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甘肃某混合氧化铁矿选矿试验研究 ① 刘金长１，２， 唐晓玲１，２ （１．酒钢技术中心，甘肃 嘉峪关 ７３５１００； ２．甘肃省难选铁矿石资源利用重点实验室，甘肃 嘉峪关 ７３５１００） 摘 要 对某矿山代表性矿样进行了矿石性质及选矿工艺试验研究，进行了单一磁选、焙烧⁃磁选、磁选⁃反浮选、焙烧⁃磁选⁃反浮选 等方案对比。 结果表明，焙烧⁃磁选⁃反浮选能获得合格铁精矿，在最终磨矿细度－０．０３７ ｍｍ 粒级占 ７５％时，对品位 ３２．５０％的原矿经 过三段磁选、三段浮选，可获得精矿铁品位 ５９．９４％、铁回收率 ７２．８４％、尾矿品位 １６．１３％的选别指标，精矿中主要杂质 ＳｉＯ２含量 ８．４７％。 关键词 宁乡式铁矿； 氧化铁矿； 焙烧； 反浮选； 磁选 中图分类号 ＴＤ９５１文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０２０．０２．０１４ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０２０）０２－００６３－０４ Bｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ ｆｏｒ Ｍｉｘｅｄ Ｏｘｉｄｉｚｅｄ Ｉｒｏｎ Ｏｒｅｓ ｆｒｏｍ Ｇａｎｓｕ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ ＬＩＵ Ｊｉｎ⁃ｃｈａｎｇ１，２， ＴＡＮＧ Ｘｉａｏ⁃ｌｉｎｇ１，２ （１．Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｃｅｎｔｅｒ ｏｆ Ｊｉｕｑｕａｎ Ｉｒｏｎ ＆ Ｓｔｅｅｌ （Ｇｒｏｕｐ） Ｃｏｒｐｏｒａｔｉｏｎ， Ｊｉａｙｕｇｕａｎ ７３５１００， Ｇａｎｓｕ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ Ｉｒｏｎ Ｏｒｅ Ｒｅｓｏｕｒｃｅ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｉｎ Ｇａｎｓｕ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ， Ｊｉａｙｕｇｕａｎ ７３５１００， Ｇａｎｓｕ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｈｅ ｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ ｏｆ ｔｈｅ ｒｅｐｒｅｓｅｎｔａｔｉｖｅ ｏｒｅ ｓａｍｐｌｅ ｆｒｏｍ ａｎ ｉｒｏｎ ｍｉｎｅ ｗｅｒｅ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅｄ， ａｎｄ ｔｈｅ ｍｉｎｅｒａｌ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｓ ｗｅｒｅ ｃａｒｒｉｅｄ ｏｕｔ ｂｙ ｃｏｍｐａｒｉｎｇ ｓｃｈｅｍｅｓ ｉｎｃｌｕｄｉｎｇ ｓｉｎｇｌｅ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， ｒｏａｓｔｉｎｇ⁃ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ⁃ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｎｄ ｒｏａｓｔｉｎｇ⁃ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ⁃ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ， ａ ｑｕａｌｉｆｉｅｄ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｃａｎ ｂｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｕｓｉｎｇ ｔｈｅ ｒｏａｓｔｉｎｇ⁃ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ⁃ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｓｃｈｅｍｅ． Ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｆｉｎａｌ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｆｉｎｅｎｅｓｓ ａｔ －０．０３７ ｍｍ ７５％， ｔｈｅ ｒａｗ ｏｒｅ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｇｒａｄｅ ａｔ ３２．５０％ ｉｓ ｓｕｂｊｅｃｔｅｄ ｔｏ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｒｏａｓｔｉｎｇ， ｔｈｒｅｅ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ ｔｈｒｅｅ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ｒｅｓｕｌｔｉｎｇ ｉｎ ｔｈｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ５９．９４％ Ｆｅ ａｔ ７２．８４％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ａｎｄ ｔｈｅ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｇｒａｄｉｎｇ １６．１３％ Ｆｅ， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｍａｉｎ ｉｍｐｕｒｉｔｙ ＳｉＯ２ｉｎ ｔｈｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｊｕｓｔ ａｒｏｕｎｄ ８．４７％． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ Ｎｉｎｇｘｉａｎｇ⁃ｔｙｐｅ ｉｒｏｎ ｄｅｐｏｓｉｔ； ｉｒｏｎ ｏｘｉｄｅ ｏｒｅ； ｒｏａｓｔｉｎｇ； ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ 甘肃某地区铁矿石资源较为丰富，查明总储量约 １．４ 亿吨，多属于宁乡式沉积铁矿，主要铁矿物为赤铁 矿、褐铁矿、菱铁矿等，矿石性质复杂，选冶流程长且指 标差，很难高效利用［１］。 该地区相对储量较大的某铁矿 山属于一中型铁矿床，探明铁矿石储量 ０．５３ 亿吨，平均 地质品位 ３４．５６％，矿石类型为砂质赤铁矿石，试验前尚 未开发利用。 本文在实验室对该矿山原矿矿石性质进行了研究， 进行了多方案选矿对比试验，并推荐了选矿工艺流程。 １ 矿石性质 原矿（试样）主要化学成分分析结果见表 １。 该矿 石铁品位较低，需经选矿富集后才能利用。 矿石中主要 脉石成分为 ＳｉＯ２，有害元素磷含量相对较高。 表 １ 试样主要化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＦｅＯＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯ ３２．５０４．１３３８．０６４．３９４．２６０．１１ ＭｎＯＳＰ Ｋ２ＯＮａ２Ｏ Ｉｇ １．０７０．０２０．６６２０．０９４０．０３６６．１７ 矿物组成见表 ２。 