磁化焙燒選別細粒難選赤鐵礦尾礦試驗研究*

楊曉峰, 董振海，胡 健

(1.鞍鋼集團北京研究院有限公司，北京 102200；2.鞍鋼集團關寶山礦業有限公司，遼寧 鞍山 104044)

0 引言

最大限度回收利用鐵尾礦中的有價成分，可實現降低尾礦品位、減少金屬流失、提高經濟效益的目的[1-3]。近年來國內相關研究單位圍繞難選礦和赤鐵礦尾礦等進行了大量的研究工作，其中磁化焙燒工藝為最有效的技術[4-6]。本文對細粒難選赤鐵礦尾礦分別采用“預富集—磁化焙燒—磁選工藝”和“預富集—磁化焙燒—磁浮工藝”選別后，獲得了鐵品位高于63%的精礦，為我國細粒難選赤鐵礦尾礦的高效利用提供了新途徑[7-8]。

1 礦石性質

1.1 物相及多元素分析結果

試驗礦樣物相分析結果見表1。由表1可知，試驗礦樣中主要的鐵礦物為赤(褐)鐵礦，鐵分布率為70.17%；其次為磁性鐵，鐵分布率為13.58%；碳酸鐵中的鐵分布率為13.52%；硅酸鐵和硫化鐵中的鐵質量分數較低，鐵分布率分別為1.97%和0.76%。故試驗礦樣中主要回收對象為赤(褐)鐵礦、磁鐵礦。

表1 鐵化學物相分析 單位：%

1.2 主要礦物浸染粒度

該尾礦中赤鐵礦和磁鐵礦的單體解離度均較低，連生體主要為赤鐵礦與脈石礦物、磁鐵礦與脈石礦物及赤鐵礦、磁鐵礦與脈石礦物三者結合形成的連生體，其中大部分為貧連生體。磁鐵礦的貧連生體較多，赤鐵礦與褐鐵礦結合形成的連生體也較多，磁鐵礦直接與褐鐵礦結合形成的連生體較為少見。對試驗礦樣中的赤鐵礦、磁鐵礦進行粒度測定，結果見表2。

表2 主要礦物粒度統計結果 單位：%

由表2可知，赤鐵礦均勻分布在-0.074 mm粒級中。其中，-0.037 mm粒級中的分布率高達73.27%，-0.010 mm粒級中的分布率為16.67%。由此可見，赤鐵礦的粒度十分細小，微粒赤鐵礦含量較高。磁鐵礦顆粒也分布在-0.074 mm粒級中，在-0.037 mm粒級中的分布率高達69.56%，其中在-0.010 mm粒級中的分布率為14.49%，可見磁鐵礦粒度更細。

2 選別試驗

2.1 預富集工藝試驗

2.1.1 預富集工藝試驗結果

對試驗礦樣采用“一段粗選、掃選立環磁選預先拋尾—磨礦—弱磁選—強磁再選”工藝進行預富集試驗，具體流程是：試驗礦樣給入一段粗選立環磁選機，粗選尾礦給入一段掃選立環磁選機拋棄尾礦，一段粗選立環磁選機精礦與一段掃選立環磁選機精礦合并為一混精給入球磨機與分級機組成的閉路磨礦系統，磨礦產品給入二段筒式磁選機，二段筒式磁選機尾礦給入二段立環磁選機拋棄尾礦，二段筒式磁選機精礦與二段立環磁選機精礦合并為二混精，二混精為預富集精礦，一段掃選立環磁選機尾礦和二段立環磁選機尾礦構成預富集尾礦。在給礦TFe品位為15.68%的條件下，預富集試驗獲得的選別指標為：預富集精礦TFe品位33.19%、精礦產率28.56%、尾礦品位8.68%、金屬回收率60.45%。

2.1.2 預富集精礦性質分析

對預富集精礦進行鐵物相分析，結果見表3。

表3 預富集精礦鐵物相分析結果 單位：%

由表3可知，預富集精礦中主要的鐵礦物為赤鐵礦，鐵分布率為66.98%；其次為碳酸鐵，鐵分布率為17.28%；磁性鐵中鐵的分布率為13.99%；硅酸鐵和硫化鐵質量分數較低，鐵分布率分別為0.98%和0.77%。

