孫炳泉 高春慶

(中鋼集團馬鞍山礦山研究院有限公司，安徽 馬鞍山 243000)

·礦物工程·

國外某低品位微細粒磁鐵礦石選礦工藝研究

孫炳泉 高春慶

(中鋼集團馬鞍山礦山研究院有限公司，安徽 馬鞍山 243000)

國外某鐵礦石鐵品位為31.92%、SiO2含量為46.44%,礦石礦物嵌布粒度微細。為探索在較粗磨礦細度條件下獲得高質量鐵精礦的高效選礦工藝，對其進行了選礦流程試驗。實驗室試驗結果表明：采用階段磨礦—弱磁選—磁選柱分選工藝，當磨礦細度達到-0.043 mm占95%時，才能獲得鐵品位大于68%、硅含量小于5%的高質量鐵精礦；而采用階段磨礦—弱磁選—反浮選工藝，當磨礦細度放粗至-0.076 mm占90%時，即可獲得鐵品位大于68%、硅含量小于5%的鐵精礦，且可減少三段磨礦量45%以上。擴大連續(xù)試驗結果表明，原礦經(jīng)兩段階段磨礦 (-0.076 mm占90%)—弱磁選—反浮選—反浮選尾礦脫水后再磨(-0.038 mm占95%)再選流程選別，可獲得精礦鐵品位68.12%、SiO2含量4.59%、鐵回收率70.02%、磁性鐵回收率96.83%的指標，實現(xiàn)了該礦石的高效分選。

低品位微細粒鐵礦石 高效選礦工藝 階段磨選

隨著鋼鐵行業(yè)的發(fā)展，對成品鐵礦石的需求量日益增加，可利用的易選鐵礦石量逐漸減少，選礦處理的對象不僅日益貧化，而且有用礦物的嵌布粒度越來越細。目前，中國是世界上鐵礦石消費量最大的國家[1]，近年來，國內(nèi)鐵礦石供給一直處于嚴重短缺的狀況[2-3]，因此，積極研究開發(fā)利用國外鐵礦資源是我國的必然選擇[4-6]。

我國某企業(yè)欲開發(fā)國外某鐵品位為31.92%、SiO2含量為46.44%的鐵礦石，該鐵礦石礦物嵌布粒度微細，屬低品位微細粒酸性磁鐵礦石，如采用常規(guī)磁選工藝處理，要獲得高品質的鐵精礦，必須細磨，選礦成本較高。為尋求可以在較粗磨礦細度條件下獲得高質量鐵精礦的高效選礦工藝流程，本研究對該鐵礦石進行了選礦流程優(yōu)化試驗。

1 礦石性質

1.1 礦石成分分析

礦石主要礦物組成、主要化學成分分析及鐵物相分析結果分別見表1、表2、表3。

從表1可以看出：礦石主要鐵礦物為磁鐵礦，其次為赤鐵礦及含鐵碳酸鹽(菱鐵礦、鐵白云石)；主要脈石礦物為石英，其次為鎂鈉閃石。

表1 礦石主要礦物分析結果

Table 1 Main mineral components of the ore %

表2 礦石主要化學成分分析結果

Table 2 Main chemical composition analysisresults of the ore %

表3 礦石鐵物相分析結果

Table 3 Iron phase analysis results of the ore %

從表2可以看出，礦石中有回收價值的元素為鐵，主要雜質成分為SiO2、Al2O3，有害元素S、P含量均較低。

從表3可以看出，礦石中有用鐵礦物主要為磁鐵礦，其次為赤鐵礦，但磁性鐵占有率不高，因此，可以預測采用弱磁選工藝選別時，鐵回收率將受到影響。

1.2 礦石主要礦物嵌布特征

礦石磁鐵礦粒度粗細不均勻，常呈自形晶狀、半自形晶狀及他形晶狀在脈石礦物中嵌布，部分呈他形粒狀局部富集緊密堆積，另有少量磁鐵礦呈骸晶結構產(chǎn)出，粒度較細，即使細磨也無法實現(xiàn)單體解離；少量細粒、微細粒的磁鐵礦呈浸染、稀疏浸染或云霧狀嵌布在脈石中，在現(xiàn)有機械磨礦條件下無法單體解離；部分磁鐵礦與赤鐵礦共生；偶爾可見黃鐵礦與磁鐵礦共生。

