峨口鐵精礦提鐵降硅選礦試驗

虞 力 胡義明,2 劉 軍 張 永 皇甫明柱

(1.中鋼集團馬鞍山礦山研究院有限公司，安徽 馬鞍山 243000；2.東北大學資源與土木工程學院，遼寧 沈陽 110819)

·礦物工程·

峨口鐵精礦提鐵降硅選礦試驗

虞 力1胡義明1,2劉 軍1張 永1皇甫明柱1

(1.中鋼集團馬鞍山礦山研究院有限公司，安徽 馬鞍山 243000；2.東北大學資源與土木工程學院，遼寧 沈陽 110819)

峨口鐵礦選礦廠采用階段磨礦—弱磁選—細篩分級—淘洗磁選工藝流程，生產(chǎn)的鐵精礦鐵品位可達66%以上，但SiO2含量較高，在7%左右。為了使峨口鐵礦選礦廠最終鐵精礦的SiO2含量降到5%以下，以該廠淘洗磁選機的給礦為對象進行了提鐵降硅選礦試驗。試驗結(jié)果表明：先采用氫氧化鈉、玉米淀粉、石灰和中鋼集團馬鞍山礦山研究院有限公司研制的捕收劑MD對試樣進行1粗1精3掃反浮選，再將反浮選尾礦再磨至-0.038 5 mm占82.60%后進行1粗1精弱磁選，最終可以獲得鐵品位為69.58%、鐵回收率為97.05%、SiO2含量為4.23%的綜合鐵精礦，鐵精礦SiO2含量達到預期目標。

鐵精礦 提鐵降硅 反浮選 再磨 弱磁選

提高鐵精礦品位、降低鐵精礦SiO2含量可使燒結(jié)礦生產(chǎn)及生鐵冶煉產(chǎn)生巨大的經(jīng)濟效益。因此，目前國內(nèi)外為了追求選礦—燒結(jié)—煉鐵綜合效益的最大化，都趨向生產(chǎn)鐵含量高、雜質(zhì)含量低的高品質(zhì)鐵精礦。

峨口鐵礦是太鋼集團的主要原料基地之一，其礦床屬于鞍山式沉積變質(zhì)巖型貧磁鐵礦礦床，礦石呈酸性。峨口鐵礦選礦廠生產(chǎn)的鐵精礦鐵品位可達66%以上，但SiO2含量較高，在7%左右。為了降低鐵精礦SiO2含量，實現(xiàn)堿性球團，從而提高高爐利用系數(shù)，太鋼委托中鋼集團馬鞍山礦山研究院有限公司進行了峨口鐵精礦提鐵降硅選礦試驗，目標是使最終鐵精礦的SiO2含量降到5%以下。

1 試樣性質(zhì)

峨口鐵礦選礦廠原采用圖1所示階段磨礦—弱磁選—細篩分級—淘洗磁選工藝流程。為了盡可能簡化將來的生產(chǎn)工藝，試驗以原淘洗磁選機給礦為研究對象，其主要化學成分分析結(jié)果見表2，鐵物相分析結(jié)果見表3，粒度篩析結(jié)果見表1。

圖1 峨口鐵礦選礦廠原工藝流程

成 分TFeSFeFeOSiO2Al2O3CaO含 量63.0562.9825.939.520.0060.57成 分MgOSPK2ONa2O燒損含 量0.700.260.0310.0720.350.71

表2 試樣鐵物相分析結(jié)果

Table 2 Iron phase analysis of the sample %

表3 試樣粒度篩析結(jié)果Table 3 Size distribution analysis of the sample

從表1可以看出，試樣SiO2含量高達9.52%，是鐵精礦質(zhì)量的主要影響因素。

從表2可以看出，試樣中的鐵絕大部分以磁鐵礦形式存在，磁鐵礦中的鐵占到了總鐵的97.14%，其余形式的鐵含量均很低。

從表3可以看出，試樣粒度較細，+0.076 mm粒級僅占3.96%，而-0.030 8 mm粒級達到50.85%。

2 試驗結(jié)果與討論

2.1 反浮選試驗

反浮選目前是鐵精礦提鐵降硅的最有效手段，為此，首先以中鋼集團馬鞍山礦山研究院有限公司研制的MD為捕收劑進行了反浮選試驗。

2.1.1 反浮選條件試驗

按圖2流程，對NaOH用量(因素A)、淀粉用量(因素B)、石灰用量(因素C)、MD總用量(因素D，固定粗選與精選用量比為5∶2)進行4因素3水平正交試驗，各因素水平安排見表4。

圖2 反浮選條件試驗流程

Table 4 Factors and levels for orthogonal experiments g/t

由于鐵精礦的硅含量與鐵品位存在負相關(guān)關(guān)系，所以條件試驗時僅考察鐵精礦鐵指標的變化以簡化試驗。反浮選條件正交試驗結(jié)果見表5。

表5 正交試驗結(jié)果Table 5 Orthogonal experiment results

對表5中4個因素各水平下的精礦鐵品位和鐵回收率取平均值，結(jié)果見表6。

表6 各因素各水平下的精礦指標平均值Table 6 Average concentrate indexes under each relational factor and level

