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某尾矿预富集-磁化焙烧-磁选工艺试验研究 ① 杨晓峰， 刘双安， 宋均利 （鞍钢集团矿业设计研究院有限公司，辽宁 鞍山 114002） 摘 要 采用“预富集-磁化焙烧-磁选工艺”对某赤铁矿尾矿进行了选别试验研究。 在一段磨矿细度－0.074 mm 粒级含量 90％，二 段磨矿细度－0.025 mm 粒级含量 90％条件下，获得了精矿品位 65.82％、产率 9.63％、金属回收率 55.21％、尾矿品位 5.69％的选别指 标，实现了对赤铁矿尾矿中铁矿物的有效回收。 关键词 赤铁矿尾矿； 预富集； 磁化焙烧； 磁选； 尾矿品位 中图分类号 TD925文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2019.02.013 文章编号 0253－6099（2019）02－0057－04 Beneficiation of Hematite Tailings Adopting Preconcentration-Magnetization Roasting-Magnetic Separation Process YANG Xiao-feng， LIU Shuang-an， SONG Jun-li （Ansteel Mining Design and Research Institute Co Ltd， Anshan 114002， Liaoning， China） Abstract Experimental study was carried out to beneficiate hematite tailings adopting a preconcentration-magnetization roasting-magnetic separation process. The sample was separated when grinded to a fineness of －0.074 mm 90％ for the first stage of grinding and a fineness of －0.025 mm 90％ for the second stage of grinding. An iron concentrate with Fe grade of 65.82％， yield of 9.63％ and recovery of 55.21％ was obtained， while the Fe grade of the tailings was reduced to 5.69％. With this approach， the iron minerals were effectively collected from the hematite tailings. Key words hematite tailings； preconcentration； magnetization roasting； magnetic separation； tailings grade 为实现资源充分高效利用，近年来国内相关研究 单位围绕难选矿和赤铁矿尾矿等进行了大量研究，其 中磁化焙烧-磁选工艺为最有效的技术［1－6］。 本文对 某赤铁矿尾矿采用“预富集-磁化焙烧-磁选工艺”选别 后，最终尾矿铁品位降到 6％以下，为我国赤铁矿尾矿 的高效利用提供了新途径。 1 矿石性质 试验所用试样为某赤铁矿尾矿，其化学多元素分 析结果见表 1。 表 1 试样化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ TFeFeO SiO2 CaOMgOAl2O3MnOSPIg 11.482.4477.250.921.611.280.046 0.050 0.0572.03 从表 1 结果看，试样中主要有用成分为铁矿物， TFe 品位 11.48％，主要脉石矿物 SiO2含量为 77.25％， 硫、磷等有害杂质含量较低。 试样物相分析结果见表 2。 结果表明，该试验用 尾矿中流失最多的铁矿物是赤褐铁矿，其次是磁性铁 矿物，另有少量的碳酸铁、硅酸铁等。 