王開揚 顏統玉 周廷波 劉 杰 孫永升
(1.海南礦業股份有限公司,海南 海口 572700;2.東北大學資源與土木工程學院,遼寧 沈陽 110819)
隨著我國經濟的發展,對鐵礦石需求量日趨增大[1]。目前,我國鐵礦石資源存在稟賦差、難利用的問題,長期大量依賴進口,這已成為了制約國家經濟發展的“瓶頸”[2-3]。因而,加強復雜難選鐵礦石高效開發利用研究具有重要的戰略意義[4-5]。
海南某鐵礦石中鐵礦物主要為赤鐵礦,同時含有部分磁鐵礦;赤鐵礦中鐵的分布率約為70%,磁鐵礦中鐵的分布率約為20%,且鐵礦物結晶粒度偏細;主要雜質為SiO2和Al2O3;有害元素S含量偏高,為典型的難選鐵礦[6-8]。選廠采用磨礦-弱磁-強磁-離心機重選-離心機尾礦再磨-弱磁-強磁-離心機重選-浮選工藝流程,選別流程長而復雜[9]。且隨著礦山的不斷開采,礦石品質下降導致其可選性變差[10-11]。目前選廠的工藝流程難以適應新開采礦石的性質,生產指標呈下降趨勢,造成了資源的巨大浪費。
本文以海南某難選鐵礦石為研究對象,提出了鐵礦石分質分選的新思路,開展了弱磁選-強磁選-反浮選流程試驗,旨在確定分質分選適宜的工藝流程參數和技術指標,以期為選廠的工藝流程改進提供數據支撐。
試驗樣品為海南某難選鐵礦石,利用XPSF-?400×250型對輥破碎機將試樣破碎至-2 mm,作為原礦使用。對原礦進行化學成分和鐵化學物相分析,結果分別見表1、表2。

表1 原礦化學成分分析結果Table 1 Chemical composition analysis results of the ore %

表2 原礦鐵化學物相分析結果Table 2 Iron chemical phase analysis results of the ore %
由表1可知,礦石TFe含量為33.32%,FeO含量為4.53%;主要脈石組分SiO2含量為32.51%。有害元素P含量較低,為0.03%;有害元素S含量較高,為0.92%。
由表2可知,礦石中鐵主要以赤鐵礦的形式存在,鐵分布率為67.05%。磁性鐵分布率為26.32%,碳酸鐵、硫化鐵和硅酸鐵的含量較低。
為查明礦石主要物相組成,對礦石進行了XRD分析,結果見圖1。

圖1 原礦的XRD圖譜Fig.1 XRD pattern of the ore
由圖1可知,礦石中鐵礦物主要為赤鐵礦和磁鐵礦,主要脈石礦物為石英。
采用XMQ-240×90型錐形球磨機、RK/CRS?400×300型滾筒弱磁選機和SSS-1-855型高梯度磁選機等選礦設備開展弱磁選工藝試驗研究,并進行了高梯度磁選機的磁場強度對一段弱磁選尾礦中鐵回收率影響的試驗。磁選試驗流程如圖2所示。

圖2 磁選試驗流程Fig.2 Flowsheet of magnetic separation experiment
高梯度磁選精礦與二段弱磁選尾礦的混合物料(簡稱混磁精礦)作為浮選給礦,采用XFD Ⅲ型實驗室用單槽浮選機進行反浮選試驗,流程見圖3。

圖3 反浮選條件試驗流程Fig.3 Flowsheet of reverse flotation
礦石中主要回收鐵礦物為赤鐵礦和磁鐵礦,可通過弱磁選工藝富集磁鐵礦,強磁-反浮選工藝回收赤鐵礦。
3.1.1 磨礦細度對一段弱磁分選的影響
在磨礦細度為-0.074 mm分別占22.55%、45.86%、54.21%、63.26%,一段弱磁選磁場強度為79.58 kA/m條件下,考察磨礦細度對一段弱磁精礦指標的影響,結果如圖4所示。

