5 2#油用量優(yōu)選試驗

在上述試驗確定的最優(yōu)條件下探索2#油用量對試驗結(jié)果的影響，結(jié)果如圖7所示。由圖7可知：隨著2#油用量的增加，精礦品位呈逐漸降低的趨勢，回收率呈先升高后降低的趨勢；當(dāng)2#油用量為45 g/t時，可獲得精礦品位為25.46%、回收率為96.57%的較好指標(biāo)。

圖7 2#油用量優(yōu)選試驗結(jié)果

3.6 精選次數(shù)優(yōu)選試驗

在pH值為6～6.5、硫酸銅用量為500 g/t、丁基黃藥用量為400 g/t、2#油用量為45 g/t的最佳條件下，探索精選次數(shù)對試驗結(jié)果的影響。精選次數(shù)優(yōu)選試驗流程如圖8所示，結(jié)果如表6所示。

圖8 精選次數(shù)優(yōu)選試驗流程

Table 6 Result of flotation concentrationwB/%

由表6可知：經(jīng)一次粗選兩次精選后，獲得了產(chǎn)率為14.18%、硫含量為40.03%、回收率為87.51%的硫精礦，這說明通過浮選回收煤矸石中的硫鐵礦可行，且回收效果良好。

3.7 浮選閉路試驗

為查看煤矸石的浮選效果，在上述系列試驗確定的最佳條件下進(jìn)行浮選閉路試驗，結(jié)果如表7所示。由表7可知：在浮選閉路試驗流程下，精礦產(chǎn)率為10.19%、硫含量為39.67%、精礦回收率為82.50%，尾礦產(chǎn)率為89.81%、硫含量為0.95%、回收率為17.50%，分選效果良好。

表7 浮選閉路試驗結(jié)果

3.8 硫精礦質(zhì)量檢測

為查看硫精礦的質(zhì)量，對其進(jìn)行化學(xué)成分分析和XRD分析，結(jié)果如表8、圖9所示。由表8、圖9可知：硫精礦的全硫含量為39.67%，其他雜質(zhì)含量均較低；硫精礦中的大部分礦物為硫鐵礦，石英含量很少，這說明硫精礦的質(zhì)量很好。

表8 硫精礦的化學(xué)成分

圖9 硫精礦的XRD圖譜

4 結(jié)論

(1)該地區(qū)煤矸石中的硫含量較高，SiO2、Al2O3的含量也較高，全硫含量為4.90%，硫鐵礦中硫含量為4.77%，其他硫含量為0.13%；具有回收價值的元素主要為硫，但各粒級的硫分布較不均勻；礦物成分主要為硫鐵礦、石英、斜綠泥石、高嶺土、伊利石、碳。

(2)通過系列試驗確定的煤矸石最佳浮選條件為：磨礦細(xì)度60%，礦漿pH值在6～6.5之間，硫酸銅用量500 g/t，丁基黃藥用量400 g/t，2#油用量45 g/t，預(yù)先脫泥，一次粗選兩次精選。

(3)在最佳試驗條件下，可獲得產(chǎn)率為10.19%、硫含量為39.67%、回收率為82.50%的硫精礦；從工藝指標(biāo)和工藝條件來看，通過浮選回收煤矸石中的硫鐵礦可行。

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Study on feasibility of recovery of pyritic sulphur from coal refuse through flotation process

SHI Shang-jie，TONG Shun-zeng，LIU Xiang-dong，ZHANG Cui-yan，WEI Li-yong

(Kailuan (Group) Liability Co., Ltd., Tangshan, Hebei 063000, China)

With an aim to turning the coal refuse at Danhou Coal Mine, Weixian, Hebei Province into a resource for utilization, on the basis of the analysis of the refuse and the separating technologies currently available, tests are made on the feasibility to recover pyritic sulphur from the refuse. Testing result indicates that, when treating a pre-deslimed feed using a closed-circuit flotation process composed of one rougher and 2-stage cleaner cells, a flotation concentrate with a yield of 10.19%, a sulphur content of 39.67% and a recovery rate of 82.50% can be obtained under the following conditions: fineness of ground refuse-60%; pH of feed pulp-6-6.5;dosage of copper sulphur-500 g/t; dosage of butyl xanthate-400 g/t; and dosage of 2#oil-45 g/t. AS evidenced by separating result and technological indices, it is feasible to recover pyritic sulphur from refuse using flotation process.

coal refuse; flotation; pyritic sulphur; flotation concentrate; recovery rate

1001-3571(2016)01-0014-05

TD849+.5

A

2015-12-14

10.16447/j.cnki.cpt.2016.01.004

石尚杰(1958—)，男，河北省唐山市人，高級工程師,從事選煤技術(shù)管理工作。

E-mail:shishangjie@kailuan.com.cn Tel:13603381159