表 2 物相分析结果 物相含量／ ％分布率／ ％ 碳酸铁中铁0.806.97 硅酸铁中铁1.1510.02 磁性铁中铁1.5013.07 假象、半假象赤铁矿1.008.71 赤、褐铁矿中铁7.0361.24 合计11.48100.00 对试样中的赤铁矿、磁铁矿进行了粒度测定，结果 见表 3。 由表 3 可知，赤铁矿粒度十分细小，中粗粒赤 铁矿含量较少；磁铁矿粒度较赤铁矿更细小。 ①收稿日期 2018－09－25 作者简介 杨晓峰（1971－），女，辽宁沈阳人，正高级工程师，长期从事选矿技术研究工作。 第 39 卷第 2 期 2019 年 04 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №2 April 2019 万方数据 表 3 主要矿物粒度统计结果 粒级／ mm 分布率／ ％ 赤铁矿磁铁矿 ＋0.075 4.72 －0.075＋0.0536.13 7.39 －0.053＋0.03716.75 15.34 －0.037＋0.01057.31 63.07 －0.010 15.0914.20 合计100.00100.00 2 选别试验 2.1 预富集工艺试验 对该赤铁矿尾矿采用“筒式磁选、立环磁选-磨矿- 筒式磁选、立环磁选” 工艺进行预富集，试验流程见 图 1。 ; A, ;* 4 8 ,, ;* ,, 4/* A, 4/* B-03B-023 图 1 预富集试验流程 2.1.1 一段立环磁选磁感应强度试验 将试样经磁感应强度为 400 mT 的一段筒式磁选 机选别，得到的筒式磁选机尾矿给入一段立环磁选机， 一段立环磁选机磁感应强度对精矿品位和回收率的影 响见图 2。 *-A8,mT 22.5 21.5 20.5 19.5 70 60 50 40 350400450500 8 /;5        8 /;5    图 2 一段立环磁选磁感应强度试验结果 由图 2 可知，随着磁感应强度增加，精矿品位出现 逐渐下降的趋势，回收率则呈逐渐升高的趋势，当一段 磁场强度从 350 mT 提高到 400 mT 时，精矿品位下降 相对缓慢，而回收率升高相对较快，综合考虑精矿品位 和回收率，确定一段立环磁选磁感应强度为 400 mT。 2.1.2 二段立环磁选磁感应强度试验 将一段混合精矿给入磁感应强度为 250 mT 的二 段筒式磁选机选别，得到的筒式磁选机尾矿给入二段 立环磁选机，二段立环磁选磁感应强度对精矿品位和 回收率的影响见图 3。 *-A8,mT 34 32 30 28 26 24 22 20 95 85 75 65 55 45 200300400500 8 /;5       8 /;5     图 3 二段立环磁选磁感应强度试验结果 由图 3 可知，随着磁感应强度增加，精矿品位逐渐 下降，回收率则呈逐渐升高的趋势，当二段磁感应强度 从 200 mT 提高到 300 mT 时，精矿品位下降和回收率升 高均相对较快，当磁感应强度从 300 mT 提高到 400 mT 时，精矿品位下降和回收率升高趋势均减缓，当磁感应 强度从 400 mT 提高到 500 mT 时，精矿品位下降和回 收率升高趋势再次加快。 综合考虑精矿品位和回收 率，确定二段立环磁选磁感应强度为 350 mT。 2.1.3 磨矿细度试验 一段混合精矿给入磁感应强度为 250 mT 的二段 筒式磁选机选别，得到的筒式磁选机尾矿给入二段立 环磁选机，二段立环磁选机磁感应强度为 350 mT，分 别考察了一段混合精矿磨矿细度对分选效果的影响， 结果见图 4。 -0.074 mm40/4 35 34 33 32 31 30 85 84 83 82 81 80 859095 8 /;5       8 /;5   图 4 一段混合精矿磨矿细度对精矿指标的影响 85矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 由图 4 可知，随着磨矿细度逐渐增加，预富集精矿 品位逐渐增加，且增加较均匀，但回收率呈逐渐减少的 趋势，细度从－0.074 mm 粒级占90％提高到95％时，回 收率降低趋势加快，因此确定一段混合精矿磨矿细度 为－0.074 mm 粒级占 90％。 2.1.4 预富集试验结果 TFe 品位 11.48％的试样采用“筒式磁选、立环磁 选-磨矿-筒式磁选、立环磁选”工艺进行预富集，在一 段筒式磁选磁感应强度 400 mT、一段立环磁选磁感应 强度 400 mT，一段磨矿细度－0.074 mm 粒级占 90％，二 段筒式磁选磁感应强度 250 mT、二段立环磁选磁感应 强度 350 mT 条件下，获得预富集精矿品位 29.84％、产 率 23.69％、金属回收率61.58％、预富集尾矿品位5.78％。 