石英多呈細小的他形粒狀，少數(shù)呈細脈狀、團塊狀沿礦石裂隙或孔洞充填交代。鎂鈉閃石常呈柱狀、放射狀產(chǎn)出，主要與石英共生，其次與磁鐵礦等共生。

1.3 礦石主要礦物工藝粒度分析

礦石中有用鐵礦物結晶粒度微細，主要分布在 -0.074 mm粒級，其中磁鐵礦(含假象赤鐵礦)在 -0.074 mm粒級的分布率為70.42%，而赤、褐鐵礦在-0.043 mm粒級的分布率為70.05%。礦石中主要脈石礦物石英的嵌布粒度相對較粗，而鎂鈉閃石的嵌布粒度相對較細。不同磨礦細度條件下主要有價礦物磁鐵礦和赤鐵礦的單體解離度見表4。

表4 不同磨礦細度產(chǎn)品中主要礦物解離度分析

Table 4 Test result of relative grindabilityof raw ore %

表4表明，礦石中磁鐵礦達到充分解離時，礦石至少須細磨至-0.030 mm占90%，但當磨礦細度為 -0.076 mm占90%時，磁鐵礦的單體解離度已達到70%以上，因此采用高效的分選工藝有可能在放粗磨礦細度的條件下提前獲得部分合格鐵精礦，適合采用階段磨選工藝。赤鐵礦的解離度較差，難以回收利用。

2 試驗方案

為了保證精礦產(chǎn)品在國際市場上具有較強的競爭力，本研究要求精礦鐵品位達到68%以上，且SiO2含量在5%以下。根據(jù)礦石鐵品位較低及鐵礦物嵌布粒度微細的特點，實驗室選礦試驗在考察了階段磨礦階段磁選相關條件后，分別進行了原礦兩段階段磨礦—弱磁選—磁選柱分選—磁選柱尾礦再磨后兩段弱磁再選、兩段階段磨礦—弱磁選—反浮選—反浮選尾礦再磨后兩段弱磁再選、兩段階段磨礦—弱磁選—反浮選—反浮選尾礦再磨后弱磁、反浮再選3個流程的研究。為了進一步驗證實驗室試驗推薦的優(yōu)勢工藝方案的可靠性和穩(wěn)定性，以及考察流程結構調(diào)整對分選指標的影響，還進行了擴大連選試驗。

3 實驗室選礦試驗

3.1 兩段階段磨礦—弱磁選試驗

分別對原礦進行不同磨礦細度、不同磁場強度的弱磁選條件試驗后(弱磁選采用φ300×400筒式弱磁選機)，確定一段磨礦細度為-0.076 mm占50%，一段弱磁選磁場強度為159.24 kA/m，此時可獲得產(chǎn)率61.63%、鐵品位44.62%、鐵回收率86.18%的粗精礦。將粗精礦再磨至不同細度，在磁場強度均為95.54 kA/m條件下進行1粗1精二段弱磁選試驗，結果見圖1。

圖1表明，當粗精礦再磨細度達到-0.038 mm占95%時，精礦鐵品位可達68%%以上、SiO2含量為4.56%，達到實驗目標，但是該方案最終磨礦細度需達到-0.038 mm占95%，磨礦成本太高。為降低選礦成本，分別引入磁選柱分選及浮選工藝開展了進一步研究。

圖1 粗精礦再磨細度試驗結果Fig.1 Test results on various regrinding finenessfor magnetic separation on rough concentrate ▲—品位；■—回收率

3.2 磁選柱分選試驗

相對于常規(guī)弱磁選，磁選柱可以在放粗磨礦細度的條件下獲得較高質量的鐵精礦。按圖2流程，采用CXZφ100磁選柱，在上升水流速度為35 mm/s、磁場變換周期為2.0 s、磁場強度為11.8～13.4 kA/m條件下，改變二段磨礦細度，考察磁選柱的分選效果，結果見表5。

