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鲕状赤铁矿提铁降钾钠试验研究 ① 余 洪， 高王杰， 蔡 祥， 周 峰， 谢 蕾， 张汉泉 （武汉工程大学 资源与安全工程学院，湖北 武汉 ４３００７３） 摘 要 采用磁化焙烧-磁选-反浮选工艺回收某鲕状赤铁矿中的铁。 磁化焙烧最佳条件为焙烧温度 ８００ ℃，煤粉用量 ８％，焙烧时间 ６５ ｍｉｎ；反浮选最佳条件为矿浆温度 ３０ ℃，ＮａＯＨ 用量 １ ２５０ ｇ／ ｔ、淀粉用量 ９４０ ｇ／ ｔ、ＣａＯ 用量 ７５０ ｇ／ ｔ，捕收剂 ９１５ＢＭ 用量 ７５０ ｇ／ ｔ。 在最佳条件下最终得到产率 ５８．３０％、ＴＦｅ 品位 ６３．０４％、Ｐ 含量 ０．２３３％、Ｋ２Ｏ＋Ｎａ２Ｏ 含量 ０．２２％、铁综合回收率 ７７．５６％的铁精矿，实 现了该类铁矿石的综合利用。 关键词 鲕状赤铁矿； 磁化焙烧； 磁选； 反浮选； 铁精矿 中图分类号 ＴＤ９２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１９．０５．０１５ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１９）０５－００５６－０４ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｏｆ Ｏｏｌｉｔｉｃ Ｈｅｍａｔｉｔｅ ｗｉｔｈ Ｈｉｇｈ Ｃｏｎｔｅｎｔ ｏｆ Ｐｈｏｓｐｈｏｒｏｕｓ ａｎｄ Ｐｏｔａｓｓｉｕｍ Ｓｏｄｉｕｍ ＹＵ Ｈｏｎｇ， ＧＡＯ Ｗａｎｇ-ｊｉｅ， ＣＡＩ Ｘｉａｎｇ， ＺＨＯＵ Ｆｅｎｇ， ＸＩＥ Ｌｅｉ， ＺＨＡＮＧ Ｈａｎ-ｑｕａｎ （Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ＆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｗｕｈａｎ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｗｕｈａｎ ４３００７３， Ｈｕｂｅｉ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ａ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｏｆ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｒｏａｓｔｉｎｇ-ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ-ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｗａｓ ａｄｏｐｔｅｄ ｔｏ ｒｅｃｏｖｅｒ ｉｒｏｎ ｍｉｎｅｒａｌｓ ｆｒｏｍ ａｎ ｏｏｌｉｔｉｃ ｈｅｍａｔｉｔｅ ｏｒｅ． Ｆｒｏｍ ｔｈｅ ｃｌｏｓｅｄ-ｃｉｒｃｕｉｔ ｔｅｓｔ， ｔｈｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｏｐｔｉｍｕｍ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｆｏｒ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｉｎｃｌｕｄｅ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ ８００ ℃， ｃｏａｌ ｄｏｓａｇｅ ｏｆ ８％ ａｎｄ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｔｉｍｅ ｏｆ ６５ ｍｉｎ； ａｎｄ ｔｈｅ ｏｐｔｉｍｉｚｅｄ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｆｏｒ ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｉｎｃｌｕｄｅ ｐｕｌｐ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ ３０ ℃， ｄｏｓａｇｅｓ ｆｏｒ ＮａＯＨ， ｍｏｄｉｆｉｅｄ ｓｔａｒｃｈ， ＣａＯ ａｎｄ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ ９１５ＢＭ ｏｆ １２５０ ｇ／ ｔ， ９４０ ｇ／ ｔ， ７５０ ｇ／ ｔ ａｎｄ ７５０ ｇ／ ｔ， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ａｓ ａ ｒｅｓｕｌｔ， ａｎ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ａ ｙｉｅｌｄ ｏｆ ５８．３０％， ＴＦｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ ６３．０４％ ａｎｄ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｉｒｏｎ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ７７．５６％ ｉｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ， ｗｈｉｌｅ ｔｈｅ ｃｏｎｔｅｎｔ ｏｆ Ｐ ａｎｄ Ｋ２Ｏ＋Ｎａ２Ｏ ｔｈｅｒｅｉｎ ａｒｅ ｄｅｃｒｅａｓｅｄ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ ｔｏ ０．２３３％ ａｎｄ ０．２２％， ｉｎｄｉｃａｔｉｎｇ ｔｈｅ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｉｓ ｋｉｎｄ ｏｆ ｉｒｏｎ ｒｅｓｏｕｒｃｅ ｃａｎ ｂｅ ａｃｔｕａｌｉｚｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｏｏｌｉｔｉｃ ｈｅｍａｔｉｔｅ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｒｏａｓｔｉｎｇ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ 高磷、钾、钠鲕状赤铁矿储量较大，嵌布粒度细，有 害杂质 Ｐ、Ｋ、Ｎａ 等赋存状态复杂，属国内外难选铁矿石 类型之一，到目前为止，还没有处理该类型铁矿石的成 熟选矿工艺及大规模工业开发利用的先例［１－３］。 近年 来，随着选冶技术的不断进步，使该类型铁矿资源的经 济合理开发利用成了可能。 本文采用“还原磁化焙烧- 磁选-反浮选”新工艺研究了该类铁矿石的综合回收，取 得了较好的效果，为此类矿石的综合利用提供了参考。 １ 试验原料及方法 １．１ 试验原料 高磷、钾、钠鲕状赤铁矿元素组成见表 １，其铁物 相分析结果见表 ２。 由表 １ 可见，矿石中可供选矿回 收的主要组分是铁，矿石 ＴＦｅ／ ＦｅＯ 比为 ２１．１９；碱性系 数 ０．１８１ ９，为酸性氧化铁矿石。 有害杂质硫含量较 低，磷含量高达１．０６％，碱金属 Ｋ２Ｏ＋Ｎａ２Ｏ 含量 ０．６６１ ８％， 超过 ０．２５％ 的冶炼标准，属于低硫高磷、钾、钠的 酸性氧化铁矿石。从表２可见，该铁矿石中铁主要以 表 １ 高磷、钾、钠鲕状赤铁矿元素组成（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＦｅＯＰ ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ ＣａＯＭｇＯ ４７．０５２．２２１．０６１７．６４５．１２３．４６０．６８ ＭｎＫＮａＳＡｓ烧失Ｋ２Ｏ＋Ｎａ２Ｏ ０．１３７０．５１０．０３５０．１４４０．００４ ８３．０１０．