2.2 磁化焙烧试验 2.2.1 磁化焙烧过程物相转变 在低气速条件下，将预富集精矿的磁化焙烧温度 设定在 500～550 ℃范围内。 取不同温度及时间磁化焙 烧后样品进行 XRD 分析，结果见图5。 无论是500 ℃还 是 550 ℃预富集精矿仅需不到 2.5 min 焙烧即可完成， 此时赤铁矿矿相完全消失。 30402050607080 2 / θ                                                                                                             SiO2Fe2O3FeSiO3Fe3O4 50010 min 5007.5 min 5005 min 5002.5 min 5002 min 5001.5 min 5001 min B3 30402050607080 2 / θ                                                                                                       SiO2Fe2O3FeSiO3Fe3O4 55010 min 5507.5 min 5505 min 5502.5 min 5502 min 5501.5 min 5501 min B3 图 5 预富集精矿焙烧后 XRD 图谱 2.2.2 磁化焙烧条件对磁选效果的影响 不同磁化焙烧温度和时间下所得焙烧样品进行磁 选管选别试验，结果如表 4 所示。 结合图 5 及表 4 结果 分析可知，当焙烧时间小于 2.5 min 时，无论是 500 ℃ 还是 550 ℃焙烧，因赤铁矿没有完成向磁铁矿的完全 转变，所以磁选回收率低、尾矿品位高，在该阶段焙烧 时间对磁选结果的影响明显。 焙烧时间小于 2.5 min 时，在相同磁化焙烧时间下 500 ℃焙烧的磁选全铁回 收率要略低于 550 ℃的数据，但两者相差不大；当焙烧 时间大于 2.5 min 后，焙烧过程磁性转变反应已完全。 如表 4 所示，焙烧时间 5 min 时，500 ℃和 550 ℃下焙 烧后磁选精矿品位都可达到 66％以上，全铁回收率超 过了 90％，尾矿品位可降至 5.6％以下。 表 4 焙烧矿磁选试验结果 焙烧温度 ／ ℃ 焙烧时间 ／ min 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿34.7263.2273.40 1尾矿65.2812.1926.60 给矿100.0029.91100.00 精矿37.0564.6478.16 1.5尾矿62.9510.6321.84 500 给矿100.0030.64100.00 精矿41.2366.0286.38 2尾矿58.777.3013.62 给矿100.0031.51100.00 精矿42.0865.9189.53 5尾矿57.925.6010.47 给矿100.0030.98100.00 精矿35.3764.7075.36 1尾矿64.6311.5824.64 给矿100.0030.37100.00 精矿38.1865.8880.91 1.5尾矿61.829.6019.09 550 给矿100.0031.09100.00 精矿41.8366.0087.57 2尾矿58.176.7412.43 给矿100.0031.53100.00 精矿41.7566.0890.40 5尾矿58.255.039.60 给矿100.0030.52100.00 2.3 焙烧产品磁选试验 2.3.1 磨矿细度对焙烧产品磁选效果的影响 焙烧产品未经磨矿时细度为－0.025 mm 粒级含量 35％，不同磨矿细度焙烧产品磁选管选别指标与磨矿 细度的关系见图 6。 -0.025 mm40/4 70 65 60 55 50 45 40 35 93 92 91 90 89 88 87 86 35657585455595 8 /;5        8 /;5        图 6 焙烧产品磨矿细度对精矿指标的影响 由图 6 可见，随着焙烧产品磨矿细度提高，磁选管 精矿品位提高，回收率先升高、后降低。 