圖4 磨礦細度對一段弱磁精礦指標的影響Fig.4 Effect of grinding fineness on first stage low intensity magnetic separation concentrate index
由圖4可知,磨礦細度對一段磁選精礦指標的影響較大。隨著磨礦細度由-0.074 mm占22.55%增加至54.21%,一段弱磁精礦TFe品位由47.46%逐漸升高至56.58%,鐵回收率由29.37%逐漸下降至22.50%。磨礦細度越高,鐵礦物解離越徹底,弱磁選回收的磁鐵礦越多,品位越高。當磨礦細度進一步提高至-0.074 mm占63.26%時,精礦TFe品位提高至58.46%,回收率小幅降低至21.93%。綜合考慮,確定磨礦細度為-0.074 mm占54.21%。
3.1.2 再磨細度對二段弱磁分選的影響
為進一步提高弱磁精礦品位,針對一段弱磁精礦進行再磨-磁選。在再磨細度為-0.045 mm分別占32.70%、63.82%、77.98%和86.60%,磁場強度為79.58 kA/m條件下,進行再磨細度條件試驗,結果如圖5所示。

圖5 再磨細度對二段弱磁分選精礦的影響Fig.5 Effect of regrinding fineness on second stage low intensity magnetic separation concentrate index
由圖5可知,隨著再磨細度的提高,二段弱磁精礦TFe品位逐漸升高,作業回收率總體呈逐漸降低的趨勢。在保證精礦TFe品位大于62%的條件下,盡可能提高鐵的回收率。綜合考慮,確定再磨細度為-0.045 mm占63.82%,此時可獲得精礦TFe品位62.42%、作業回收率85.68%的技術指標。
3.1.3 一段弱磁選尾礦強磁分選試驗
以一段弱磁尾礦作為研究對象進行不同磁場強度強磁分選條件試驗,結果如圖6所示。

圖6 磁場強度對強磁精礦指標的影響Fig.6 Effect of magnetic field intensity of high gradient magnetic separator on concentrate index
由圖6可知,隨著磁場強度的提高,精礦TFe品位逐漸下降,作業回收率則總體呈逐漸增大的趨勢。當磁場強度為238.74 kA/m時,精礦TFe品位為40.48%、作業回收率為77.37%;但進一步提高磁場強度時,精礦TFe品位低于40%,不利于后續的浮選提質。綜合考慮,確定磁場強度為238.74kA/m。
3.1.4 弱磁精礦性質分析
弱磁精礦產品的化學成分分析結果如表3所示、鐵化學物相分析結果如表4所示。

表3 弱磁精礦化學成分分析結果Table 3 Chemical composition analysis results of low intensity magnetic concentrate %

表4 弱磁精礦鐵化學物相分析結果Table 4 Iron chemical phase analysis results of low intensity magnetic concentrate %
由表3和表4可知,弱磁精礦鐵品位為62.42%,鐵主要以磁鐵礦的形式存在,磁鐵礦中鐵的分布率為92.07%;主要雜質成分為SiO2、CaO、Al2O3、MgO,含量分別為5.01%、1.21%、0.75%和0.62%;有害元素P和S的含量較低。
將高梯度磁選獲得的精礦與二段弱磁選尾礦混合作為混磁精礦,針對混磁精礦產品開展反浮選提鐵試驗。
3.2.1 磨礦細度對反浮選效果的影響
采用1粗1精開路浮選流程,在粗選礦漿pH值11.50、淀粉用量1 000 g/t、CaCl2用量1 000 g/t、Ts-2用量1 400 g/t,精選Ts-2用量1 000 g/t的條件下,考察了磨礦細度對浮選效果的影響,結果如圖7所示。

圖7 磨礦細度對浮選精礦指標的影響Fig.7 Effect of grinding fineness on flotation concentrate index
由圖7可知:隨著磨礦細度的增加,鐵礦物解離度增加,精礦TFe品位逐漸升高,作業回收率逐漸下降。當磨礦細度為-0.045 mm占85.52%時,可獲得精礦TFe品位59.52%、作業回收率48.91%的較好指標。因此,確定磨礦細度為-0.045 mm占85.52%。
3.2.2 Ts-2用量對反浮選效果的影響
在粗選礦漿pH值11.50、淀粉用量1 000 g/t、CaCl2用量1 000 g/t,精選Ts-2用量1 000 g/t的條件下,開展了粗選Ts-2用量條件試驗,結果如圖8所示。

