微細粒級磁鐵礦石選礦試驗研究

梅燦國 蔡海輝 李兵強 唐 昊

(1.鞍鋼集團礦業(yè)設計研究院有限公司，遼寧 鞍山 114000；2.鞍山鋼鐵集團大孤山球團廠，遼寧 鞍山 114000)

0 引言

國外某選廠礦床儲量巨大，但礦物嵌布粒度極細。礦石中主要礦物為磁鐵礦，主要脈石為石英。磁鐵礦嵌布粒度P80為35.74 μm，其中92.47%小于32 μm；石英礦嵌布粒度P80為34.99μm。選廠采用高壓輥磨濕式預選，預選精礦經過一段磨礦分級作業(yè)后，進行粗磁選，粗磁選精礦經過一段塔磨磨礦，一段塔磨分級產品經過細粒磁選后，磁選精礦進行粗浮選作業(yè)，粗浮選尾礦經過二段塔磨磨礦分級后，產品再進行掃磁選，掃磁選精礦進行掃浮選，粗浮選精礦和掃浮選精礦作為最終精礦，預選尾礦、磁選尾礦和掃浮選尾礦作為最終尾礦。選廠原礦處理量2 800 t/h，給礦品位37.09%，精礦品位65.22%、精礦產率38.35%、金屬回收率67.44%，綜合尾礦品位19.59%。

生產考察中發(fā)現(xiàn)原礦處理量比設計增加了15%，一段塔磨分級作業(yè)產品P80為50.00 μm，比設計粗15 μm，二段塔磨分級作業(yè)產品P80為48.00 μm，比設計粗23 μm，塔磨磨礦能力明顯不足，磨礦分級作業(yè)產品粒度粗、解離度不夠，造成拋尾量少，提質幅度低，金屬量損失大。為解決現(xiàn)場生產問題，提高兩段塔磨機磨礦效率，降低選礦成本，試驗重點進行了磁選精礦高效電磁精選與浮選提質試驗。

1 礦石性質

1.1 原礦多元素及物相分析

取代表性礦樣，進行原礦化學多元素、物相分析，結果見表1、表2。

表1 試驗樣品化學成分分析(質量分數(shù)) %

表2 礦樣鐵物相分析結果(質量分數(shù)) %

從表1、表2分析結果看，礦石全鐵品位36.79%，亞鐵含量16.11%，磁性鐵含量30.78%、占全鐵含量的83.67%，硅酸鐵、碳酸鐵含量分別為2.90%、1.95%，分別占全鐵含量的7.88%、5.30%，有害雜質S、P 含量較低，主要脈石礦物為石英，該礦屬于典型鞍山式貧磁鐵礦石。

1.2 原礦不同磨礦粒度的磁選管選別試驗

將原礦磨至不同粒度，即-25 μm含量60%、70%、79%、90%，分別進行磁選管選別試驗，磁選管磁場強度96 KA/m，選別結果見表3。

表3 原礦不同磨礦粒度產品磁選管選別試驗結果(質量分數(shù)) %

從表3結果看，磨礦粒度達到-25 μm 60%時，磁選管精礦品位58.30%，產率53.00%，尾礦品位12.53%，說明粗磨時能提前拋掉部分合格尾礦；當磨礦粒度達到-25 μm 90%時，磁選管精礦品位64.95%，產率45.00%，說明礦石在細磨的條件下才可獲得較高品位精礦。

2 選別條件試驗

2.1 濕式預選試驗

將原礦采用Φ600×250 mm高壓輥磨和篩分組成的閉路破碎系統(tǒng)進行破碎，篩孔尺寸為4mm×12 mm，篩下產品粒度-74 μm含量15.96%，P80=2.66 mm。篩下產品進行濕式預選試驗，預選磁選機型號為CTS600×680 mm，磁場強度240 mT，選別結果見表4。

從表4選別結果可看出，高壓輥磨產品經一段濕式磁選機選別，可拋掉品位11.18%、磁性鐵含量0.80%、產率18.85%的尾礦，預選粗磁精礦品位42.74%，產率81.15%。尾礦品位較低，磁性鐵含量低于1%，金屬流失量少。

表4 原礦不同粒度產品濕式預選磁選機選別結果(質量分數(shù)) %

高壓輥磨排礦產品經過一段濕式預選磁選機選別，入磨量減少18.85%左右，在同樣的一段磨礦設備條件下，采用濕式預選作業(yè)一段磨礦增加了15%左右的處理量，濕式預選效果顯著，經濟效益明顯。

2.2 濕式預選精礦的一段磁選機選別試驗

根據(jù)現(xiàn)場生產考查結果，一段磨礦作業(yè)已達到設計水平，且磨礦能力提升困難，本次試驗一段磨礦產品粒度按照現(xiàn)場的-74 μm含量85%進行磨礦。

