某鐵錳礦磁化焙燒—磁選試驗

李長順

(昆鋼集團設計院有限公司)

隨著生產錳鐵合金的優質鐵錳礦資源越來越少，開展低品位鐵錳礦選礦工藝研究意義重大。某鐵錳礦風化嚴重，較為疏松易碎，鐵品位21.89%、錳品位19.45%,主要有用礦物為褐鐵礦、軟錳礦，屬難選鐵錳礦石。由于該礦含泥量較低、磁性極弱，為實現礦石中鐵、錳的有效回收利用，采用焙燒—磁選工藝流程進行選礦試驗[1]。

1 礦石性質

某鐵錳礦鐵、錳均主要賦存于氧化礦中，主要礦物為褐鐵礦、軟錳礦、石英，分別占40%、30%、25%，嵌布粒度相對較粗。礦石化學多元素分析結果見表1。

表1 礦石化學元素分析結果 %

表1表明，該鐵錳礦鐵品位21.89%，錳品位19.45%，是可回收利用的主要元素。

2 試驗結果與討論

2.1 探索試驗

依次對原礦進行洗選試驗、強磁選(640 kA/m)試驗、干式磁選(106.56 kA/m)試驗等探索試驗，發現：

(1)礦石細泥含量較低；相比原礦，洗選難以將精礦鐵、錳品位提高1個百分點，不能達到提質降雜的目的。

(2)強磁選工藝也僅能將鐵、錳品位提高到1～2個百分點，說明強磁選工藝不能有效分離有用礦物與脈石礦物。

(3)干式磁選試驗沒有獲得精礦，說明礦石磁性極弱。

2.2 磁化焙燒—磁選試驗

2.2.1 配煤試驗

原礦破碎至-2 mm，在焙燒溫度800 ℃、焙燒時間15 min、磁選管磁場強度100 kA/m的條件下，按圖1流程進行磁化焙燒配煤量試驗[2]，結果見表2。

圖1 磁化焙燒—磁選配煤條件試驗流程

由表2可知，隨著磁化焙燒配煤量的增加，磁精礦鐵、錳回收率呈先增大后減小趨勢，鐵、錳品位呈先快后慢的下降趨勢，因此配煤量選擇8%，此時磁精礦鐵品位25.84%、錳品位22.14%，達到較高水平，鐵回收率69.49%、錳回收率67.65%，達到最大值。

表2 磁化焙燒配煤量試驗結果 %

2.2.2 磁化焙燒試樣制備

取原礦試樣20 kg，配煤1.6 kg(8%)、焙燒溫度800 ℃，為進一步提高磁化焙燒效果，經條件試驗確定，將焙燒時間由15 min調至25 min，使用φ0.5 m×1.0 m回轉窯進行磁化焙燒試樣制備[3]。磁化焙燒試樣產率75.10%，TFe、Mn、SiO2分別為25.24%、22.42%、15.81%，P含量0.80%，主要礦物組成見表3。

表3 磁化焙燒試樣主要礦物組成 %

表3表明，磁化焙燒試樣磁鐵礦含量55.0%，褐鐵礦已基本轉化為磁鐵礦，軟錳礦也向方錳礦轉變，總體磁化焙燒效果較好。

2.2.3 磨礦細度試驗

為加強對焙燒產品中鐵、錳金屬的回收，采用弱磁選—強磁選流程在弱磁選磁場強度76 kA/m、強磁選磁場強度640 kA/m條件下，對磁化焙燒試樣按圖2流程進行磨礦細度試驗[4]，結果見表4，強磁精礦和弱磁精礦主要化學成分分析結果見表5。

圖2 磁選磨礦細度試驗流程

由表4、表5可知，相比磨礦細度-0.076 mm 80%和90%，磨礦細度為-0.076 mm 70%時，磁化焙燒試樣弱磁選—強磁選流程精礦產品綜合指標較優，可獲得鐵品位32.52%、錳品位19.39%的弱磁精礦，鐵、錳回收率分別為81.30%、58.80%；鐵品位15.44%、錳品位25.36%的強磁精礦，鐵、錳回收率分別為17.18%、34.24%。

表4 磨礦細度試驗結果 %

表5 精礦產品主要化學成分分析結果%

磨礦細度為-0.076 mm 70%時，磁選產品礦物組成見表6。

表6 產品礦物組成 %

從表6可以看出，該鐵錳礦經磁化焙燒—弱磁選—強磁選流程選別后，磁鐵礦在弱磁精礦和強磁精礦中得到富集，強磁尾礦磁鐵礦含量僅5.00%，磁選回收效果較好。

3 結 論

(1)某鐵錳礦鐵品位21.89%，錳品位19.45%，硫、磷含量較低，褐鐵礦含量40%。礦石含泥量較低，磁性極弱，洗選、磁選直接分選效果很差。

(2)礦石磁化焙燒后，磁鐵礦含量達到55%。考慮到磨礦成本和選別指標，選擇在磨礦細度-0.076 mm 70%條件下進行磁選回收。

(3)原礦在配煤量8%、焙燒溫度800℃、焙燒時間25min的條件磁化焙燒，磨礦至-0.076mm70%，經弱磁選—強磁選流程選別，可獲得鐵品位32.52%、錳品位19.39%、磷含量0.983%、鐵回收率81.30%、錳回收率58.80%的弱磁精礦和鐵品位15.44%、錳品位25.36%、磷含量0.517%、鐵回收率17.18%、錳回收率34.24%的強磁精礦。

(4)磁化焙燒—磁選過程中，部分磷在弱磁精礦中富集，因此在使用弱磁精礦進行鐵合金生產時，應采取適當的脫磷措施。實際生產應用中，應根據弱磁精礦和強磁精礦成分特點，與其他低磷鐵錳礦資源配合使用，從而提高資源綜合利用價值。