鄂西某鮞狀赤鐵礦磁化焙燒-磁選-反浮選試驗研究

唐雙華（中冶長天礦業工程技術公司，湖南長沙 410007）

鄂西某鮞狀赤鐵礦磁化焙燒-磁選-反浮選試驗研究

唐雙華
（中冶長天礦業工程技術公司，湖南長沙 410007）

鄂西某鮞狀赤鐵礦石中的鐵品位為43.50%，其主要賦存在赤褐鐵礦中，分布率高達96.38%。礦石的脈石以SiO2和Al2O3為主，含量分別為18.68%和6.54%。有害雜質硫、砷的含量低，但磷的含量高達0.91%，屬于典型低硫高磷單一酸性鮞狀赤鐵礦石。工藝礦物學研究表明，赤鐵礦顆粒嵌布粒度較細，并與脈石緊密交生，因此試驗采用磁化焙燒-弱磁選-細磨脫泥-陰離子反浮選工藝流程進行探索，獲得合格鐵精礦產率55.95%，全鐵品位61.56%，鐵回收率78.90%，含磷0.24%。

鮞狀赤鐵礦石；磁化焙燒；磁選；反浮選

我國鮞狀赤鐵礦資源豐富，儲量較大，主要分布在貴州、廣西、湖南、湖北等地［1～4］。其中探明儲量最大的是湖北省，主要集中于湖北省恩施、宜昌等鄂西地區。鄂西高磷鮞狀赤鐵礦嵌布粒度極細含磷量較高，礦物組成和礦石結構及構造復雜，其難選最具代表性，該類鐵礦石是國內外公認的難選鐵礦石。近年來，不少學者對此鐵礦石進行了不同的工藝研究［5～8］，研究結果表明處理此類鐵礦石采用傳統的選礦方法很難取得理想的選別指標。為此，至今鄂西高磷鮞狀赤鐵礦石沒得到大規模工業開發利用。

為尋求技術經濟合理的選礦工藝，開發利用該類鮞狀赤鐵礦石，在對鄂西某鮞狀赤鐵礦進行了礦物工藝學研究的基礎上，采用了磁化焙燒-弱磁選-反浮選的原則工藝流程對此鐵礦石進行了試驗研究。

1 礦石性質研究

1.1 原礦的化學成分

原礦的全元素化學成分分析結果見表1，鐵的物相分析結果見表2。

表1 原礦的化學成分%

表2 鐵的物相分析結果%

原礦的多元素分析及鐵化學物相分析結果表明，礦石中全鐵品位為43.65%，其中，鐵主要賦存在赤（褐）鐵礦中，其分布率高達96.38%。脈石組分以SiO2和Al2O3為主，含量分別為18.68%和6.54%。有害雜質硫、砷的含量低，對礦石質量影響較小，但磷的含量高達0.91%，屬于典型的高磷鐵礦石。

1.2 原礦主要礦物組成

經顯微鏡鑒定、XRD分析和SEM-EDS分析研究表明，組成礦石的礦物種類較為簡單，鐵礦物以赤鐵礦為主，其次為褐鐵礦；脈石礦物以硅質脈石礦物石英為主，其次為伊利石、綠泥石、膠磷礦等。礦石中主要礦物的組成及含量見表3。

表3 原礦中主要組成礦物的含量%

1.3 赤鐵礦和赤鐵礦鮞粒的嵌布粒度

原礦中大部分赤鐵礦是以鮞狀的形式產出，鮞狀赤鐵礦與脈石礦物之間的嵌布關系相對簡單，因此易與脈石礦物解離，但鮞粒內部赤鐵礦呈細小針狀和纖維棉絮狀集合體，并與脈石緊密交生，即使細磨也不能使其充分解離，這是影響精礦鐵品位的主要原因。原礦中赤鐵礦和赤鐵礦鮞粒的嵌布粒度統計結果見表4。

表4 赤鐵礦及鮞粒的嵌布粒度

由表4可見，原礦中赤鐵礦的粒度極細，大于0.019 mm部分僅占39.46%，小于0.01 mm的部分卻高達51.28%，而赤鐵礦鮞粒大于0.21 mm部分占77.51%。由此可見，原礦石中赤鐵礦鮞粒的粒度較粗，但由于赤鐵礦本身的粒度極為細小，且嵌布關系復雜，為讓大部分赤鐵礦達到單體解離，試驗磨礦細度需選擇0.01 mm以下。

1.4 磷的賦存狀態及磷礦物的粒度特性

磷是原礦中的主要有害雜質組分，抑磷是選礦工藝流程中的關鍵，查明礦石中磷的賦存狀態及其分布特征，對抑磷具有重要意義。原礦中磷的化學物相分析結果見表5，礦石中膠磷礦的嵌布粒度統計結果見表6。