６６１ ８ ①收稿日期 ２０１９－０４－１２ 基金项目 国家自然科学基金（５１９７４２０４） 作者简介 余 洪（１９８６－），男，四川达州人，博士，讲师，主要研究方向为化学选矿。 通讯作者 张汉泉（１９７１－），男，湖北黄冈人，博士，教授，主要研究方向为矿物加工、造块理论与工艺研究。 第 ３９ 卷第 ５ 期 ２０１９ 年 １０ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３９ №５ Ｏｃｔｏｂｅｒ ２０１９ 万方数据 表 ２ 高磷、钾、钠鲕状赤铁矿中铁物相分析结果 铁物相金属量／ ％分布率／ ％ 磁铁矿中铁０．０１２０．０２ 赤（褐）铁矿中铁４５．３３９４．８５ 碳酸盐中铁１．４５３．０３ 硫化物中铁０．０８４０．２０ 硅酸盐中铁０．９１１．９０ 合计４７．７９１００．００ 赤（褐）铁矿为主，占比高达 ９４％，属于难选铁矿石。 还原剂煤粉热值为 ２６．７８６ ｋＪ／ ｇ，煤粉工业分析结 果见表 ３。 表 ３ 试验用还原煤粉工业分析结果（质量分数） ／ ％ 水分挥发分灰分固定碳硫 ５．１３３０．２４８．８８５５．７５０．４８ １．２ 试验方法及药剂 还原磁化焙烧在马弗炉中进行，磁化焙烧条件试验 采用磁选管磁选，浮选给料磁精矿以及闭路试验磁选采 用湿式滚筒磁选机，浮选采用单槽 ５００ ｍＬ 浮选机。 浮选药剂氢氧化钠、氧化钙为分析纯，阴离子捕收 剂 ９１５ＢＭ、苛化淀粉为自制，其中脂肪酸类阴离子复 配捕收剂 ９１５ＢＭ 是由化工副产品塔尔油、棉籽油等为 原料，经脱水、氯化反应、氧化等一系列反应后，复配得 到的长链不饱和脂肪酸类捕收剂。 ２ 试验结果及讨论 ２．１ 磁化焙烧-磁选试验 高磷、钾、钠鲕状赤铁矿直接通过浮选难以回收其 中的铁。 常采用还原磁化焙烧，将其中的赤铁矿还原 成磁铁矿，再通过磁选回收其中的铁［４－８］。 ２．１．１ 焙烧时间 原矿粒度－２．０ ｍｍ，配入８％的煤粉，焙烧温度８００ ℃， 焙烧矿磨矿细度－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ８９．１０％，采用磁选 管在磁场强度 ８８ ｋＡ／ ｍ（磁选管电流 ０．２ Ａ）下进行磁 选，磁化焙烧时间条件试验结果见表 ４。 由表４ 可以看 出，精矿品位、回收率随焙烧时间延长而增加。 综合考 虑铁精矿品位和回收率，选择最佳焙烧时间为 ６５ ｍｉｎ。 ２．１．２ 焙烧温度 焙烧时间 ６５ ｍｉｎ，其他条件不变，焙烧温度条件试 验结果见表 ５。 由表 ５ 可知，６５０～８００ ℃，精矿回收率 先增后减，但是精矿品位随着温度增加而增加，虽然 ８５０ ℃时精矿品位达到 ６０．８０％，但是回收率大幅度降 低，表明 ８５０ ℃时矿样已经出现过还原，生成富氏体、 橄榄石等弱磁性物质。 适宜的焙烧温度为 ８００ ℃。 表 ４ 焙烧时间试验结果 焙烧时间 ／ ｍｉｎ 产品 名称 产率 ／ ％ ＴＦｅ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿７４．５８５６．３０８９．２４ ２０尾矿２５．４２１９．９２１０．７６ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿７３．８１５６．７８８９．０７ ３５尾矿２６．１９１９．６４１０．９３ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿７４．００５７．４６９０．３７ ５０尾矿２６．００１７．４３９．６３ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿７３．９１５８．６６９２．１５ ６５尾矿２６．０９１４．１６７．８５ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿７８．８９５７．６７９６．７０ ８０尾矿２１．１１７．３６３．３０ 合计１００．００４７．０５１００．