2.2 預富集精礦磁化焙燒試驗

試驗過程中考查了焙燒溫度、CO用量、N2用量、總氣量及給礦量對懸浮焙燒的影響。為綜合考查懸浮焙燒條件試驗的效果，除采用懸浮焙燒產品磁選精礦鐵品位和回收率衡量外，同時采用強磁性礦物轉化率來表征。

焙燒前產物中全鐵和硅酸鐵的質量分數通過化學方法測得。礦石中強磁性鐵礦物質量分數通過磁選管磁選方法確定。

2.2.1 焙燒溫度對懸浮焙燒的影響

焙燒溫度是影響物料還原效果的重要因素，決定了物料中鐵物相的轉化程度。在給礦量為111.70 kg/h、CO用量為3 m3/h、N2用量為2 m3/h的條件下考查了焙燒溫度對懸浮焙燒擴大試驗的影響，結果如圖1所示。

圖1 焙燒溫度對懸浮焙燒效果的影響

由圖1a可知：在470～560 ℃的懸浮焙燒溫度范圍內，焙燒溫度對精礦品位的影響較小，精礦TFe品位維持在61%左右；隨著焙燒溫度的升高，鐵回收率則呈現先升高后降低的趨勢；當焙燒溫度由450 ℃升至550 ℃時，鐵回收率由68.70%逐漸增大到82.14%；焙燒溫度繼續升高至560 ℃，精礦回收率反而逐漸降低至79.32%。由圖1b可知：隨著焙燒溫度的升高，強磁性礦物轉化率也逐漸提高；當焙燒溫度為550 ℃時，強磁性礦物轉化率達87.24%。綜合考慮，確定適宜的焙燒溫度為550 ℃。

2.2.2 CO用量對懸浮焙燒的影響

在給礦量為111.70 kg/h、焙燒溫度為550 ℃及N2用量為2 m3/h的條件下進行CO用量擴大連續試驗，考查CO用量對懸浮焙燒效果的影響，試驗結果如圖2所示。

圖2 CO用量對懸浮焙燒效果的影響

由圖2a可知：隨著CO用量的增加，精礦鐵回收率呈現持續升高的趨勢，TFe品位變化不大，基本維持在61%左右；當CO用量由2.5 m3/h增至3.5 m3/h時，精礦鐵回收率由78.67%升至80.69%；繼續增加CO用量至4.5 m3/h時，鐵回收率升至83.23%。由圖2b可知：當CO用量由2.5 m3/h增至3.5 m3/h時，物料的強磁性礦物轉化率幾乎保持不變；當CO用量增至4.0 m3/h時，強磁性礦物轉化率由85.91%迅速提高至88.56%。綜合考慮，確定適宜的CO用量為4.0 m3/h。

2.2.3 N2用量對懸浮焙燒的影響

在給礦量為111.70 kg/h、焙燒溫度為550 ℃及CO用量為4 m3/h的條件下進行N2用量擴大連續試驗，現場考查N2用量對懸浮焙燒效果的影響，試驗結果如圖3所示。由圖3a可知，隨著N2用量的增加，精礦TFe品位和鐵回收率總體上均呈先下降后趨于穩定的趨勢，TFe品位最終維持在61%左右，鐵回收率維持在80%左右。這主要是由于N2用量的增加一方面使CO濃度降低，從而使還原速度下降；另一方面縮短了反應時間，進而影響了精礦回收率。因此，適宜的N2用量應≤2.0 m3/h。由圖3b可知，當N2用量在1～2 m3/h時，強磁性礦物轉化率幾乎保持不變，維持在87%左右；進一步增大N2用量時，強磁性礦物轉化率則迅速降低。綜合考慮，確定適宜的N2用量為2.0 m3/h。