將濕式預選精礦磨至粒度-74 μm含量85%(P80=55 μm)，進行一段磁選機選別試驗，磁選機磁場強度為128 KA/m，選別結果見表6。

表6 預選精礦一段磁選機選別結果(質量分數(shù)) %

濕式預選磁精礦磨至粒度-74 μm含量85%時，經過一段磁選機選別試驗，獲得精礦品位53.68%，作業(yè)產率73.39%，作業(yè)回收率92.17%，尾礦品位12.57%，作業(yè)產率26.61%的選別指標。預選精礦一段磨礦磁選作業(yè)尾礦品位較低，產率較高，金屬量損失較少。

預選精礦經過一段磁選機選別后，可提前拋掉品位為12.57%，產率為26.61%的合格尾礦，拋尾品位低，產率高，減少了下段磨礦處理量，經濟效益明顯，因此，適合采用階段磨礦-階段拋尾工藝處理該礦。

2.3 一段磁選精礦不同磨礦粒度的磁選機選別試驗

生產現(xiàn)場考查結果表明兩段塔磨分級作業(yè)產品粒度較粗，特別是二段塔磨分級作業(yè)，由于二段塔磨給礦為粗浮選尾礦，其中含有大量浮選藥劑，而塔磨機鋼球填充率不到30%，在浮選藥劑的作用下，大量連生體聚集在塔磨上部空間，造成二段塔磨作業(yè)產品粒度沒有明顯提升，磨礦效率才達到一段塔磨的1/3左右。

而粗浮選作業(yè)給礦品位低、粒度粗造成的尾礦產率高，進而造成進入掃浮選處理量約為設計值的兩倍；掃磁作業(yè)由于給礦產品粒度粗，鐵礦物和脈石的解離度均過低，基本沒有起到分選效果；掃浮選作業(yè)浮給品位低，浮選尾礦產率大，造成整個流程綜合尾礦品位高。

根據(jù)上述問題，此次試驗擬采用全磁選工藝流程和磁選精礦浮選提質流程進行選別，避免浮選尾礦再磨，造成磨礦效率低下。

將一段磁選精礦磨至不同粒度進行磁選對比試驗，選擇合適粒度。將一段磁選精礦塔磨至粒度-25 μm含量80%、85%、90%、95%分別進行了兩段磁選機選別試驗，二段磁選機磁場強度400 mT、三段磁選機磁選機磁場強度180 mT，見表7、表8。

表7 一段磁選精礦再磨后兩段磁選機選別結果(質量分數(shù)) %

表8 一段磁選精礦再磨后兩段磁選機選別指標對比(質量分數(shù)) %

從選別指標對比結果看，一段磁選精礦再磨粒-25 μm含量85%時，三段磁選機的精礦品位為65.21%，尾礦品位13.55%；當再磨粒度達到-25 μm含量90%時，三段磁選機的精礦品位為65.90%，尾礦品位分別為13.54%；當再磨粒度達到-25 μm含量95%時，三段磁選機的精礦品位為67.24%，尾礦品位分別為14.00%。

從高倍顯微鏡下觀察品位為65.21%的鐵精礦，可以看出其中含有20%左右的連生體，其中貧連生體的存在是造成了鐵精礦品位偏低的主要原因。

隨著磨礦粒度的增加，三段磁選精礦品位逐漸升高，磁選尾礦品位差異不大，但磨礦粒度達到-0.707 mm 90%以上時，會大幅增加磨礦成本，適當拋棄品位為65.21%的磁選精礦中的貧連生體能將精礦品位提高到65.5%以上，達到精礦品質要求。

2.4 三段磁選精礦提質試驗試驗

電磁高效磁選機選別區(qū)有若干磁場強度可調的聚磁區(qū)、閃振區(qū)，當?shù)V漿進入選別區(qū)時，經過聚磁區(qū)時磁性礦物在磁場的作用下形成豎直向下運動的磁鏈，非磁性礦物則在上升水流的作用下作為溢流溢出，當向下移動的磁鏈經過閃振區(qū)時，又被重新?lián)羲椋鶌A雜的非磁性礦物隨上升水流溢出，這樣經過多次聚磁、閃振，使脈石和鐵礦物充分分離，進而得到高品位的精礦。

將再磨粒度達到-25 μm含量85%的三段精礦給入高效電磁精選磁選機選別，選別結果見表9。

表9 三段磁選精礦電磁精選試驗結果(質量分數(shù)) %

試驗結果表明，品位為65.21%，粒度為-25 μm含量85%的三磁精經過電磁精選機進行精選，通過調節(jié)磁場強度和水流，能拋掉部分貧連生體，將精礦品位提高到66.25%，達到精礦品位要求。