００ 表 ５ 焙烧温度试验结果 焙烧温度 ／ ℃ 产品 名称 产率 ／ ％ ＴＦｅ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿６３．７２５５．５７７５．２６ ６５０尾矿３６．２８３２．０８２４．７４ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿７１．３５５５．２６８３．８０ ７００尾矿２８．４７２６．７７１６．２０ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿７７．０２５６．４７９２．４４ ７５０尾矿２２．９８１５．４８７．５６ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿７４．１１５８．２８９１．８ ８００尾矿２５．８９１４．９０８．２０ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿５９．５８６０．８０７６．９９ ８５０尾矿４０．４２２６．７８２３．０１ 合计１００．００４７．０５１００．００ ２．１．３ 还原剂用量 焙烧温度 ８００ ℃，其他条件不变，煤配比条件试验 结果见表 ６。 表 ６ 还原剂用量试验结果 还原剂用量 ／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ ＴＦｅ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿７３．７２５７．５９９０．２３ ６尾矿２６．２８１７．４９９．７７ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿７３．６８５８．１０９０．９８ ８尾矿２６．３２１６．１２９．０２ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿６５．４５５８．８８８１．９１ １０尾矿３４．５５２４．６３１８．０９ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿６４．４１５９．６４８１．６５ １２尾矿３５．５９２４．２６１８．３５ 合计１００．００４７．０５１００．００ 精矿６３．４８５９．６９８０．５３ １４尾矿３６．５２２５．０８１９．４７ 合计１００．００４７．０５１００．００ ７５第 ５ 期余 洪等 鲕状赤铁矿提铁降钾钠试验研究 万方数据 由表 ６ 可以看出，随着煤粉配比增加，精矿品位呈 小幅度上升趋势，回收率则先增加后降低，但精矿产率 下降，这可能是由于配加煤粉过多，煤粉燃烧导致局部 温度过高发生过还原现象。 综合考虑焙烧成本、精矿 品位和回收率，适宜的煤粉用量为 ８％。 ２．１．４ 焙烧矿磨矿细度试验 为了实现矿物充分单体解离，提高分选效果，焙烧 矿应进行适当的磨矿。 磨矿粒度较粗时，矿物不能充 分单体解离，磁选效果差；磨矿粒度过细，人工磁铁矿 磁性急剧降低，不利于弱磁选，且磨矿成本高，故需要 找到最佳的磨矿细度。 煤粉添加量 ８％，在 ８００ ℃ 下 焙烧 ６５ ｍｉｎ，磁选管磁场场强 ８８ ｋＡ／ ｍ，焙烧矿磨矿细 度试验结果见表 ７。 由表 ７ 可知，随着矿物变细，精矿 产率和回收率下降，精矿品位先升高后降低，尾矿品位 先降低后升高。 此矿石的磁选精矿后续需要反浮选脱 磷，为了保证单体解离度，确定磨矿细度－０．０３８ ｍｍ 粒 级占 ９４．１０％。 表 ７ 焙烧矿磨矿细度试验结果 磨矿 细度 产品 名称 产率 ／ ％ ＴＦｅ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ －０．０７４ ｍｍ ６２．７７％ 精矿８１．８８５３．７８９３．５９ 尾矿１８．１２１６．６４６．４１ 合计１００．００４７．０５１００００ －０．０４５ ｍｍ ７４．５３％ 精矿７６．６３５６．９７９２．７９ 尾矿２３．３７１４．５２７．２１ 合计１００．００４７．０５１００．００ －０．０３８ ｍｍ ８９．１０％ 精矿７５．８５５７．４９９２．