圖2 磁選柱分選試驗流程Fig.2 Flowsheet of column separator separation表5 不同二段磨礦細度下的磁選柱分選結果Table 5 Test result on column separator separation fordifferent second stage grinding

%

表5表明：隨著二段磨礦細度由-0.076 mm占95%提高到-0.043 mm占91%，精礦鐵品位由65.48%提高到67.48%，鐵回收率下降不多；隨著二段磨礦細度進一步提高到-0.043 mm占95%，精礦鐵品位提高到68.24%，達到鐵精礦品位大于68%的要求，但鐵回收率下降了11.92個百分點，而且磁選柱尾礦的鐵品位高達65%以上，需要通過再磨加以回收利用。磁選柱尾礦再磨—弱磁選試驗結果表明，當再磨至-0.038 mm粒級占95%時，綜合精礦鐵品位可達到68%以上。

在以上試驗的基礎上進行了圖3所示引入磁選柱的全流程試驗，試驗結果見表6。

圖3 兩段階段磨礦—弱磁選—磁選柱分選—磁選柱尾礦再磨后兩段弱磁再選流程Fig.3 Flowsheet of two stage grinding-LIMS-column separator separation-tailings ofcolumn reginding and two stage LIMS表6 兩段階段磨礦—弱磁選—磁選柱分選—磁選柱尾礦再磨后兩段弱磁再選試驗結果Table 6 Results of two stage grinding-stageLIMS-column separator separation-tailings ofcolumn reginding and two stage LIMS

%

由表6可知，引入磁選柱分選工藝后，可以獲得鐵品位68.19%、SiO2含量4.72%、鐵回收率65.68%、磁性鐵回收率96.91%的高質量鐵精礦。

3.3 反浮選試驗

以NaOH為調(diào)整劑、MY-1為捕收劑，按圖4流程考察在較粗二段磨礦細度下通過反浮選提前獲得部分高質量鐵精礦的可能性，結果見表7。

表7顯示：二段磨礦細度越細，入浮物料和反浮選精礦鐵品位越高。當二段磨礦細度達到 -0.076 mm占90%時，反浮選精礦鐵品位即可達到68%以上；繼續(xù)細磨，精礦鐵品位提高幅度不大，所以取二段磨礦細度為-0.076 mm占90%。試驗結果說明采用反浮選提前獲取部分高質量鐵精礦是可行的。

圖4 反浮選給礦流程Fig.4 Flowsheet of reverse flotation表7 不同二段磨礦細度下的反浮選結果

Table 7 Test result on reverse flotation fordifferent second stage regrinding fineness %

進一步條件試驗的基礎上，進行了圖5、圖6所示引入反浮選工藝的全流程試驗，結果見表8。

圖5 兩段階段磨礦—弱磁選—反浮選—反浮選尾礦再磨后兩段弱磁再選流程Fig.5 Flowsheet of two stage grinding-LIMS-reverse flotation-tailings of reverse flotation reginding and two stage LIMS

圖6 兩段階段磨礦—弱磁選—反浮選—反浮選尾礦再磨后弱磁、反浮再選流程Fig.6 Flowsheet of two stage grinding-LIMS-reverse flotation-tailings of reverse flotation regrinding and two stage LIMS表8 圖5和圖6流程試驗結果

Table 8 The test result on the entire floweetof Fig.5 and Fig.6 beneficiation process %

從表8可看出，采用圖5、圖6流程均可以在相對較粗的再磨細度下獲得鐵品位68%以上、硅含量小于5%的高質量鐵精礦。與采用磁選柱相比，采用反浮選可以明顯使二段磨礦細度變粗(從-0.043 mm占95%變粗為 -0.076 mm占90%)，從而節(jié)省能耗。圖5流程與圖6流程的不同之處只是反浮選尾礦的再磨再選工藝，前者是采用兩段弱磁選流程，而后者是采用弱磁選—反浮選流程，但后者三段磨礦細度更粗，同時精礦硅含量更低，因此選擇圖6流程進行下一步擴大連選試驗。需要指出的是，圖6流程三段磨礦后反浮再選的尾礦(二次中礦)的鐵品位仍在50%以上，需考慮自循環(huán)返回再磨再選以進一步提高回收率。

