山东某褐铁矿磁化焙烧-磁选试验研究.pdf

山东某褐铁矿磁化焙烧-磁选试验研究 ① 孙 朋1， 胡宜斌2 （1.酒泉钢铁集团公司，甘肃 嘉峪关 735100； 2.长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 410012） 摘 要 对山东某褐铁矿进行了磁化焙烧-磁选试验。 在工艺矿物学研究的基础上，对该矿进行了不同粒度预选试验和焙烧、磁选 分选试验，并进行了多流程对比试验；开发出了适合该矿的选矿工艺流程，在原矿 TFe 品位 31.31％条件下，采用预选-焙烧-弱磁选- 磨矿-弱磁选工艺，取得了精矿产率 49.69％、TFe 品位 59.48％、回收率 94.40％的指标。 关键词 褐铁矿； 磁化焙烧； 磁选； 预选； 磨矿 中图分类号 TD925文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2019.02.014 文章编号 0253－6099（2019）02－0061－04 Magnetizing Roasting-Magnetic Separation Technology for a Shandong Limonite Ore SUN Peng1， HU Yi-bin2 （1.JISCO， Jiayuguan 735100， Gansu， China； 2.Changsha Research Institute of Mining ＆ Metallurgy Co Ltd， Changsha 410012， Hunan， China） Abstract A limonite ore from Shandong Province with TFe grade of 31.31％ was beneficiated using a magnetizing roasting-magnetic separation flowsheet. Based on process mineralogy study， preconcentration， roasting and magnetic separation tests were conducted to treat samples with different feed size. According to the comparison tests with multiple processes， a technical flowsheet was proposed for processing this limonite ore. With this preconcentration-roasting-low intensity magnetic separation-grinding-low intensity magnetic separation process， an iron concentrate grading 59.48％TFe at 94.40％ recovery was obtained with the yield of 49.69％. Key words limonite； magnetizing roasting； magnetic separation； pre-concentration； grinding 我国褐铁矿资源量巨大，但由于分选技术难度大， 选矿成本高，褐铁矿资源的实际利用率极低［1］。 大量 文献资料表明［2－5］，磁化焙烧-弱磁选工艺可以把褐铁 矿中 Fe2O3还原成 Fe3O4后，通过弱磁选进行回收。 山东某褐铁矿铁矿床总储量近 3 000 万吨，本文针对 该褐铁矿资源进行了选矿技术开发，在工艺矿物学研 究和可选性试验研究基础上，查明了该矿的可选性，为 该褐铁矿资源开发出了经济可行的选矿工艺流程。 1 矿石性质 山东某褐铁矿原矿化学多元素分析结果见表 1， 铁矿物化学物相分析结果见表 2。 该矿样 TFe／ FeO 比 为 8.41，碱性系数 0.02。 由表 1～2 可以看出，原矿中 可供选矿回收的元素是铁；需要选矿排除的脉石组分 主要是 SiO2，其次是铝、镁、钙，而钠、钾含量很低；有 害杂质硫的含量略为偏高，而磷含量很低，对铁精矿质 量不构成影响；矿石中的铁主要以赤（褐）铁矿的形式 存在，其次是赋存于碳酸盐类矿物中，加上赋存在磁铁 矿中的铁，三者分布率合计为 97.25％。 以其他形式存 在的铁所占比例很少。 表 1 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ TFeFeO Fe2O3SiO2Al2O3 MgOCaOMnO 31.314.2240.0442.112.030.480.450.92 Na2OK2OPSCCuIg 0.100.250.010.170.720.178.87 表 2 原矿中铁的化学物相分析结果 物相金属量／ ％分布率／ ％ 赤（褐）铁矿中铁26.3184.03 磁铁矿中铁0.300.96 碳酸盐中铁3.8412.26 硫化物中铁0.351.12 硅酸盐中铁0.511.63 合计31.31100.00 经镜下鉴定、X 射线衍射分析和扫描电镜分析，矿 ①收稿日期 2018－09－13 作者简介 孙 朋（1987－），男，陕西西安人，助理工程师，长期从事选矿技术研究及生产管理工作。 