圖3 N2用量對懸浮焙燒效果的影響

2.2.4 給礦量對懸浮焙燒的影響

在焙燒溫度為550 ℃、CO用量為4 m3/h及N2用量為2 m3/h的條件下進行給礦量擴大連續試驗，現場考查給礦量對懸浮焙燒效果的影響。試驗結果如圖4所示。

圖4 給礦量對懸浮焙燒效果的影響

由圖4a可知，隨著給礦量的增加，精礦TFe品位和鐵回收率總體上呈現下降的趨勢。這主要是由于在CO用量一定的情況下，在給礦量較少時，物料在還原腔停留時間較長，物料中的鐵礦物能夠充分還原轉變為磁鐵礦；當給礦量過多時，物料在還原腔停留時間變短，物料中的鐵礦物得不到充分還原。因此，磁選精礦TFe品位和鐵回收率均有一定程度的下降。由圖4b可知，隨著給礦量的增加，物料的強磁性礦物轉化率總體上呈逐漸降低的趨勢，這與上述分析結果吻合。從工業生產角度考慮，給礦量少雖然能夠得到較好的分選指標，但會影響現場的處理能力和生產效率。綜合考慮，確定適宜的給礦量為111.70 kg/h。

2.2.5 磁化焙燒產品礦石性質分析

根據焙燒條件試驗結果，確定在焙燒溫度為550 ℃、CO用量為4.0 m3/h、N2用量為2.0 m3/h、給礦量為111.70 kg/h的條件下對預富集精礦進行焙燒試驗，對獲得的焙燒產品進行物相分析，結果見表4。

表4 焙燒產品鐵物相分析結果 單位：%

由表4可知：焙燒產品中鐵主要以磁性鐵的形式存在，質量分數為29.12%，鐵分布率為88.16%；其次以赤鐵礦和碳酸鐵的形式存在，鐵分布率分別為5.05%和5.21%；硫化鐵和硅酸鐵質量分數較低，分別為0.20%和0.32%，鐵分布率分別為0.61%和0.97%。

與焙燒前的預富集精礦對比可見，赤(褐)鐵礦中鐵分布率由66.98%轉變為5.05%，磁性鐵分布率由13.99%增至88.16%。經計算鐵礦石磁化焙燒過程中強磁性礦物轉化率為87.23%，表明懸浮焙燒過程弱磁性鐵礦物向強磁性鐵礦物轉化良好。

2.3 焙燒產品再磨精選結果

對焙燒產品分別采用磁拋尾—細磨—磁選工藝和磁拋尾—細磨—磁浮聯合工藝進行選別，結果見表5。

表5 焙燒產品不同選別工藝條件和指標對比 單位：%

由表5可知：采用單一磁選方法，在磨礦細度達到-0.025 mm質量分數占97%時，能獲得63.04%的精礦品位，雖然該工藝流程簡單，但要達到-0.025 mm質量分數占97%的磨礦細度，磨礦成本極高；采用磁浮聯合工藝，在磨礦細度為-0.025 mm質量分數占80%時，可獲得品位為65.10%的精礦，遠遠高于采用單一磁選工藝獲得的精礦品位，但其尾礦品位較高，回收率偏低。單一磁選工藝與磁浮聯合工藝相比，雖然焙燒產品精礦產率、金屬回收率等選別指標均較好，但其精礦品位低，特別是其磨礦細度為-0.025 mm質量分數占97%的要求將使磨礦成本大幅度增加。

3 結論

a.采用“預富集—磁化焙燒—磁浮聯合”新技術處理試驗礦樣，在給礦總鐵品位為15.68%的條件下，預富集試驗得到了精礦TFe品位33.19%、回收率60.45%的技術指標。

b.預富集精礦在焙燒溫度為550 ℃、CO用量為4.0 m3/h、N2用量為2.0 m3/h、給礦量為111.70 kg/h的條件下進行焙燒試驗，與焙燒前的預富集精礦相對比，磁性鐵分布率由13.99%增至88.16%，鐵礦石磁化焙燒過程中強磁性礦物轉化率為87.23%，表明焙燒過程弱磁性鐵礦物向強磁性鐵礦物轉化良好。

c.獲得的焙燒產品經單一磁選工藝選別，在磨礦細度達到-0.025 mm質量分數占97%時，可獲得TFe品位63.04%、作業回收率80.04%、總鐵回收率48.40%的技術指標；經磁浮聯合分選，在磨礦細度為-0.025 mm質量分數占80%時，獲得了精礦TFe品位65.10%、作業回收率72.16%、總鐵回收率43.62%的技術指標。為我國細粒難選赤鐵礦尾礦的高效利用提供了新途徑，獲得了較好的經濟、環境及社會效益。