4 擴大連續(xù)試驗

為了驗證圖6流程的可靠性及穩(wěn)定性，按圖7進行了擴大連選試驗，結果見表9。

圖7 擴大連選試驗流程Fig.7 Flowsheet of pilot-scale test表9 擴大連選試驗結果

Table 9 The test result of the pilot-scale test %

由表9可以看出，擴大連選試驗可獲得精礦鐵品位68.12%、SiO2含量4.59%、鐵回收率70.02%、磁性鐵回收率96.83%的指標，與實驗室試驗相比，鐵回收率提高了4.68個百分點，說明三段磨礦后反浮再選的尾礦自循環(huán)返回再磨再選的流程結構是合理的。

5 結 論

(1)國外某微細粒低品位磁鐵礦石鐵品位為31.92%，磁性鐵含量為22.36%，主要雜質為SiO2；主要工業(yè)鐵礦物為磁鐵礦，其次為赤鐵礦和碳酸鐵；主要脈石礦物為石英，其次為鎂鈉閃石。礦石中鐵礦物嵌布粒度微細且粗細極不均勻，要使鐵礦物充分解離，必須細磨。

(2)實驗室試驗結果表明：采用磁選柱分選和反浮選對弱磁選粗精礦進行提質降雜，均能在放粗磨礦細度的條件下獲得鐵品位68%以上、SiO2含量5%以下的高質量鐵精礦，而反浮選比磁選柱分選更具放粗二段磨礦細度的優(yōu)勢，即從-0.043 mm占95%放粗至-0.076 mm占90%，并且反浮選比弱磁選、磁選柱分選更有利于降低精礦中SiO2的含量。

(3)擴大連續(xù)試驗結果表明，原礦經(jīng)兩段階段磨礦(-0.076 mm占90%)—弱磁選—反浮選—反浮選尾礦再磨(-0.038 mm占95%)后弱磁、反浮再選流程選別，可獲得精礦鐵品位68.12%、SiO2含量4.59%、鐵回收率70.02%、磁性鐵回收率96.83%的指標，實現(xiàn)了該礦石的高效分選。

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(責任編輯 王亞琴)

Study on Beneficiation Process of a Fine Low-grade Magnetite Ore from Abroad

Sun Bingquan Gao Chunqing

(SinosteelMaanshanInstituteofMiningResearchCo.，Ltd.，Maanshan243000，China)

There is an iron ore contains 31.92% iron and 46.44% SiO2from abroad.Mineral dissemination of the ore is microfine.Beneficiation test was conducted in order to provide a high efficiency beneficiation process by which qualified iron concentrate can be obtained while in the coarser grinding conditions.The results of small-scale beneficiation test showed that iron concentrate with iron grade above 68% at the grinding fineness of 95% passing 0.043 mm by adopting the process of stage grinding-LIMS-column separator separation，but iron concentrate with iron grade above 68% at the grinding fineness of 90% passing 0.076 mm by adopting the process of stage grinding-LIMS-reverse flotation，moreover can reduce above 45% ore quantity for the third grinding.The results of the pilot-scale test showed that iron concentrate with iron grade of 68.12%，content of 4.59%，iron recovery of 70.02%，magnetic iron recovery of 96.83% can be obtained via two stages grinding(90% passing 0.076 mm)-LIMS-reverse flotation-dehydration and regrinding(95% passing 0.038 mm) for flotation tailings-LIMS-reverse flotation process.High efficient separation was achieved on the ore.

Fine low-grade iron ore，High efficiency beneficiation process，Stages grinding-stages separation

2015-08-04

“十二五”國家科技支撐計劃項目(編號：2011BAB07B04)。

孫炳泉(1963—)，男，副總工程師，教授級高級工程師，碩士研究生導師。

TD924.1

A

1001-1250(2015)-11-057-05