攀枝花某細粒嵌布鐵礦石分選工藝

唐昊，趙通林

（1.遼寧科技大學礦業工程學院，遼寧 鞍山 114051；2.鞍鋼集團礦業設計研究院有限公司，遼寧 鞍山 114002）

我國鐵礦資源儲量雖然豐富，但優質資源匱乏[1]，加上近些年的礦山開采逐步推進，入選礦石嵌布粒度逐漸變細[2]。針對微細粒難選鐵礦石開展技術攻關，具有重要意義[3-5]。

攀枝花鐵礦資源中主要賦存的鐵礦物為磁鐵礦；脈石礦物主要為黑云母、斜長石等硅酸鹽礦物。針對攀枝花鐵礦資源的賦存特點，汪云華[6]對攀枝花某釩鈦磁鐵礦經弱磁選一次粗選、一次掃選，再將中礦篩分以獲得鐵精礦的工藝流程，最終獲得精礦中鐵品位為52.99%、回收率77.38%的指標；鑒于攀枝花釩鈦磁鐵礦選礦工藝中磁選粗精礦存在較為嚴重的磁團聚現象，王國生等[7]利用重選-磁選分離工藝流程成功解決了該技術難題，使精礦中鐵品位提高到51.79%，回收率達到85.76%；李軍[8]對磨礦產品進行微波預處理后發現，當微波功率達到3 kW時，磁選鐵精礦產率由44%提高到72%，精礦品位與原礦相比（50.2%）提高了6%～8%。近年來，隨著攀枝花鐵礦資源的日益開采，礦石的鐵品位顯著降低，且鐵礦物的結晶粒度更細，現有選別工藝已無法實現礦石中鐵資源的充分有效回收。為實現對嵌布粒度更細的釩鈦磁鐵礦原礦的利用，本文通過對攀枝花某細粒嵌布鐵礦石進行階段磨礦-階段磁選條件實驗，以獲得攀枝花地區細粒浸染型礦石的較佳選別工藝，從而實現該類型鐵礦石的高效開發利用。

1 礦石性質

1.1 礦石物質組成

將原礦石經對輥破碎機粉碎，獲得粒度0～2 mm篩分產品，混勻并縮分后，裝袋作為實驗樣品。對礦樣進行偏光礦相顯微鏡分析、化學法物相分析（表1）和化學多元素分析（表2）等工藝礦物學性質分析，結果表明，該礦樣主要鐵礦物為磁鐵礦，有少量的赤鐵礦、褐鐵礦，假象、半假象赤鐵礦、鎳磁鐵礦、黃鉀鐵礬、菱鐵礦；脈石礦物主要有黑云母、斜長石、正長石、含鐵尖晶石、褐簾石，還含有少量的黝簾石、絹云母等。可回收金屬元素鐵主要以磁鐵礦形式存在，其分布率為79.53%，原礦的TiO2含量為0.042%、V2O5含量為0.014%，由于含量極低，不作為物理選礦過程的目標礦物考慮。

表1 礦樣鐵物相分析結果Table 1 Iron phase analysis of the sample

表2 礦樣主要化學成分分析結果/%Table 2 Chemical composition analysis results of the sample

多元素分析結果表明，原礦含鐵36.78%，亞鐵含量19.04%，有害元素S、P含量較低，脈石以硅酸鹽類為主。

1.2 礦石結構構造及嵌布特征

經偏光礦相顯微鏡鏡下分析可知，礦石以細粒致密塊狀構造為主，有少量的浸染構造、風化淋濾構造等。礦樣中大部分磁鐵礦及脈石礦物發育較好，結晶粒度較細，礦物結構主要為自形-半自形晶結構、包裹體結構及氧化交代結構，它形結構較少。有少部分磁鐵礦、假象赤鐵礦及含鐵尖晶石嵌鑲關系相對較復雜，其中鐵礦物中粗粒部分自形較差，與脈石礦物呈不規則港灣狀接觸，對鐵礦物及脈石礦物的單體解離有一定影響，含鐵尖晶石將會與磁鐵礦形成富連生體。礦樣中還存在部分微細粒磁鐵礦包裹體及褐鐵礦的浸染現象，對礦石選別也將造成一定影響。脈石礦物中有部分黑云母、少量褐簾石等礦物均屬酸性可熔性含鐵硅酸鹽，經選別后會進入尾礦產品而影響鐵金屬回收率。鐵礦物與脈石礦物嵌布粒度分布圖見圖1，正累積曲線見圖2。

由圖1、圖2可知，鐵礦物粒度在-74μm 82.66%，-15μm 15.72%，細粒級鐵礦物含量偏高，鐵礦物達到單體解離必須細磨。脈石礦物的分布范圍較寬，在35～601μm區間均有分布，且較為均勻。因此，應考慮粗磨拋尾作業，盡早拋掉合格尾礦，以提高入選品位，降低后續磨礦工藝的成本。