６８ 尾矿２４．１５１４．２６７．３２ 合计１００．００４７．０５１００．００ －０．０３８ ｍｍ ９４．１０％ 精矿７１．７９５９．４３９０．６８ 尾矿２８．２１１５．５４９．３２ 合计１００．００４７．０５１００．００ －０．０３８ ｍｍ ９８．１７％ 精矿６３．６４５８．４０７８．９９ 尾矿３６．３６２７．１９２１．０１ 合计１００．００４７．０５１００．００ ２．１．５ 磁化焙烧综合试验 经过磁化焙烧试验，确定最佳焙烧条件为焙烧温 度 ８００ ℃，煤粉用量 ８％，焙烧时间 ６５ ｍｉｎ。 焙烧矿在磨 矿细度－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ９４．１０％、磁场强度 ８８ ｋＡ／ ｍ 条件下磁选，可得磁选精矿铁品位 ５９．４３％，铁回收率 ９０．６８％。 ２．２ 磁选铁精矿反浮选试验 磁选铁精矿化学多元素分析结果见表 ８。 磁选铁 精矿中铁品位不高，杂质 Ｓ、Ｐ、Ｋ、Ｎａ 含量较高，因此需 进一步采用浮选法去除杂质 Ｓ、Ｐ、Ｋ、Ｎａ，提高铁精矿 品位［９－１２］。 浮选原则流程见图 １。 浮选给矿粒度 －０．０４５ ｍｍ 粒级占 ６９．８５％，浮选温度 ３０ ℃。 表８ 磁化焙烧-磁选铁精矿化学多元素分析结果（质量分数）／ ％ ＴＦｅＳＰＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯＫ２Ｏ＋Ｎａ２Ｏ ５９．４３０．１２２０．６５９８．１４５．３２１．５７０．１７３０．４３８ *23 NaOH -, CaO 915BM , - 3 图 １ 磁铁精矿反浮选原则流程 ２．２．１ ＮａＯＨ 用量 淀粉用量 ６００ ｇ／ ｔ，ＣａＯ 用量 ６００ ｇ／ ｔ，９１５ＢＭ 用量 ７５０ ｇ／ ｔ，ＮａＯＨ 用量条件试验结果见表 ９。 由表 ９ 可 知，随着 ＮａＯＨ 用量增加，精矿品位升高，回收率不断 下降。 综合考虑 ＮａＯＨ 用量对品位和回收率的影响， 确定 ＮａＯＨ 用量为 １ ２５０ ｇ／ ｔ。 表 ９ ＮａＯＨ 用量试验结果 ＮａＯＨ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 铁精矿产率 ／ ％ 铁精矿 ＴＦｅ 品位 ／ ％ 铁回收率 ／ ％ ５００９７．１５６０．１１９８．２６ ７５０９５．２０６０．３４９６．６６ １ ０００９１．８１６０．３２９３．１８ １ ２５０８６．１２６１．５２８９．１５ ２．２．２ 改性淀粉用量试验 ＮａＯＨ 用量 １ ２５０ ｇ／ ｔ，其他条件不变，改性淀粉用 量条件试验结果见表 １０。 由表 １０ 可见，随着淀粉用 量增加，ＴＦｅ 品位一直上升，但铁回收率先上升后有所 下降，然后再上升。 当改性淀粉用量为 ９４０ ｇ／ ｔ 时，浮 选指标最佳，故选择淀粉用量 ９４０ ｇ／ ｔ 进行后续试验。 表 １０ 改性淀粉用量试验结果 改性淀粉用量 ／ （ｇｔ －１ ） 铁精矿产率 ／ ％ 铁精矿 ＴＦｅ 品位 ／ ％ 铁回收率 ／ ％ ３４０８３．３６６０．３５８４．６５ ５４０８４．０８６０．４０８５．４５ ７４０８２．５４６０．６５８４．２３ ９４０８６．２４６１．５０８９．２４ ２．２．３ ＣａＯ 用量试验 改性淀粉用量 ９４０ ｇ／ ｔ，其他条件不变，ＣａＯ 用量 条件试验结果见表 １１。 在所选范围内，ＣａＯ 用量超过 ８５矿 冶 工 程第 ３９ 卷 万方数据 ７５０ ｇ／ ｔ 时，增加 ＣａＯ 用量对浮选效果影响较小，故考 虑 ＣａＯ 用量为 ７５０ ｇ／ ｔ。 表 １１ ＣａＯ 用量试验结果 ＣａＯ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 铁精矿产率 ／ ％ 铁精矿 ＴＦｅ 品位 ／ ％ 铁回收率 ／ ％ ５００８７．４０６０．４４８８．８９ ７５０９３．８５６１．４３９７．０１ １ ０００９４．１６６０．８５９６．４１ １ ２５０９３．７３６０．９８９６．１７ ２．２．