由表6可知：隨著因素A即NaOH用量增加，精礦鐵品位、鐵回收率都有所提高，因此確定NaOH用量采用3水平，即1 000 g/t。隨著因素B即淀粉用量增加，精礦鐵品位有所降低而鐵回收率有所提高，綜合考慮，確定淀粉用量采用2水平，即1 000 g/t。隨著因素C即石灰用量增加，精礦鐵品位所提高而鐵回收率有所降低，綜合考慮，確定石灰用量采用2水平，即400 g/t；同理，確定MD總用量也采用2水平，即500 g/t(357+143 g/t)。

2.1.2 反浮選閉路流程試驗

在條件試驗和開路流程試驗基礎(chǔ)上進行了反浮選閉路流程試驗。試驗流程見圖3，試驗結(jié)果見表7。

圖3 反浮選閉路試驗流程

Table 7 Results of closed-circuit reverse flotation %

由表7可知，采用圖3所示流程，可獲得鐵品位為 70.28%、鐵回收率為 90.59%、SiO2含量為 2.85%的反浮選精礦，但反浮選尾礦鐵品位偏高，達32.34%。

2.2 反浮選尾礦再磨—弱磁選試驗

為盡可能減少鐵的損失，將反浮選尾礦再磨至不同細度，在φ400×300濕式筒式弱磁選機上進行1粗1精弱磁選。試驗中粗選磁場強度為143 kA/m，精選磁場強度為126 kA/m，試驗結(jié)果見表8。

表8 不同再磨細度下的弱磁選試驗結(jié)果

Table 8 Results of low intensity magnetic separation on different regrinding fineness %

再磨細度(-0.0385mm)產(chǎn) 品產(chǎn) 率鐵品位鐵回收率精 礦36.3561.0868.6682.60尾 礦63.6515.9231.34給 礦100.0032.34100.00精 礦34.8963.0167.0086.60尾 礦65.1116.6333.00給 礦100.0032.81100.00精 礦32.1864.9764.4491.80尾 礦67.8217.0135.56給 礦100.0032.44100.00

由表8可知，隨著再磨細度變細，弱磁選精礦回收率逐漸下降而鐵品位逐漸上升。綜合考慮，確定再磨細度為-0.0385 mm粒級占82.60%。

2.3 全流程試驗

根據(jù)前述試驗，按圖4進行了反浮選—浮尾再磨后弱磁選全流程試驗，試驗結(jié)果見表9。

圖4 反浮選—浮尾再磨后弱磁選全流程

由表9可知，采用反浮選—浮尾再磨后弱磁選工藝處理峨口鐵礦淘洗磁選機給礦，可以獲得鐵品位為69.58%、鐵回收率為97.05%、SiO2含量為4.23%的最終鐵精礦，達到了試驗目標。

表9 全流程試驗結(jié)果

Table 9 Test results of the whole flow-sheet %

產(chǎn) 品產(chǎn) 率品 位TFeSiO2回收率TFeSiO2精 礦88.2869.584.2397.0539.31尾 礦11.7215.9249.202.9560.69給 礦100.0063.299.50100.00100.00

3 結(jié) 論

(1)峨口鐵礦選礦廠淘洗磁選機給礦的鐵品位在63%以上，但SiO2含量超過9%，導致最終鐵精礦雖然鐵品位可達66%以上，但SiO2含量偏高，在7%左右。

(2)對峨口鐵礦選礦廠淘洗磁選機給礦進行反浮選—浮尾再磨后弱磁選試驗，在給礦鐵品位為63.29%、SiO2含量為9.52%的條件下，可獲得鐵品位為69.58%、鐵回收率為97.05%、SiO2含量為4.23%的最終鐵精礦，提鐵降硅效果顯著。

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(責任編輯 孫 放)

Beneficiation Tests of Iron Increase and Silicon Reduction for Iron Concentrate from Ekou Iron Mine

Yu Li1Hu Yiming1,2Liu Jun1Zhang Yong1Huangfu Mingzhu1

(1.SinosteelMaanshanInstituteofMiningResearchCo.，Ltd.，Maanshan243000，China；2.CollegeofResourcesandCivilEngineering，NortheasternUniversity，Shenyang110819，China)

Through the process of stage grinding-low intensity magnetic separation-fine screen classification-elutriation magnetic separation was used by Ekou Iron Plant，F(xiàn)e grade of iron concentrate reached above 66%，while the SiO2content is high，at about 7%. In order to decrease the SiO2content at final iron concentrate to be below 5%，experiments of iron increase and silicon reduction were conducted using feed of elutriation magnetic separator as the sample. The results showed that mixed iron concentrate with 69.58% of iron，4.23% of SiO2，iron recovery of 97.05% was

through the inverse flotation process of one roughing，one cleaning，three scavenging，and then one roughing，one cleaning of low intensity magnetic separation for reverse flotation tailings after regrinding to 82.60% 0.038 5 mm，using collector MD，developed by Sinosteel Maanshan Institute of Mining Research Co.，Ltd.，sodium hydroxide，corn starch，and lime as reagents. By this method，SiO2content in iron concentrate can reach the expected target.

Iron concentrate，Iron increase and silicon reduction，Reverse flotation，Regrinding，Low intensity magnetic separation

2013-12-25

“十二五”國家科技支撐計劃項目(編號：2012BAB14B00)。

虞 力(1987—)，男，助理工程師，碩士研究生。

TD951

A

1001-1250(2014)-04-078-04