某難選赤鐵礦選礦工藝試驗研究

歐陽崇鐘

（長沙礦冶研究院有限責任公司）

我國赤鐵礦資源較為豐富，主要分布在遼寧、河北、甘肅、安徽、山西等地［1-2］。但不同地區赤鐵礦的礦物組成和嵌布特征區別較大，不同礦山的選別工藝差別較大，對于礦石組成簡單，嵌布較粗的赤鐵礦通過階段磨礦—重選—磁選—陰離子反浮選工藝可獲得較為優良的選別指標。例如鞍鋼集團弓長嶺礦業公司、齊大山、胡家廟貧赤鐵礦［3-7］，但還有大部分的礦石成分復雜，嵌布粒度微細的赤鐵礦石始終難以有效回收，例如鮞狀赤鐵礦，祁東赤鐵礦等。近年，隨著磁化焙燒技術與設備的迅速發展，特別是閃速磁化焙燒技術的工業成功應用，采用磁化焙燒工藝［8］來處理難選赤、褐鐵礦日益受到廣大科研工作者的重視。該研究對某難選赤鐵礦分別進行了塊礦預選早收試驗、階段磨礦—階段強磁選試驗、脫泥反浮選試驗和磁化焙燒—弱磁選試驗，以推薦合適的選別工藝流程。

1 礦石性質

原礦多元素化學分析及鐵物相分析結果見表1、表2，鐵礦物與脈石礦物的嵌布關系見圖1。

注:TFe/FeO為24.95，堿性系數為0.07。

由表1可知，礦石中可供選礦富集回收的主要元素是鐵，鐵品位為36.68%；磷含量較高，為0.70%，選別過程中需要關注磷的走向。

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由表2可知，礦石中的鐵主要以赤（褐）鐵礦的形式存在，分布率高達95.80%，加上賦存于磁鐵礦中的鐵，二者合計分布率為96.62%

由圖1可見，區域內在低倍鏡下觀察是一塊較粗的赤鐵礦顆粒，但是將區域內圓圈A進一步放大，可以發現在該赤鐵礦顆粒內還緊密分布著大量的微細脈石，其粒度大都小于25 um，這將導致該礦石單體解離困難。

2 試驗方法及設備

由礦石性質的分析結果可知，該礦石中的鐵主要以赤鐵礦的形式存在。目前赤鐵礦的選礦工藝主要有粗粒強磁預選、階段磨礦—強磁選、浮選和磁化焙燒等選別工藝。為探索該礦石的高效回收利用技術，分別對上述工藝進行試驗，并考查選別過程中磷的走向。

試驗采用XMB-67?200 mm×240 mm棒磨機、球磨機進行磨礦試驗，采用?400 mm×300 mm鼓形弱磁選機（筒體表面磁場強度≤0.2 T）進行弱磁選試驗，采用XFD系列試驗室掛槽式浮選機進行浮選試驗，采用SLON-100強磁機進行強磁選試驗，采用馬弗爐進行磁化焙燒試驗，采用褐煤作為磁化焙燒還原劑。

3 選礦試驗及結果

3.1 粗粒強磁預選試驗

為探討獲得更高品位塊精礦的可能性，在線速度1.73 m/s、磁場強度0.85 T的條件下對各粒級原礦進行了預選分級干式磁選試驗。試驗結果見表3～表5。

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由表3～表5可知，不同粒級的各段原礦采用強磁預選所得塊礦鐵品位最高為52.57%，產率為7.69%，預選尾礦全鐵品位均≥23%，說明采用強磁預選的方式難以獲得鐵品位較高的塊礦，也難以有效脫除脈石礦物，主要是因為鐵礦與脈石嵌布關系緊密，在粗粒條件下難以解離，因此需要對礦石進行細磨—強磁—浮選試驗。

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3.2 細磨強磁選試驗

由于在粗粒條件下難以獲得較高品位的鐵精礦，因此探索開展細磨強磁選試驗。在磁場強度1.0 T條件下進行磨礦細度試驗，試驗結果見表6。

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由表6可知，隨著磨礦細度的增加，強磁精礦鐵品位隨之提高，可獲得的強磁精礦鐵品位為51.00%～53.36%，尾礦品位為12.23%～14.52%，尾礦品位隨磨礦細度的增加升高，導致鐵回收率下降，綜合考慮，磨礦細度選擇-0.074 mm50%為宜。