４ 捕收剂 ９１５ＢＭ 用量 ＣａＯ 用量 ７５０ ｇ／ ｔ，其他条件不变，捕收剂 ９１５ＢＭ 用量条件试验结果见表 １２。 由表 １２ 可知，随着捕收 剂用量增加，精矿铁品位上升，但回收率有所下降。 综 合考虑捕收剂成本和回收率，选择捕收剂 ９１５ＢＭ 用量 为 ７５０ ｇ／ ｔ。 表 １２ 捕收剂 ９１５ＢＭ 用量试验结果 ９１５ＢＭ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 铁精矿产率 ／ ％ 铁精矿 ＴＦｅ 品位 ／ ％ 铁回收率 ／ ％ ５００９８．５８６０．１９９９．８４ ７５０８６．５６６１．６４８９．７８ １ ０００７１．３０６１．８７７４．２３ １ ２５０５６．２８６２．２４５８．９４ ２．３ 闭路试验 根据条件试验确定的最佳工艺参数进行了闭路试 验。 闭路试验所得铁精矿化学元素分析结果见表１３，闭 路试验数质量流程见图 ２。 闭路试验最终得到铁精矿 产率 ５８．３０％、ＴＦｅ 品位 ６３．０４％、Ｐ 含量 ０．２３３％、Ｋ２ Ｏ＋ Ｎａ２Ｏ 含量 ０．２２％，铁综合回收率 ７７．５６％。 表 １３ 闭路试验铁精矿化学元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＳＰ ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ ＣａＯＭｇＯ Ｋ２Ｏ＋Ｎａ２Ｏ ６３．０４０．０９６０．２３３６．９５５．０７０．５９１０．１６６０．２２ ３ 结 论 采用磁化焙烧-磁选-反浮选工艺回收高磷、钾、钠 鲕状赤铁矿中的铁，磁化焙烧最佳条件为焙烧温度 ８００ ℃，煤粉用量 ８％，焙烧时间 ６５ ｍｉｎ；反浮选最佳条 件为矿浆温度 ３０ ℃，ＮａＯＨ 用量 １ ２５０ ｇ／ ｔ、淀粉用量 ９４０ ｇ／ ｔ、ＣａＯ 用量 ７５０ ｇ／ ｔ，捕收剂 ９１５ＢＭ 用量 ７５０ ｇ／ ｔ。 最终可以得到产率 ５８．３０％、ＴＦｅ 品位 ６３．０４％、Ｐ 含量 ０．２３３％、Ｋ２Ｏ＋Ｎａ２Ｏ 含量 ０．２２％、铁综合回收率 ７７．５６％ 的铁精矿，实现了该类铁矿石的综合利用。 NaOH 2/, CaO 915BM 1250 600 500 800 B6 * 47.38 100.00;100.00 56.47 7.88;9.39 88 kA/m 88 kA/m 88 kA/m 41.03 7.02;6.08 58.07 106.63;130.68 48.68 26.62;27.35 41.26 12.02;10.47 58.56 7.86;9.70 63.04 58.30;77.56 62.51 66.16;87.28 56.21 21.71;25.75 54.79 14.60;19.89 55.64 36.31;42.64 61.19 80.01;103.33 60.95 87.87;113.03 * * 57.66 77.34;94.12 12.32 22.66;5.89 19.11 29.68;11.97 25.49 41.70;22.44 B3 TFe8 5;/;5 3 3 * 2 59.68 62.44;78.65 59.32 70.32;88.04 49.20 14.90;15.47 -0.038 mmC68.86 -0.038 mmC91.13 63 85, 800  65 min -0.045 mmC82.41 ,- * g/t 图 ２ 闭路试验数质量流程 参考文献 ［１］ 刘 杰，聂巧巧，韩跃新． 鲕状赤铁矿悬浮焙烧的粒度影响研究［Ｊ］． 中国矿业大学学报， ２０１８（２）４１５－４２０． ［２］ 张锦瑞，胡力可，梁银英，等． 难选鲕状赤铁矿的研究利用现状及 展望［Ｊ］． 中国矿业， ２００７，１６（７）７４－７６． ［３］ 闫龙飞，师学峰，赵 凯，等． 高磷鲕状赤铁矿气基竖炉直接还原 试验［Ｊ］． 钢铁， ２０１８（２）１４－１９． ［４］ 栗艳锋，韩跃新，孙永升，等． 鲕状赤铁矿深度还原过程中铁颗粒 粒度和形貌特征分析［Ｊ］． 