李長順
(昆鋼集團設計院有限公司)
隨著生產錳鐵合金的優(yōu)質鐵錳礦資源越來越少,開展低品位鐵錳礦選礦工藝研究意義重大。某鐵錳礦風化嚴重,較為疏松易碎,鐵品位21.89%、錳品位19.45%,主要有用礦物為褐鐵礦、軟錳礦,屬難選鐵錳礦石。由于該礦含泥量較低、磁性極弱,為實現(xiàn)礦石中鐵、錳的有效回收利用,采用焙燒—磁選工藝流程進行選礦試驗[1]。
某鐵錳礦鐵、錳均主要賦存于氧化礦中,主要礦物為褐鐵礦、軟錳礦、石英,分別占40%、30%、25%,嵌布粒度相對較粗。礦石化學多元素分析結果見表1。
表1 礦石化學元素分析結果 %
表1表明,該鐵錳礦鐵品位21.89%,錳品位19.45%,是可回收利用的主要元素。
依次對原礦進行洗選試驗、強磁選(640 kA/m)試驗、干式磁選(106.56 kA/m)試驗等探索試驗,發(fā)現(xiàn):
(1)礦石細泥含量較低;相比原礦,洗選難以將精礦鐵、錳品位提高1個百分點,不能達到提質降雜的目的。
(2)強磁選工藝也僅能將鐵、錳品位提高到1~2個百分點,說明強磁選工藝不能有效分離有用礦物與脈石礦物。
(3)干式磁選試驗沒有獲得精礦,說明礦石磁性極弱。
2.2.1 配煤試驗
原礦破碎至-2 mm,在焙燒溫度800 ℃、焙燒時間15 min、磁選管磁場強度100 kA/m的條件下,按圖1流程進行磁化焙燒配煤量試驗[2],結果見表2。
圖1 磁化焙燒—磁選配煤條件試驗流程
由表2可知,隨著磁化焙燒配煤量的增加,磁精礦鐵、錳回收率呈先增大后減小趨勢,鐵、錳品位呈先快后慢的下降趨勢,因此配煤量選擇8%,此時磁精礦鐵品位25.84%、錳品位22.14%,達到較高水平,鐵回收率69.49%、錳回收率67.65%,達到最大值。
表2 磁化焙燒配煤量試驗結果 %
2.2.2 磁化焙燒試樣制備
取原礦試樣20 kg,配煤1.6 kg(8%)、焙燒溫度800 ℃,為進一步提高磁化焙燒效果,經條件試驗確定,將焙燒時間由15 min調至25 min,使用φ0.5 m×1.0 m回轉窯進行磁化焙燒試樣制備[3]。磁化焙燒試樣產率75.10%,TFe、Mn、SiO2分別為25.24%、22.42%、15.81%,P含量0.80%,主要礦物組成見表3。
表3 磁化焙燒試樣主要礦物組成 %
表3表明,磁化焙燒試樣磁鐵礦含量55.0%,褐鐵礦已基本轉化為磁鐵礦,軟錳礦也向方錳礦轉變,總體磁化焙燒效果較好。
2.2.3 磨礦細度試驗
為加強對焙燒產品中鐵、錳金屬的回收,采用弱磁選—強磁選流程在弱磁選磁場強度76 kA/m、強磁選磁場強度640 kA/m條件下,對磁化焙燒試樣按圖2流程進行磨礦細度試驗[4],結果見表4,強磁精礦和弱磁精礦主要化學成分分析結果見表5。
圖2 磁選磨礦細度試驗流程
由表4、表5可知,相比磨礦細度-0.076 mm 80%和90%,磨礦細度為-0.076 mm 70%時,磁化焙燒試樣弱磁選—強磁選流程精礦產品綜合指標較優(yōu),可獲得鐵品位32.52%、錳品位19.39%的弱磁精礦,鐵、錳回收率分別為81.30%、58.80%;鐵品位15.44%、錳品位25.36%的強磁精礦,鐵、錳回收率分別為17.18%、34.24%。
表4 磨礦細度試驗結果 %
表5 精礦產品主要化學成分分析結果%
磨礦細度為-0.076 mm 70%時,磁選產品礦物組成見表6。
表6 產品礦物組成 %
從表6可以看出,該鐵錳礦經磁化焙燒—弱磁選—強磁選流程選別后,磁鐵礦在弱磁精礦和強磁精礦中得到富集,強磁尾礦磁鐵礦含量僅5.00%,磁選回收效果較好。
(1)某鐵錳礦鐵品位21.89%,錳品位19.45%,硫、磷含量較低,褐鐵礦含量40%。礦石含泥量較低,磁性極弱,洗選、磁選直接分選效果很差。
(2)礦石磁化焙燒后,磁鐵礦含量達到55%??紤]到磨礦成本和選別指標,選擇在磨礦細度-0.076 mm 70%條件下進行磁選回收。
(3)原礦在配煤量8%、焙燒溫度800℃、焙燒時間25min的條件磁化焙燒,磨礦至-0.076mm70%,經弱磁選—強磁選流程選別,可獲得鐵品位32.52%、錳品位19.39%、磷含量0.983%、鐵回收率81.30%、錳回收率58.80%的弱磁精礦和鐵品位15.44%、錳品位25.36%、磷含量0.517%、鐵回收率17.18%、錳回收率34.24%的強磁精礦。
(4)磁化焙燒—磁選過程中,部分磷在弱磁精礦中富集,因此在使用弱磁精礦進行鐵合金生產時,應采取適當?shù)拿摿状胧?。實際生產應用中,應根據弱磁精礦和強磁精礦成分特點,與其他低磷鐵錳礦資源配合使用,從而提高資源綜合利用價值。