表5 原礦中磷的化學物相分析結果%

表5表明，礦石中磷主要以膠磷礦的形式存在，其分布率達94.73%，其它形式存在的磷合計分布率僅占5.27%。

表6 原礦中膠磷礦的嵌布粒度

由表6可見，礦石中膠磷礦嵌布粒度較細，若要使礦石中90%以上的膠磷礦單體解離，需選擇0.038 5 mm以下的磨礦細度。

2 試驗方案

在目前選礦技術水平及裝備條件下，原礦采用絮凝脫泥-反浮選、弱磁、強磁等機械物理選礦工藝難以得到較高品位（TFe 60%以上）的低磷鐵精礦。根據鄂西鮞狀赤鐵礦石的性質（TFe／FeO＝26.14），參考相關的生產實踐［9～12］，試驗確定采用“磁化焙燒-弱磁選-反浮選”工藝。試驗將破碎后的礦石與煤粉按合適的比例進行混勻后，進行磁化焙燒，使得原礦弱磁性鐵礦石在還原介質條件下轉變成強磁性鐵礦物，經磨礦后磁選可獲得鐵精礦。為獲得合格的鐵精礦，將磁選精礦采用一粗一精一掃的反浮選工藝進行除磷，從而使最終獲得浮選鐵精礦達到鐵精礦質量標準要求。

3 試驗研究

3.1 磁化焙燒試驗研究

磁化焙燒法主要是處理弱磁性鐵礦石，通過馬弗爐加熱，弱磁性鐵礦物在還原介質中被還原為強磁性鐵礦物。

將原礦破碎至-8 mm，加入一定比例的煤粉進行混勻，裝入金屬容器中，在一定溫度的條件下焙燒，之后采用水封冷卻，磨礦至0.074 mm以下，在磁場強度為143.24 kA／m的條件下做磁選管試驗，分析檢測焙燒礦中磁性鐵礦物的含量，以此評價焙燒質量。磁化焙燒試驗主要考察了焙燒溫度、配煤量及焙燒時間等主要影響因素。

3.1.1 磁化焙燒溫度條件試驗

鐵礦石破碎至-8 mm，并與煤粉按8%的比例進行混勻，在焙燒時間為50 min的條件下，選取不同的磁化焙燒溫度，進行磁化焙燒試驗研究。試驗結果如圖1所示。

圖1 磁化焙燒溫度條件試驗結果曲線

由圖1可以看出，隨著焙燒溫度的上升，磁選精礦中鐵的品位基本保持在55%左右，但隨著焙燒溫度的上升，鐵的回收率呈明顯先上升后下降的趨勢，在焙燒溫度800℃時，其回收率達到最大，回收率可達63%，因此可以確定焙燒最佳溫度為800℃。

3.1.2 磁化焙燒配煤量條件試驗

鐵礦石破碎至-8 mm，在焙燒時間為50min，焙燒溫度750℃的條件下，選取不同配煤量進行磁化焙燒試驗研究。試驗結果如圖2所示。

圖2 磁化焙燒配煤量條件試驗曲線

由圖2可以看出，隨著磁化焙燒配煤量的增加，磁選精礦中鐵的品位和回收率均呈現出先升后降的趨勢，在配煤量為12%時，其品位和回收率均達到最大值，由此可見，磁化焙燒配煤量最佳用量為12%。

3.1.3 磁化焙燒時間條件試驗

鐵礦石破碎至-8 mm，并與煤粉按8%的比例進行混勻，在焙燒溫度750℃的條件下，選取不同的磁化焙燒時間，進行磁化焙燒試驗研究。試驗結果如圖3所示。

圖3 磁化焙燒時間條件試驗曲線

由圖3可以看出，隨著焙燒時間的增加，磁選精礦中鐵的品位增大后略微降低，但隨著焙燒時間的增加，鐵的回收率呈明顯先向上升后下降的趨勢，在焙燒時間為60 min時，其回收率達到最大，回收率可達64%，因此可以確定焙燒最佳時間為60 min。

3.1.4 磁化焙燒試驗小結

條件試驗結果表明，焙燒溫度、配煤量和焙燒時間對焙燒礦的磁選精礦品位影響較小，但對焙燒礦磁選鐵精礦的回收率影響較大。根據條件試驗確定，鄂西鮞狀高磷赤鐵礦磁化焙燒的最佳條件為：焙燒溫度800℃，混配煤粉12%，焙燒時間60 min。

3.2 焙燒礦選礦試驗研究

3.2.1 焙燒礦多元素分析及鐵的化學物相分析

焙燒礦的多元素化學成分分析結果見表7，鐵的化學物相分析結果見表8。

表7 焙燒礦的主要化學成分%

表8 焙燒礦中鐵的化學物相分析結果%

由表7、表8可知，鄂西某鮞狀赤鐵礦石經磁化焙燒后，絕大部分赤鐵礦已轉化為磁鐵礦，其磁鐵礦的含量已接近90%，但亦有部分赤鐵礦呈交代殘余存在，脈石礦物仍以石英為主。