矿石中主要铁矿物为褐铁矿，次 为赤铁矿、菱铁矿，极少量黄铁矿；脉石矿物主要为石 英、碧玉，次为绢云母、绿泥石、铁白云石等。 ①收稿日期 ２０１９－１１－１５ 基金项目 甘肃省科技计划资助（１９ＺＤ２ＧＢ００１） 作者简介 刘金长（１９６８－），男，甘肃秦安人，正高级工程师，主要研究方向为难选铁矿石资源利用。 第 ４０ 卷第 ２ 期 ２０２０ 年 ０４ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩNＩNＧ ＡND ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥNＧＩNＥＥＲＩNＧ Ｖｏｌ．４０ №２ Ａｐｒｉｌ ２０２０ 表 ２ 试样矿物组成（质量分数） ／ ％ 褐铁矿 赤铁矿 菱铁矿 黄铁矿 碧玉、石英 铁白云石 绢云母、绿泥石 ２５．０１７．０７．００．５３０．０４．０１６．５ 褐铁矿多以隐晶质、胶状分布于脉石矿物颗粒间， 将脉石矿物颗粒胶结起来，还有的褐铁矿呈皮壳状将 脉石矿物包裹起来。 赤铁矿多呈残余体的过渡相存 在，在其裂隙、节理、颗粒边缘处，大部分已转化为褐铁 矿，与褐铁矿交织存在，难以分离。 菱铁矿与脉石矿物 嵌布紧密，集合体中常嵌布有粒度细小的石英、碧玉 颗粒。 铁矿物嵌布粒度一般在０．０２５～０．０７５ ｍｍ 之间，部 分褐铁矿、赤铁矿呈星点状、蠕虫状分布于绢云母、绿 泥石及碧玉中。 铁矿物分布于脉石矿物的颗粒及裂隙 间，较难完全解离，属微⁃细粒嵌布。 铁矿石的磁性分析结果表明，矿石中强磁性产品 含量小于 １％，在制定试验方案时可忽略不计。 ２ 试验结果及分析 ２．１ 试验原则流程 根据探索试验结果，为同时提高精矿品位和铁回 收率［２－５］，设计试验原则流程为还原焙烧⁃磨矿⁃弱磁 选⁃反浮选，试验原则流程见图 １。 B3 ,- 5 233 , 57 56 55 54 53 52 51 50 90 80 70 60 50 40 30 700650750800 238 /;5         图 ２ 焙烧温度试验结果 ２．２．２ 还原剂用量试验 选择焙烧温度 ７５０ ℃，其他条件不变，改变还原剂 动力煤用量进行焙烧，试验结果见图 ３。 由图 ３ 可见， 还原剂用量增加，焙烧效果变好，焙烧矿选别指标也较 好，适宜的还原剂动力煤配比量为 ７．５％。 /B0A4 56 55 54 53 52 51 86 84 82 80 78 76 74 72 52.57.510 238 /;5         图 ３ 还原剂用量试验结果 ２．３ 焙烧矿磁选试验 对还原剂动力煤用量 ７．５％、焙烧温度 ７５０ ℃、焙 烧时间 ３０ ｍｉｎ 条件下所得焙烧矿，进行磁选试验。 ２．３．１ 磨矿细度试验 采用直径 １５０ ｍｍ 滚磨机磨矿、磁选管 １００ ｍＴ 条 件下弱磁选，焙烧矿磨矿细度条件试验结果见图 ４。 由图 ４ 可见，随磨矿细度变细，精矿品位升高，但磨矿 细度过细时精矿品位又呈下降趋势，回收率呈 Ｓ 型变 化。 确定适宜的磨矿细度为－０．０３７ ｍｍ 粒级占 ７５％。 ２．３．２ 磁场强度试验 对焙烧矿磨矿至－０．０３７ ｍｍ 粒级占 ７５％时进行 了磁选管磁场强度条件试验，结果见图 ５。 由图 ５ 可 见，磁场强度对精矿品位影响不大，但对铁回收率影 响较大。 磁场强度升高时，铁品位略有降低，但铁回 收率逐渐提高，磁场强度达到 １００ ｍＴ 以上时，铁回收 率变化幅度减小。 综合考虑，确定适宜的磁场强度为 １５０ ｍＴ。 ４６矿 冶 工 程第 ４０ 卷 63, 57 55 53 51 49 47 82 81 80 79 78 77 76 94785375869995 238 /;5              -0.074 mm-0.037 mm 图 ４ 焙烧矿磨矿细度试验结果 *8,mT 56.6 56.4 56.2 56.0 55.8 55.6 85 76 67 58 49 40 7550100125150 238 /;5           图 ５ 焙烧矿磁场强度试验结果 ２．