3 擴大連選試驗

取代表性原礦30 t，經破碎、高壓輥磨處理后，產品粒度達到-3 mm含量80%左右，破碎產品給入一段濕式預選磁選機選別，濕式預選磁選機的磁場強度240 mT，濕式預選磁選機尾礦作為大顆粒合格尾礦拋掉，濕式預選磁選機精礦給入一段球磨機與分級機形成的閉路磨礦系統(tǒng)，一次分級溢流產品粒度達到-74 μm含量85%，給入一段磁選機選別，一段磁選機尾礦作為合格尾礦拋掉；一段磁選精礦給入塔磨機與旋流器形成的閉路磨礦系統(tǒng)，旋流器溢流粒度達到-25 μm含量85%，旋流器溢流給入二段、三段磁選機選別，三段磁選機精礦給入一段高效精選磁選機選別，高效精選磁選機精礦為最終精礦；濕式預選磁選機尾礦、一段磁選機尾礦、二段磁選機尾礦、三段磁選機尾礦、一段高效精選磁選機尾礦合為最終尾礦。

表10 連選試驗主要設備型號及參數(shù)

連選試驗期間，系統(tǒng)平均每小時處理原礦0.9 t，流程運行穩(wěn)定后，每間隔半小時測定一次磨礦分級溢流粒度、塔磨分級旋流器溢流粒度，當一段磨礦和塔磨磨礦粒度穩(wěn)定并達到要求后，取全流程樣，每間隔1小時取一套。連選試驗期間設備運轉穩(wěn)定，連續(xù)運轉9個小時，共取6套流程樣，按6套樣的平均數(shù)計算選別數(shù)質量流程。

模擬現(xiàn)場流程的中試基地擴大連選試驗選別數(shù)質量流程見圖1。

圖1 全磁選選別工藝流程數(shù)質量流程圖

品位為36.79%的原礦，經過“濕式預選-磨礦-磁選-塔磨-高效磁選”工藝選別，獲得了精礦品位65.80%，產率45.12%，金屬回收率80.70%，尾礦品位12.94%，尾礦產率54.88%的選別指標。

全磁選選別工藝流程避免了浮選尾礦再磨造成的磨礦效率低，該選別工藝流程結果與現(xiàn)場生產數(shù)據(jù)相比，精礦品位提高了0.58個百分點，精礦產率由38.35%提高到45.12%，金屬回收率由67.44%提高到80.70%，資源利用率提升效果明顯。

4 磁精浮選提質試驗試驗

為更好適應產品市場需求，對卡拉拉礦石全磁工藝半工業(yè)試驗中截取的三磁精礦(品位64.19%)進行試驗室浮選提質試驗。

試驗設備：試驗室3L浮選機，給礦量1 kg/次；

浮選藥劑：該廠生產用捕收劑，配制濃度0.8%；

浮選工藝：一段粗選、一段掃選工藝，常溫浮選；

浮選條件試驗結果見表11。

表11 三磁精浮選條件試驗結果

從條件試驗結果確定條件3為浮選提質最佳藥劑條件，獲得的選別指標為；給礦品位64.19%、浮精品位67.21%、作業(yè)產率87.97%、作業(yè)回收率92.11%、浮尾品位42.10%，試驗數(shù)質量流程見圖2。

圖2 磁-浮選別工藝流程數(shù)質量流程圖

采用一粗一掃兩段浮選進行精礦提質與全磁選流程相比，精礦品位由65.80%提高到了67.21%，精礦產率由45.12%降到41.71%，金屬回收率由80.70%降到76.20%。

采用浮選對磁選精礦進行提質，浮選能拋掉磁選難以拋掉的部分未解離的連生體，從而獲得較高品位精礦，但同時金屬流失量增加，精礦金屬回收率降低較多，經濟效益較低，因此推薦全磁選流程。

5 結語

1)原礦經過粗破、中破、高壓輥磨作業(yè)后，產品粒度P80=2.66 mm，經過一段濕式預選，拋掉了產率18.85%、品位11.18%的大顆粒尾礦，濕式預選尾礦中磁性鐵含量0.80%。

2)磁鐵礦采用“高壓輥磨-濕式預選”方法，在粒度P80=2.66 mm條件下采用濕式預選，可減少18.85%的一段球磨處理量，大幅降低了磨礦成本。

3)采用“高壓輥磨-濕式預選，階段磨選-塔磨-高效磁選”工藝進行了中試基地擴大連選試驗，在原礦品位36.79%條件下，獲得了精礦品位65.80%，產率45.12%，尾礦品位12.94%，金屬回收率80.70%的選別指標。采用細磨全磁選選別工藝代替生產現(xiàn)場的粗浮選尾再磨再掃浮選工藝，精礦品位略有提高，尾礦品位大幅降低，金屬回收率由64.44%提高到80.70%。

4)采用“高壓輥磨-濕式預選，階段磨選-塔磨-磁-浮”工藝進行了中試基地擴大連選試驗，在原礦品位36.79%條件下，獲得了精礦品位67.21%，產率41.71%，尾礦品位15.02%，金屬回收率76.20%的選別指標。采用該工藝精礦品位大幅提高，尾礦品位降低，金屬回收率由64.44%提高到76.20%。