圖8 Ts-2用量對浮選精礦的影響Fig.8 Effect of Ts-2 dosage on flotation concentrate
由圖8可知,隨著Ts-2用量的增加,精礦TFe品位逐漸增加,作業回收率整體上呈降低的趨勢。在Ts-2用量為1 400 g/t的條件下,可獲得精礦TFe品位58.78%、作業回收率46.09%的指標。因此,確定粗選Ts-2用量為1 400 g/t。
3.2.3 淀粉用量對反浮選效果的影響
淀粉可吸附在氧化鐵礦表面形成親水薄膜,有效抑制捕收劑和氣泡附著在礦物表面,是反浮選中常用的抑制劑[12]。在粗選礦漿pH值11.50、Ts-2用量1 400 g/t、CaCl2用量1000 g/t,精選Ts-2用量1 000 g/t的條件下,開展了粗選淀粉用量條件試驗,結果如圖9所示。

圖9 淀粉用量對浮選精礦指標的影響Fig.9 Effect of starch dosage on flotation concentrate index
由圖9可知,隨著淀粉用量由900 g/t逐漸增加至1 300 g/t,精礦TFe品位變化不大,保持在60%左右,但作業回收率呈逐漸升高的趨勢,由22.79%增加至55.72%。當淀粉用量為1 200 g/t時,可獲得精礦TFe品位60.80%、作業回收率53.37%的技術指標;進一步升高淀粉用量至1 300 g/t時,雖然作業回收率升高至55.72%,但TFe品位降低至60.15%。因此,確定淀粉用量為1 200 g/t。
3.3.1 閉路試驗
在條件試驗的基礎上,開展了磁選-反浮選閉路試驗,全流程數質量流程如圖10所示。

圖10 全流程數質量流程Fig.10 Total process quantity quality flow chart
由圖10可知,原礦經過磨礦-兩段弱磁選-強磁選工藝流程,可以獲得精礦鐵品位62.42%、回收率19.28%的弱磁精礦,同時可獲得精礦鐵品位40.19%、回收率63.14%的混磁精礦。混磁精礦經1粗1精3掃閉路流程浮選,最終可獲得產率19.16%、TFe品位60.60%、回收率36.23%的鐵精礦產品。
3.3.2 浮選精礦性質分析
浮選精礦化學成分分析和鐵化學物相分析結果如表5、表6所示。

表5 浮選精礦化學成分分析結果Table 5 Chemical composition analysis results of flotation concentrate %

表6 浮選精礦鐵化學物相分析結果Table 6 Iron phase analysis results of flotation concentrate %
由表5和表6可知,浮選精礦鐵品位為60.60%,鐵主要以赤鐵礦形式存在,赤鐵礦中鐵的分布率為89.59%,磁鐵礦中鐵的分布率為7.13%;主要雜質成分SiO2含量為5.13%。
(1)原礦TFe品位為33.32%,FeO含量為4.53%,鐵主要以赤鐵礦和磁鐵礦的形式存在;主要脈石礦物為石英,SiO2含量為32.51%;Al2O3、CaO和MgO等雜質成分含量分別為3.74%、4.59%和2.60%。
(2)原礦經兩段磨礦-兩段弱磁選可獲得TFe品位62.42%、回收率19.28%的弱磁精礦產品,其中一段磨礦細度為-0.074 mm占54.21%,二段磨礦細度為-0.045 mm占63.82%。
(3)混磁精礦在磨礦細度為-0.045 mm占85.52%條件下,以淀粉為活化劑、CaCl2為抑制劑,經1粗1精3掃的閉路浮選工藝流程,可獲得精礦TFe品位60.60%、回收率36.23%的浮選精礦產品。
(4)弱磁精礦中鐵主要以磁鐵礦形式存在,分布率為92.07%;浮選精礦中鐵主要以赤鐵礦形式存在,分布率為89.59%,在磁鐵礦中分布率為7.13%,主要雜質成分SiO2含量為5.13%。