為進一步探索提高精礦鐵品位的可能性，在一段磨礦細度-0.074 mm50%的條件下，進行一段精礦再磨磁選試驗，試驗結果見表7。

由表7可知，當二段磨礦細度從-0.074 mm60%提高到-0.038 mm95%時，精礦鐵品位從54.56%升高到58.01%，產率從91.50%下降到69.73%，鐵回收率從95.06%降低到76.96%，鐵損失較大；在磨礦細度-0.038 mm95%的條件下，可獲得強磁鐵品位58.01%、鐵對原礦回收率為66.11%的鐵精礦，因此，通過階段磨礦—強磁選難以獲得高品質鐵精礦，且細磨后礦物泥化嚴重，造成尾礦鐵品位偏高；因此，對強磁選精礦進行浮選試驗以提高精礦鐵品位。

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3.3 強磁精礦浮選試驗

由于礦石性質復雜，鐵礦嵌布粒度粗細不均，強磁選只能獲得鐵品位55%～58%的精礦。為進一步將精礦鐵品位提高到60%以上，對粒度-0.045 mm80%的強磁精礦進行了陰離子反浮選、陽離子反浮選、正浮選、再磨脫泥—反浮選4種方案的探索試驗，結果見表8。

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由表8可知，陽離子反浮選和正浮選在不同磨礦細度下都難以獲得高品位的鐵精礦，且尾礦鐵品位普遍較高，說明分選效率較差；陰離子反浮選可得到鐵品位61.36的鐵精礦，但精礦產率及回收率均較低，且尾礦鐵品位偏高；采用脫泥反浮選，選別指標大幅改善，可獲得鐵品位61.69%、鐵回收率60.78%的鐵精礦。

采用脫泥反浮選對二段強磁精礦進行閉路流程試驗，試驗結果見圖2。

由圖2可見，通過脫泥反浮選，二段強磁精礦可獲得鐵品位60.76%、鐵作業回收率68.65%的鐵精礦，但浮選尾礦鐵品位高達45.24%，造成大量鐵損失。

3.4 磁化焙燒—弱磁選試驗

前期試驗結果表明，采用強磁粗粒預選、階段磨礦—強磁選和脫泥反浮選等工藝處理該鐵礦石，均不能獲得滿意的選別指標，主要是由于該礦石以赤、褐鐵礦為主，且目的礦物集合體純度較差，難以獲得高品質的鐵精礦；同時赤、褐鐵礦在磨礦過程中泥化嚴重，使得尾礦跑高，整體回收率偏低，因此進行磁化焙燒—磁選試驗，將弱磁選礦物轉化為強磁性礦物，使鐵礦物的回收更加容易，同時通過礦相轉變，使部分鐵礦物與脈石礦物發生轉移，有助于解離。磁化焙燒溫度750℃，時間60 min，褐煤比例10%，焙燒礦水冷后，磨礦至-0.045 mm85%進行弱磁選試驗，磁場強度0.12 T，試驗結果見表9。

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由表9可知，在焙燒礦細磨至-0.045 mm85%的條件下，通過1次弱磁選可獲得精礦產率47.00%，精礦鐵品位60.12%、鐵回收率達77.53%的鐵精礦，選別指標比階段磨礦—強磁—浮選工藝具有大幅提高，因此推薦采用磁化焙燒—弱磁選工藝對該難選赤鐵礦進行高效回收。

4 結論

（1）某難選赤鐵礦粗粒預選試驗結果表明，對不同粒級的原礦進行分級預選，預選精礦鐵品位及產率均不高，無法獲得高品質塊精礦。

（2）階段磨礦—細粒強磁選試驗結果表明，采用兩段磨礦—強磁選工藝，在磨礦細度-0.038 mm95%的條件下，可獲得強磁鐵品位58.01%、鐵回收率66.11%的鐵精礦，鐵精礦品位和回收率都不高。

（3）強磁精礦浮選試驗結果表明，采用脫泥反浮選在磨礦細度-0.045 mm80%的條件下，二段強磁精礦可獲得鐵品位60.76%、鐵作業回收率68.65%的浮選鐵精礦，但鐵損失率較大。

（4）磁化焙燒—磁選試驗結果表明，焙燒礦細磨到-0.045 mm85%的條件下，通過1次弱磁選可獲得精礦產率47.00%、鐵品位60.12%、鐵回收率達77.53%的鐵精礦，選別指標大幅提高，推薦采用此工藝對該難選赤鐵礦進行高效回收。