焙烧产品不经 磨矿直接采用磁选管选别时回收率较低，当磨矿粒度 达到－0.025 mm 粒级占 90％时，再提高磨矿细度，精矿 95第 2 期杨晓峰等 某尾矿预富集-磁化焙烧-磁选工艺试验研究 万方数据 品位提高较小且回收率下降较快。 综合考虑精矿品位 和回收率，确定焙烧后产品磨矿细度为－0.025 mm 粒 级含量 90％。 2.3.2 磁化焙烧产品再磨磁选试验 将预富集精矿的磁化焙烧产品磨至－0.025 mm 粒 级含量 90％，采用四段弱磁精选，试验流程见图 7，获 得了精矿品位 65.82％、产率 40.65％、回收率 89.66％、 尾矿品位 5.20％。 3 4 8 A, 9* 39*23 ,, 9* 9, 9* ;, 9* 图 7 焙烧产品再磨磁选试验流程 2.4 试验结果 采用“预富集-磁化焙烧-磁选工艺”对某赤铁矿尾 矿进行的选别试验主要包括 3 部分内容尾矿的预富集 工艺试验、预富集精矿磁化焙烧试验、焙烧产品再磨-磁 选试验，在一段磨矿细度－0.074 mm 粒级含量 90％，二 段磨矿细度－0.025 mm 粒级含量 90％条件下，获得了精 矿品位 65.82％、产率 9.63％、金属回收率 55.21％、尾矿 品位 5.69％。 3 结 论 1） 某赤铁矿尾矿试样中流失的铁矿物主要是赤 褐铁矿，其次是磁铁矿、硅酸铁和少量的菱铁矿、硅酸 铁，赤铁矿和磁铁矿粒度较细小，大部分赤铁矿和全部 磁铁矿均分布在－0.075 mm 粒级中。 2） 试样经“预富集-磁化焙烧-磁选工艺”选别， 在一段磨矿细度－0.074 mm 粒级含量 90％，二段磨 矿细度－0.025 mm 粒级含量 90％条件下，获得了精矿 品位 65.82％、产率 9.63％、金属回收率 55.21％、尾矿 品位 5.69％。 3） “预富集-磁化焙烧-磁选工艺”流程，实现了对 赤铁矿尾矿中铁矿物的有效回收，使最终尾矿的铁品 位降到 6％以下，是赤铁矿尾矿回收技术的重大突破。 参考文献 ［1］ 韩跃新，孙永升，李艳军，等. 我国铁矿选矿技术最新进展［J］. 金 属矿山， 2015（2）1－11. ［2］ 解 琳. 国外某褐铁矿预洗矿-磁化焙烧-弱磁选工艺研究［J］. 矿 冶工程， 2018，38（2）51－54. ［3］ 韩跃新，高 鹏，李艳军，等. 我国铁矿资源“劣质能用、优质优 用”发展战略研究［J］. 金属矿山， 2016（12）2－6. ［4］ 秦彩霞，秦丽娜. 国外某高铝赤褐铁矿选矿试验研究［J］. 矿冶工 程， 2017，37（6）57－59. ［5］ 袁 帅，韩跃新，高 鹏，等. 难选铁矿石悬浮磁化焙烧技术研究 现状及进展［J］. 金属矿山， 2016（12）9－12. ［6］ 王建英，张新龙，张铁柱. 固阳褐铁矿磁化焙烧-磁选扩大实验研 究［J］. 矿冶工程， 2017，37（4）82－85. 引用本文 杨晓峰，刘双安，宋均利. 某尾矿预富集-磁化焙烧-磁选工艺 试验研究［J］. 矿冶工程， 2019，39（2）57－60. �������������������������������������������������������������������������������������������������� （上接第 56 页） 3） 对某冶炼厂的铅银渣中有价金属铅的回收，不 但具有明显的经济效益，而且减少了铅银渣的堆存量， 减轻了环境压力，具有显著的环境效益。 参考文献 ［1］ 侯晓波. 铅锌冶炼渣处理的系统分析及研究［J］. 云南冶金， 2011，40（3）42－46. ［2］ 梁彦杰. 铅锌冶炼渣硫化处理新方法研究［D］. 长沙中南大学冶 金科学与工程学院， 2012. ［3］ 李 华. 浸出浮选联合法从锌渣中回收银［J］. 国外金属矿选矿， 1996（8）22－24. ［4］ 铅锌冶金学编委会. 铅锌冶金学［M］. 北京科学出版社， 2003. ［5］ 梁经冬. 浮选理论与选冶实践［M］. 北京冶金工业出版社， 1995. ［6］ 吴少林，钟玉凤，黄 芃，等. 锌渣的固化处理及浸出毒性试验研 究［J］. 南昌航空大学学报（自然科学版）， 2007，21（2）67－71. ［7］ Erdem M， zverdi A. 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