圖1 原礦中鐵礦物與脈石礦物嵌布粒度分布Fig.1 Dissemination size of thesample

圖2 礦物嵌布粒度正累積曲線Fig.2 Positivecumulative curve of mineral size distribution

2 實驗方案

根據該礦石性質分析結果，該礦樣由于鐵礦物嵌布粒度極細，若想有效選別其中的鐵礦物，首先要實現該礦石中不同礦物的單體解離。考慮到選礦的成本，確定采用階段磨礦、階段選別流程來處理該礦石。

2.1 不同磨礦細度產品的磁選管實驗

首先采用實驗室Φ200×250 mm球磨機將原礦磨至不同粒度并進行磁選管實驗，磁選管激磁電流I=1.25 A，磁感應強度為121 mT，實驗結果見圖3。

圖3 不同磨礦產品磁選管實驗結果Fig.3 Test resultsof different size sample of the magnetic tube

由圖3可知，隨著磨礦細度的提高，磁選管精礦品位逐步提高，鐵回收率逐漸降低。在磨礦粒度為-74μm含量達到90%之后，精礦品位增漲幅度逐步減緩，在磨礦粒度達到-74μm 95%時，精礦品位為62.12%。繼續提高磨礦產品細度，可以看出在-74μm 98.5%的條件下，磁選管精礦鐵回收率降低較多，但品位相差不大，均在62.2%左右。說明該礦石鐵礦物的嵌布粒度較細，要想獲得較高品位的精礦，必須對礦石進行細磨處理。

綜合分析可知，在磨礦產品粒度為-74μm 60%左右時，可以獲得鐵品位約為50%的粗精礦，同時可以回收近80%的鐵，有效降低后續磨選成本。為進一步確定粗磨粒度，選取-74μm 55%、60%、65%、70%、75%五個粒度，進行實驗室磁選機選別實驗。

2.2 粗磨產品小型磁選機實驗

在礦漿濃度為35%～40%的條件下，將五個粒度的產品分別給入實驗室Φ400×300 mm半逆流濕式筒式弱磁機，磁感應強度156 mT，選別結果見圖4。

圖4 不同粒度產品一段磁選選別實驗結果Fig.4 Test results of different grinding fineness for primary magnetic separation

結果顯示，隨著磨礦細度增加，精礦中的鐵品位逐漸增加。實驗當磨礦粒度為-74μm 60%時，經一段選別可以獲得鐵回收率為87.41%的鐵精礦，且此時鐵品位已達到51.40%，尾礦鐵品位為12.36%，所以綜合考慮確定一段磨礦較佳粒度為-74μm 60%。

2.3 一段弱磁選尾礦再選實驗

為考察弱磁尾礦中鐵礦物的回收利用可行性，將一段弱磁選尾礦給入Φ750 mm立環強磁機，磁感應強度為500 mT進行選別，得到鐵品位為16.08%，作業回收率為57.39%的強磁精礦。由于一段強磁精礦品位較低，將強磁精礦繼續給入Φ750 mm立環強磁機進行再次精選，磁感應強度為300 mT進行選別，得到品位為18.56%，回收率為39.28%的強磁精礦。經兩段強磁選別后，一段弱磁尾礦品位僅提高了6個百分點，回收率僅僅接近40%，考慮再用重選工藝繼續選別二段強磁尾礦。

將二段強磁尾礦經攪拌槽攪拌配制成濃度為40%左右的礦漿后，給入實驗室Φ400 mm螺旋溜槽進行粗選，粗選精礦給入Φ300 mm螺旋溜槽進行精選，精選中礦自循環，得到鐵品位為28.90%，回收率為5.22%的重選精礦。可以看到，強磁精與重選精礦品位均較低，且總回收率僅為44.50%。

為分析精礦指標不達標的原因，對一段弱磁選尾礦進行鐵物相分析（見表3），結果表明，尾礦中損失最多的赤褐鐵礦含量為6.98%，占一磁尾鐵礦物的56.47%。采用上述選別作業無法回收，可以采用懸浮焙燒-磁選工藝，但技術經濟上沒有選別利用價值，建議作為最終尾礦拋棄。

表3 一段弱磁尾礦鐵物相分析結果Table 3 Iron phaseanalysisof primary magnetic tailings

2.4 一段弱磁精礦的再磨再選實驗研究

根據原礦不同磨礦產品磁選管實驗結果，在磨礦產品粒度在-74μm 90%左右時，可以獲得鐵品位約為60%的精礦，所以二段磨礦選取-74μm 85%、90%、93%、95%、98%五個粒度，進行實驗室磁選機選別實驗。

采用實驗室Φ200x250 mm球磨機將一段磁選精礦分別磨至-74μm 85%、90%、93%、95%、98%五個粒度級別，分別進行兩段弱磁選別實驗研究。在礦漿濃度為35%～40%的條件下，給入二段實驗室Φ400×300 mm半逆流濕式筒式弱磁機，磁感應強度為146 mT，將二段弱磁精礦給入三段實驗室Φ400×300 mm半逆流濕式筒式弱磁機，磁感應強度為136 mT，二段、三段弱磁尾礦與一段磁選尾礦混合后作為綜合尾礦，選別結果見圖5。