中南大学学报（自然科学版）， ２０１８ （４）７７９－７８５． ［５］ 倪 文，贾 岩，徐承焱，等． 难选鲕状赤铁矿深度还原-磁选实验 研究［Ｊ］． 工程科学学报， ２０１０，３２（３）２８７－２９１． ［６］ 杨 颂，上官炬，杜文广，等． 鲕状赤铁矿氢气低温还原焙烧机理 探讨［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１７，３７（１）６４－６７． （下转第 ６２ 页） ９５第 ５ 期余 洪等 鲕状赤铁矿提铁降钾钠试验研究 万方数据 ５） 安装方便，用途广泛。 新型磁选管不需要高位 水箱，节约了安装和操作空间。 供水可以直接接自来 水管，阀门在给矿漏斗旁边，给水量轻松可控；给水也 可以配置独立的简易供水机构。 磁选管仅需要 １ 个人 就能轻松操作；而传统磁选管，液位调整、关停给水，有 时需要 ２ 人配合。 新型磁选管对于学生深层次认识磁选原理有特殊 的效果，磁系可以按照需要加装特殊的异形磁极，验证 不同磁场分选效果。 新型磁选管可以作为一台微型磁 选机连续使用，超长时间使用也不用担心线圈发热烧 毁。 也可以作为物相分析磁选仪快速分离磁性铁、粉 状物中除铁，比如小麦粉等粮食类粉体中磁性金属物 的测定是小麦粉质量检验的一项重要强制指标，可以 采用该设备；含铁屑的液体脱除铁屑等物质，可以采用 该设备。 ６） 新型磁选管还能够验证不同矿物应该选用的 磁选管合理参数，为特定物质的分选设定较合理的选 别参数，比如适宜的倾角和频率。 戴维斯当初设计磁 选管的一些理念得到了验证。 综上所述，新型磁选管解决了传统磁选管在电气 控制、磁场调整、机械安装、设备维护等方面的问题，真 正实现了磁选管的升级换代。 ３ 磁选管分选指标对比 为了验证新型磁选管的分选效果，在场强 １２５ ｍＴ、 分选频率 ７２ Ｈｚ／ ｍｉｎ、底流水量 ２２ ｍＬ／ ｓ 条件下，对某 选矿厂原矿品位４１．０５％的焙烧磁铁矿磨至－０．１２５ ｍｍ 后进行了磁选管对比试验，结果见表 １。 表 １ 磁选管对比试验结果／ ％ 磁选管类型 精矿指标／ ％ 产率品位回收率 尾矿品位 ／ ％ 传统磁选管５８．６０５６．８７８１．１８１８．６６ 新型磁选管５８．７０５６．７８８１．１９１８．６９ 从表 １ 可知，在相同的分选条件下，新型磁选管同 传统磁选管分选指标相近。 ４ 结 语 １） 新型磁选管质量只有国内传统磁选管质量的 １０％，其功率不到传统磁选管的 １０％；具有分选管运动 频率动态可调、倾角大幅度可调等新功能。 ２） 模块化设计大幅度降低了运输和安装费用；场 强精度高、噪音低、维护成本低。 ３） 新型磁选管解决了传统磁选管在电气控制、磁 场调整、安装维护等方面的问题，实现了磁选管的升级 换代。 参考文献 ［１］ 樊爱东，贾晓龙． 磁选管玻璃管中国， ＣＮ２０３３５５７５３Ｕ［Ｐ］． ２０１３－ １２－２５． ［２］ 李满年， 姬俊梅，刘凤国，等． 一种改进磁选管给料装置中国， ＣＮ２０７６５５３０７Ｕ［Ｐ］． ２０１８－０７－２７． ［３］ 樊爱东． 智能型磁选管中国， ＣＮ２０１９３５８５０Ｕ［Ｐ］． ２０１１－０８－１７． ［４］ 王雪艳，宋立伟． ＣＸＧ 型传统式磁选管的技术改造［Ｊ］． 水力采煤 与管道运输， ２０１２（３）５３－５５． ［５］ 张志 荣 ， 梁 勇 ， 张 亮 荣 ． 一 种 轻 便 节 能 磁 选 管 中 国 ， ＣＮ２０１８２０４６２５６３．６Ｕ［Ｐ］． ２０１８－０８－２４． 引用本文 张志荣． 轻便节能型磁选管研发［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１９，３９ （５）６０－６２． �������������������������������������������������������������������������������������������������� （上接第 ５９ 页） ［７］ 张汉泉，路漫漫，胡定国，等． 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