3.2.2 焙燒礦磨礦-磁選-脫泥試驗研究

從原礦和焙燒礦的性質分析看，要獲得高品位低磷的鐵精礦，需選擇-0.038 5 mm的磨礦細度。焙燒礦粒度較細且經過水淬，較易磨，試驗采用兩段磨礦。試驗結果表明，選擇一段磨礦細度-0.045 mm占89.96%，二段磨礦細度-0.038 5 mm占95%，磁強場強0.18 T的條件下，可獲得鐵品位59.04%，鐵回收率87.85%。磁化焙燒礦經兩段磨礦后的最終產品粒度為-0.038 5 mm占95%，其粒度較細，采用脫泥的方法，可進一步提高精礦品位，同時減少有害元素微粒礦石對后續冶金作業的有害因素。脫泥后的粗鐵精礦品位60.18%，回收率86.56%，磷的含量0.66%。試驗工藝流程圖如圖4所示，試驗結果見表9。

圖4 焙燒礦磨礦-磁選-脫泥試驗工藝流程圖

表9 焙燒礦磨礦-磁選-脫泥試驗結果%

3.2.3 鮞狀赤鐵礦閉路浮選試驗研究

焙燒礦經磨礦、磁選、脫泥后獲得的鐵精礦的品位達到60.18%，但由于磷的含量高達0.66%，仍達不到鐵精礦質量標準的要求。因此試驗采用一粗一精一掃的反浮選工藝進行降磷，使鐵精礦中的磷含量降到0.25%以下。試驗總工藝流程圖如圖5所示。試驗結果見表10。試驗結果表明，該鄂西鮞狀赤鐵礦采用磁化焙燒-弱磁選-反浮選的流程，最終精礦產率為55.95%，TFe品位為61.56%，P品位為0.24%，TFe回收率為78.90%。

圖5 鮞狀赤鐵礦試驗總工藝流程圖

表10 全流程試驗結果%

3.3 焙燒礦選礦試驗小結

鄂西鮞狀赤鐵礦石經磁化焙燒后，其90%以上的赤鐵礦已轉化為磁鐵礦，焙燒礦經階段磨礦磁選-脫泥-陰離子反浮選工藝流程進行試驗，可以獲得產率55.95%，全鐵品位達到61.56%，鐵的回收率為78.90%，含磷0.24%的合格鐵精礦。

4 結 論

1.經過研究礦石的性質表明，該礦石屬于低硫高磷的單一酸性氧化型鐵礦石。原礦石中全鐵品位為43.65%，礦石中的鐵主要賦存在赤（褐）鐵礦中，其分布率占96.38%。脈石組分以SiO2和Al2O3為主，含量分別為18.68%和6.54%。有害雜質硫、砷的含量低，但磷的含量高達0.91%，礦石中磷主要以膠磷礦的形式存在，其分布率達94.73%。

2.該礦石磁化焙燒試驗研究結果表明，將原礦破碎至-8 mm，并與煤粉按12%比例進行混勻，在焙燒溫度800℃，焙燒時間60 min的條件下，通過磁化焙燒可將90%以上的弱磁性鐵礦物在還原介質中轉變為強磁性鐵礦物。

3.依據鄂西高磷鮞狀赤鐵礦石的性質特點，試驗采用還原磁化焙燒-弱磁選-細磨脫泥-陰離子反浮選工藝流程處理該礦石，可以獲得產率55.95%，全鐵品位達到61.56%，鐵的回收率為78.90%，含磷0.24%的合格鐵精礦。

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Research on Magnetization Roasting-Magnetic Separation-Reverse Flotation of a Oolitic Hematite Ore in Western Hubei

TANG Shuang-hua
（Mining Engineering Company of the CIE，Changsha 410007，China）

A western Hubei oolitic hematite is a typical low-sulfur high phosphorus oolitic hematite single acid.Iron ore ismainly hosted in red limonite，which accounted for 96.38%.And the Iron ore grade is 43.50%.Gangue componentsmainly SiO2and Al2O3，their contents were 18.68%and 6.54%respectively.Process mineralogy studies show that the hematite particles disseminated fine grain size and it pay closed with the gangue.So a research using themagnetization roasting，low intensitymagnetic separation，finely ground-desliming and negative ion reverse flotation，the iron finemineral rate is 55.95%，an iron concentrate with an iron grade of61.56%，with a recovery of 78.90%，and phosphorus content of 0.24%can be obtained.

oolitic hematite；magnetization roasting；magnetic separation；reverse flotation

TD951

A

1003-5540（2016）01-0012-05

2015-11-16

唐雙華（1982-），女，工程師，主要從事選礦工程設計工作。