圖5 不同粒度產品磁選實驗結果Fig.5 Magnetic separation resultsof productswith various particle size

由圖5可知，當磨礦粒度達到-74μm含量90%以上時，經兩段磁選選別所得三段磁選精礦鐵品位及回收率相差不大，出于降低磨礦成本考慮，二段磨礦粒度確定采用-74μm含量為90%。該磨礦粒度下獲得的三段磁選精礦鐵品位為62.15%，為了進一步提高精礦的指標，再探索加入細篩工藝進行選別。

2.5 三段弱磁精礦細篩提質實驗研究

將三段弱磁選精礦給入篩孔尺寸為74μm的高頻振網篩進行選別實驗，實驗結果見表4。

由表4可以看出，篩下鐵品位63.35%，較細篩給礦品位僅提高了1.2個百分點，且篩上鐵品位也較高，細篩分離提質作用不明顯，為分析其原因，對磁選精礦進行了粒度分析，分析結果見圖6。

表4 三段弱磁選精礦高頻振網篩選選別實驗結果Table 4 Test result of high frequency vibrating screen of the concentrate sample

圖6 三段弱磁選精礦不同粒級的品位、產率及回收率Fig.6 Grade, yield and recovery at different grain sizesof the concentrate sample

由圖6可知三段弱磁精礦中粒度在+74μm的粗粒級鐵品位在50%左右，-74μm部分粒級的鐵品位60%左右，只有56～74μm粒級的鐵品位能夠達到65%。由此可以看出，三段弱磁精礦中由于存在有大量連生體，導致高頻振網篩無法大幅度提高精礦的鐵品位，故仍需將三段弱磁精礦進行細磨處理。

2.6 三段弱磁精礦的再磨再選實驗研究

將一磁精磨至-74μm 90%時獲得的三磁精用實驗室塔磨機分別磨至-43μm 90%、93%、95%、98%、99%五個粒度，分別進行兩段弱磁選別實驗研究。在礦漿濃度為35%～40%的條件下，給入四段實驗室Φ400×300 mm半逆流濕式筒式弱磁機，磁感應強度為146 mT，將四段弱磁精礦給入五段實驗室Φ400×300 mm半逆流濕式筒式弱磁機，磁感應強度為136 mT，四段、五段弱磁尾礦與前三段尾礦混合后作為綜合尾礦，選別結果見圖7。

圖7 不同粒度產品磁選實驗結果Fig.7 Magnetic separation resultsof productswith various particle size

由圖7可以看出三磁精再磨粒度達到-43μm 98%時，經過兩段磁選可得到鐵品位66.05%的鐵精礦，繼續增加磨礦細度精礦品位幾乎沒有改變，綜合考慮選取-43μm 98%作為三段磨礦粒度。研究結果表明，針對該類礦石進行階段磨礦階段選別的作業流程，可以實現該類細粒嵌布鐵礦石的高效分選。

3 階段磨礦、階段選別單一磁選全流程實驗

在上述條件實驗的基礎上，進行了全流程閉路實驗，所用實驗設備見表5，實驗流程和實驗結果見圖8。由圖中可知，鐵品位為36.78%的原礦，經三段磨礦、五段磁選工藝流程，最終獲得鐵品位為65.50%，產率為41.77%的精礦，鐵金屬回收率為74.39%。

圖8 三段磨礦-五段磁選全流程數質量流程Fig.8 Flowsheet of three stage grinding-five stage magnetic separation

表5 全流程閉路實驗采用實驗設備情況Table 5 Equipment usage profile of total process

4 結語

（1）攀枝花某鐵礦礦石以細粒致密塊狀構造為主，礦物結構主要為微細粒自形-半自形晶結構，有部分包裹體結構、交代溶蝕結構。該礦樣主要鐵礦物為磁鐵礦，有少量赤鐵礦、褐鐵礦，脈石礦物主要有黑云母、斜長石、正長石等。

（2）該攀枝花鐵礦礦石中鐵礦物和脈石礦物的嵌布粒度極細，且分布范圍較大，鐵礦物粒度在-74μm 82.66%，-15μm 15.72%。因此需采用階段磨礦階段選別工藝，以充分回收礦石中的細粒含鐵礦物。

（3）針對該攀枝花細粒嵌布鐵礦石，采用三段磨礦、五段磁選的階磨階選全磁工藝流程，可以獲得鐵品位為65.50%，產率41.77%的鐵精礦，鐵金屬回收率為74.39%的實驗指標。

（4）采用階段磨礦階段選別的流程，可以及時拋出合格尾礦，大大降低后續入磨礦量，提高入磨產品品位，有效降低能耗，節約選礦成本，實現該類型鐵礦石的高效開發利用。