３．３ 流程试验 在条件试验的基础上，对该焙烧矿进行了流程选 别试验，试验设备为 Φ４００３００ 湿式筒式磁选机。 具 体选别流程及参数为一段磨矿（－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ６５％）、一段粗选（磁场强度 １５０ ｍＴ），粗精矿进入二段 磨矿（－０．０３７ ｍｍ 粒级占 ７５％）、两段精选（磁场强度 １５０ ｍＴ）。 在焙烧矿 ＴＦｅ 品位 ３４．５０％条件下，获得了精 矿产率 ４７．６１％、精矿品位 ５６．９６％、回收率 ７８．６０％的铁 精矿，精矿中 ＳｉＯ２含量 １２．７５％，尾矿 ＴＦｅ 品位 １４．０９％。 ２．４ 反浮选降硅试验 磁选后所得铁精矿 ＳｉＯ２含量仍然偏高，影响冶炼 成本，有必要进行进一步降硅试验研究。 目前选矿技术中，铁精矿降硅效果相对较好的工 艺是浮选，由于入选矿石中铁多硅少，加上硅的赋存矿 物石英可浮性较好，所以一般采用抑铁浮硅的反浮选 工艺［６－８］。 本次试验采用胺类阳离子捕收剂（代号 ｙｇ３２８Ｂ）进行反浮选［７－８］，抑制剂为淀粉，无其他药剂。 ２．４．１ 抑制剂淀粉用量试验 固定捕收剂 ｙｇ３２８Ｂ 用量 １００ ｇ／ ｔ，抑制剂淀粉用 量条件试验结果见图 ６。 由图 ６ 可见，淀粉用量增大， 精矿铁品位呈下降趋势，铁回收率明显升高，精矿中硅 含量升高。 确定适宜的淀粉用量为 ２．０ ｋｇ／ ｔ。 ,A4kg t-1 60.0 59.5 59.0 58.5 58.0 99 97 95 93 91 89 87 85 1.51.02.02.5 238 /;5         图 ６ 抑制剂淀粉用量试验结果 ２．４．２ 捕收剂用量试验 选择抑制剂淀粉用量 ２ ｋｇ／ ｔ，捕收剂 ｙｇ３２８Ｂ 用量 条件试验结果见图 ７。 由图 ７ 可见，捕收剂用量增加， 精矿品位升高，ＳｉＯ２含量下降，适宜的捕收剂用量为 １２０～１６０ ｇ／ ｔ。 yg328BA4g t-1 60.5 60.0 59.5 59.0 58.5 58.0 57.5 100 98 96 94 92 90 88 8040120160 238 /;5         图 ７ 捕收剂 ｙｇ３２８Ｂ 用量试验结果 ２．４．３ 闭路流程试验 根据开路试验结果确定闭路浮选流程为一粗一精 一扫，平衡后的试验结果为精矿品位 ５９．９４％、作业回 收率 ９２．６７％、ＳｉＯ２含量 ８．４７％。 精矿铁品位升高约 ３ 个百分点，ＳｉＯ２含量下降 ４．３３ 个百分点，选别后精矿 指标明显改善。 ２．５ 全流程试验 确定的最终试验流程为还原焙烧⁃三段阶磨阶选 磁选⁃一粗一精一扫反浮选。 因篇幅之故，采用同类合 并的方法，流程及结果见图 ８。 ２．６ 精矿成分分析 精矿产品主要化学成分分析结果见表 ３。 精矿中 ＳｉＯ２含量大大降低，经过浮选进一步脱硅 后，其总含量降到 ８．５％左右。 精矿产品中有害元素 Ｐ 含量较高，超过了高炉入炉要求。 从原矿和精矿中 Ｐ 含 量对比看，选矿中脱磷效果不理想，计算脱磷率 ７１．６６％。 后期将对脱磷进行相关研究。 ５６第 ２ 期刘金长等 甘肃某混合氧化铁矿选矿试验研究 B3 - 233  /;5;SiO2/4 3 63-0.037 mmC75 图 ８ 焙烧⁃磁选⁃反浮选全流程试验数质量流程 表 ３ 精矿产品主要化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＦｅＯＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯ ５９．９４３０．００８．４７３．８１１．９８０．１０ ＭｎＯＳＰＫ２Ｏ＋Ｎａ２ＯＩｇ １．３１０．０４４０．４７５＜０．１０．９３ ３ 结 语 １） 某铁矿石铁品位 ３２．５０％，主要杂质成分为 ＳｉＯ２，有害元素磷含量较高，矿石中铁矿物以褐铁矿为 主，赤铁矿次之，强磁性铁矿物含量低，铁矿物嵌布粒 度微细，难以充分解离。 ２） 原矿石极为难选，还原焙烧后可选性变好。 磨 矿至－０．０３７ ｍｍ 粒级占 ７５％后进行磁选⁃反浮选，精矿 品位提高到 ５９．９４％，铁回收率 ７２．８４％，ＳｉＯ２含量降至 ８．４７％。 浮选降硅效果较好，但精矿中主要有害元素 Ｐ 含量仍然较高。 参考文献 ［１］ 赵一鸣，毕承思． 宁乡式沉积铁矿床的时空分布和演化［Ｊ］． 矿床 地质， ２０００（４）３５１－３６１． ［２］ 李 锐，刘 杰，王 珏，等． 高品位铁精粉制备工艺研究［Ｊ］． 矿 冶工程， ２０１８，３８（５）５１－５３． ［３］ 孙 朋，胡宜斌． 山东某褐铁矿磁化焙烧⁃磁选试验研究［Ｊ］． 矿冶 工程， ２０１９，３９（２）６１－６４． ［４］ 毛拥军，张 茂，陈沪飞． 某菱铁矿磁化焙烧⁃磁选工艺试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１９，３９（１）７９－８１． ［５］ 焦科诚． 国外某高磷硅鲕状铁矿选矿工艺研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１８，３８（４）６５－６８． ［６］ 赵 璐，葛英勇，余 俊，等． 内蒙古某磁选铁精矿浮选脱硫试验 研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１８，３８（２）５８－６０． ［７］ 余新阳，钟 宏，刘广义． 阳离子反浮选脱硅捕收剂研究现状［Ｊ］． 轻金属， ２００８（６）６－９． ［８］ 唐晓玲，陈毅琳，高泽宾，等． 酒钢选矿厂焙烧磁选铁精矿阳离子 反浮选生产实践［Ｊ］． 金属矿山， ２００８（１１）４３－４５． 引用本文 刘金长，唐晓玲． 甘肃某混合氧化铁矿选矿试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程， ２０２０，４０（２）６３－６６． �������������������������������������������������������������������������������������������������� （上接第 ６２ 页） ４ 结 语 １） 试样中可供回收的主要金属元素是铁，ＴＦｅ 品 位为 ３２．５９％，铁主要以磁铁矿和赤（褐）铁矿的形式 存在，合计分布率达 ９５．１８％，属于低磷低硫的单一酸 性中低品位氧化型铁矿石。 ２） 采用弱磁选＋筛分组合工艺，可在一段粗磨条 件下提前获得部分合格铁精矿产品；中磁选技术的引 入，可降低后续强磁选作业的磁性夹杂，提高强磁选效 率；一段强磁精矿经重选工艺可提前获得部分合格铁 精矿产品，降低二段入磨矿量。 ３） 采用阶段磨矿⁃弱磁选⁃筛分⁃中磁选⁃强磁选⁃ 重选⁃反浮选流程，可获得铁精矿产率 ４２．２０％、ＴＦｅ 品 位 ６６．３７％、回收率 ８５．９３％，总尾矿产率 ５７．８０％、ＴＦｅ 品位 ７．９３％、回收率 １４．０７％。 ４） 安徽霍邱铁矿床镜磁混合矿储量较大，该试验 结果可为该区域多家选厂的初步设计和工艺改造提供 可靠依据，对该区域的镜磁混合矿进行高效分选具有 推广意义。 参考文献 ［１］ 现代铁矿石选矿编委会． 现代铁矿石选矿［Ｍ］． 合肥中国科学 技术出版社， ２００９． ［２］ 余永富． 我国铁矿资源有效利用及选矿发展的方向［Ｊ］． 金属矿 山， ２００１（２）９－１１． ［３］ 石云良，刘苗华，肖金雄，等． 基于螺旋溜槽的镜铁矿联合选矿工 艺研究［Ｃ］∥中国矿业科技文汇－２０１４． 北京冶金工业出版社， ２０１４２０８－２１０． ［４］ 肖金雄． 某难选磁铁矿与镜铁矿混合矿选矿试验［Ｊ］． 现代矿业， ２０１７，３３（１２）９７－１０１． 引用本文 王 涛，肖金雄，龙 艳． 安徽某难选磁铁矿与镜铁矿混合 矿选矿试验［Ｊ］． 矿冶工程， ２０２０，４０（２）６０－６２． ６６矿 冶 工 程第 ４０ 卷