吳 紅 王小玉 劉 軍 張 永

（1.安徽馬鋼張莊礦業(yè)有限責任公司，安徽六安237484；2.安徽馬鋼羅河礦業(yè)有限責任公司，安徽合肥231562；3.中鋼集團馬鞍山礦山研究總院股份有限公司，安徽馬鞍山243000）

近年來，鐵礦石價格的上漲為微細粒難選鐵礦石的開發(fā)利用創(chuàng)造了良好的外部條件。

目前，微細粒難選鐵礦石的常規(guī)選礦，細磨深選是基本思路［1-3］。細磨往往體現在塔磨機等高效磨礦和細篩與旋流器等高效分級設備的使用上；深選則主要體現在通過采用新型高效弱磁選、強磁選、浮選和混合力場分選設備，以及采用新型高效選礦藥劑，實現鐵礦物的高效、精準、充分回收。

山西某微細粒難選鐵礦石生產指標不理想，為了解決該問題，開展了選礦工藝優(yōu)化研究。

1 試樣性質

1.1 試樣化學成分分析及鐵物相分析

試驗礦樣取自生產現場，屬鞍山式沉積變質型鐵礦石，礦石類型多、硬度高、成分復雜，鐵礦物嵌布粒度微細，磨選難度大。將試樣破碎至-2 mm，對其進行化學成分和鐵物相分析，結果分別見表1、表2。

由表1可知，試樣鐵品位為30.60%，主要雜質成分SiO2含量為51.32%，有害成分S、P含量均較低。

由表2可知，試樣中鐵主要以赤鐵礦的形式存在，其次為磁鐵礦、假象赤鐵礦，三者累計分布率為95.17%。

1.2 鐵礦物嵌布特征

通過顯微鏡對試樣中鐵礦物的嵌布特征進行分析，結果見圖1。

由圖1可知，試樣中鐵礦物嵌布粒度微細（＜0.02 mm），主要嵌布形式有：①不規(guī)則浸染狀、稀疏浸染狀嵌布于以石英為主的脈石礦物中；②浸染狀沿石英粒間充填；③鱗片狀、絲狀浸染嵌布。結果表明，試樣中微細粒鐵礦物與脈石礦物嵌布復雜，分離難度極大，需細磨才能獲得合格的鐵精礦產品。

2 現場流程與指標分析

該鐵礦石資源的開發(fā)利用工藝研究歷時數十年，最終確定的工藝流程為階段磨礦—弱磁選—強磁選—陰離子反浮選工藝流程，在磨礦細度為-0.076 mm占85%的條件下，依次經過弱磁選（143 kA/m）和強磁選（796 kA/m），弱磁選和強磁選混合精礦再磨細度為-0.038 mm占85%的條件下，先濃縮脫泥，再1粗1精3掃反浮選，最終獲得鐵品位大于65%、鐵回收率大于70%的鐵精礦［4-8］。

受現場裝備水平、藥劑制度、技術條件的影響，現流程暴露出兩大突出問題［9］：①強磁選尾礦鐵品位達11%～12%，鐵損失率大于15%；②絮凝劑濃縮脫泥的回水再利用影響反浮選效果，導致浮選尾礦鐵品位偏高（一般為20%～22%），其中-20 μm粒級鐵品位約為35%，占浮選尾礦鐵總量的72%左右。

近年來，立環(huán)脈動高梯度磁選機技術水平有了長足的進步，其背景磁感應強度可達1.5～1.8 T［10］，對微細粒級鐵礦物的回收能力大大增強［11-12］。為解決該微細粒難選鐵礦石選別過程中強磁選尾礦鐵品位高、浮選指標不佳等問題，通過優(yōu)化一段強磁選磁場強度，并對二段細磨產品采用弱磁選—強磁選拋尾來取代絮凝脫泥，以確定適宜的選礦工藝流程，為現場技術改造提供參考。

3 試驗設備及藥劑

弱磁選試驗設備為φ400 mm×300 mm電磁筒式磁選機；強磁選試驗設備為SLon-750立環(huán)脈動高梯度磁選機，磁介質棒直徑為2 mm，轉環(huán)轉速為2 r/min，脈動沖次為186次/min；浮選試驗設備為XFDⅢ型單槽浮選機。

浮選試驗中使用的NaOH、淀粉、CaO為南京化學試劑股份有限公司生產的工業(yè)純試劑，RA-915為本鋼礦業(yè)公司南芬選礦廠生產的工業(yè)純試劑。

4 試驗結果與討論

4.1 一段強磁選磁場強度試驗

為確定適宜的一段強磁選磁場強度，固定一段弱磁選磁場強度為143 kA/m，在磨礦細度為-0.076 mm占85%的條件下，考察一段強磁選磁場強度對產品指標的影響，結果見表3。

由表3可知，隨著一段強磁選磁場強度的增加，一段強磁選精礦鐵品位及尾礦鐵品位均降低，強磁選精礦鐵回收率提高，綜合考慮，確定一段強磁選磁場強度為1 114 kA/m。

4.2 二段強磁選磁場強度試驗

為降低絮凝劑及礦泥對浮選指標產生的不利影響，本試驗對二段磨礦產品采用二段弱磁選—強磁選拋尾來取代原流程的絮凝脫泥。

為確定適宜的二段強磁選磁場強度，以一段弱磁選—強磁選混合精礦為給礦，固定二段弱磁選磁場強度為143 kA/m，在二段磨礦細度為-0.038 mm占85%的條件下，考察二段強磁選磁場強度對產品指標的影響，結果見表4。

由表4可知，增大二段強磁選磁場強度后，二段強磁選別指標相差不大，為了保證反浮選給礦入浮品位，確定二段強磁選磁場強度為637 kA/m。

對二段強磁選給礦、二段強磁選精礦、二段強磁選尾礦分別進行粒度分析，結果分別見表5～表7。

由表5～表7可知，二段強磁選給礦-10 μm粒級含量為27.22%，-20 μm粒級含量為48.79%；二段強磁選精礦-10 μm粒級含量為22.19%，-20 μm粒級含量為44.21%；二段強磁選尾礦-10 μm粒級含量為37.95%，-20 μm粒級含量為59.80%。結果表明，入浮前采用弱磁選—強磁選進行拋尾、脫泥具有可行性。

4.3 陰離子反浮選試驗

4.3.1 RA-915用量試驗

采用“1粗1精”試驗流程，固定1次精選RA-915用量為150 g/t，在1次粗選浮選濃度為25%、溫度為30℃的條件下，依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t，考察 RA-915用量對浮選指標的影響，中礦和粗選尾礦合并為尾礦，試驗結果見表8。

由表8可知，隨著粗選RA-915用量增加，浮選精礦鐵品位升高，鐵作業(yè)回收率降低；當粗選RA-915用量為900 g/t時，浮選精礦鐵品位達到66.53%。綜合考慮，確定粗選RA-915用量為900 g/t。

4.3.2 閉路試驗

采用1粗1精3掃試驗流程，進行閉路浮選試驗，具體流程見圖2，結果見表9。

由表9可知，經1粗1精3掃閉路浮選試驗，可獲得浮選鐵精礦鐵品位66.13%、鐵回收率88.44%的良好指標。

4.4 全流程試驗

根據上述試驗結果，計算并繪制全流程試驗數質量流程圖，結果見圖3。

5 結 論

（1）某微細粒鐵礦石主要回收成分鐵品位為30.60%，主要雜質成分SiO2含量為51.32%，有害成分S、P含量均較低；鐵主要以赤鐵礦的形式存在，其次為磁鐵礦、假象赤鐵礦，三者累計分布率為95.17%；微細粒鐵礦物與脈石礦物嵌布復雜，分離難度極大。

（2）在磨礦細度為-0.076 mm占85%的條件下，經過一段弱磁選—強磁選，磁場強度分別為143 kA/m、1 114 kA/m，強磁選尾礦鐵品位低至6.18%，鐵回收率損失僅4.82%。

（3）采用弱磁選—強磁選替代原絮凝脫泥工藝，在二段磨礦細度為-0.038 mm占85%的條件下，經過二段弱磁選—強磁選，磁場強度分別為143 kA/m、637 kA/m，二段強磁選精礦-10 μm粒級含量為22.19%，-20 μm粒級含量為44.21%，相比二段強磁選給礦分別降低了5.03個百分點、4.58個百分點。此外，浮選給礦（由二段弱磁選、強磁選精礦合并）鐵品位可由39.90%大幅提高到48.36%，降低了浮選提質降雜的難度。

（4）采用1粗1精3掃閉路浮選流程，在1次粗選浮選濃度為25%、溫度為30℃的條件下，依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉 1 000 g/t、CaO 500 g/t，RA-915粗選、精選用量用量分別為900 g/t、150 g/t，最終可獲得鐵品位66.13%、鐵回收率88.44%的浮選鐵精礦，浮選尾礦鐵品位僅為15.83%。