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 物种类较为简单，主要铁矿物为褐铁矿，其次是菱铁 矿；金属硫化物以黄铁矿为主，偶见黄铜矿零星分布； 脉石矿物主要为石英，其次是方解石、白云石和粘土矿 物，其他微量矿物包括金红石、铜蓝、孔雀石和锆石等。 矿石中主要矿物含量列于表 3。 表 3 原矿主要矿物含量（质量分数） ／ ％ 褐铁矿磁铁矿菱铁矿 黄铁矿 黄铜矿 方解石 白云石 石英 粘土 矿物 其它 43.30.49.60.53.238.23.81.0 在显微镜下对褐铁矿和菱铁矿的嵌布粒度进行了 统计，结果列于表 4。 由表 4 可以看出，单纯从嵌布粒 度来看，欲使 90％以上的磁铁矿呈单体产出，选择磨 矿细度－0.074 mm 粒级含量约 85％较为适宜。 表 4 矿石中铁矿物嵌布粒度 粒级／ mm 分布率／ ％ 褐铁矿菱铁矿 －3.3＋2.33 16.5622.85 －2.33＋1.658.83 18.36 －1.65＋1.1712.38 12.08 －1.17＋0.8310.06 10.16 －0.83＋0.599.23 8.24 －0.59＋0.427.42 7.65 －0.42＋0.308.65 6.46 －0.30＋0.216.36 5.80 －0.21＋0.156.63 4.81 －0.15＋0.1054.56 1.42 －0.105＋0.0752.78 0.88 －0.075＋0.0522.12 0.68 －0.052＋0.0371.65 0.56 －0.037＋0.0261.06 0.05 －0.026＋0.0190.86 －0.019＋0.0100.68 －0.010 0.17 2 选矿试验 根据铁矿石性质分析，试验以焙烧磁选为主，同时 为了节能降耗，提高入选铁品位，进行了干式预选抛尾 试验。 此外，采用强磁选对试样进行了强磁选探索试 验，以考查强磁选工艺的可行性，进一步证明针对该样 品采用焙烧磁选方案的必要性、可行性。 2.1 预选试验 为了节能降耗、降低选矿加工成本，国内外许多选 矿厂对低品位铁矿石都采用了预选技术，在矿石进入 磨矿作业之前将混入矿石中的岩石剔除［2］。 采用 CRIMM100－500 型永磁辊带式强磁选机，在 磁场强度 960 kA／ m 条件下，对粒度－50 mm、－25 mm、 －15 mm 的原矿分别进行了干式预选试验，结果见表 5。 由表 5 可知，随着抛尾粒度增加，抛出尾矿品位大幅度 升高，导致铁作业回收率大幅下降。 表 5 不同粒级原矿干式预选试验结果 粒级／ mm产品名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 精矿67.9638.9478.19 －15 尾矿32.0423.0421.81 原矿100.0033.85100.00 精矿69.8337.5575.51 －25 尾矿30.1728.1924.49 原矿100.0034.73100.00 精矿65.4935.2967.26 －50 尾矿34.5132.6032.74 原矿100.0034.36100.00 考虑到工业回转窑磁化焙烧的入窑粒度，采用 CRIMM100－500 型永磁辊式强磁选机，在磁场强度 960 kA／ m 条件下，对－15 mm 样品进行了不同辊带速 度干式预选抛尾试验，结果见表 6。 由表 6 可以看出， －15 mm 粒级样品抛尾时，随着辊带速度增加，尾矿品位 增加，铁作业回收率下降，但可以提高入选品位 2.47～ 5.5个百分点。 综合考虑，－15 mm 粒级样品采用预选 是可以考虑的，可以抛除 16.29％的较低品位尾矿，仅 损失回收率 6.06％。 表 6 不同辊带速度干式预选试验结果 辊带速度／ （ms －1 ）产品名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 精矿90.3435.2497.14 1.0尾矿9.669.692.86 原矿100.0032.77100.00 精矿83.7134.1393.94 1.25尾矿16.2911.976.06 原矿100.0032.19100.00 精矿73.5938.9385.70 1.5尾矿26.4118.1014.30 原矿100.0033.43100.00 为了验证上述预选抛尾试验所抛尾矿是否合理， 对辊带速度 1.25 m／ s 时的干式抛尾尾矿样品进行磨 矿，采用实验室小型强磁选装置进行强磁选回收铁试 验，试验条件为磁场强度 128 kA／ m，齿距 3 mm，间隙 3 mm，中矿水流量 50 L／ h，磨矿细度－0.075 mm 粒级 占 92.92％（－0.038 mm 粒级占 66.32％），结果见表 7。 表 7 结果表明，干式预选抛尾的尾矿经强磁分选，即使 干式预选尾矿 TFe 品位低至 9.69％，仍可回收作业产率 17.51％、TFe 品位 41.20％的精矿，铁回收率 74.46％，说 明采用强磁辊带机对原矿进行干式预选是值得慎重考 虑的。 26矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 表 7 抛尾尾矿再选试验结果 产品名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 精矿17.5141.2074.46 尾矿82.493.0025.54 给矿100.009.69100.00 2.2 焙烧试验 为了查明焙烧温度与精矿铁品位及回收率的关 系，选择重钢 2＃煤用量 10％、焙烧时间 80 min，进行了 不同焙烧温度试验，结果见图 1。 在焙烧温度 750 ℃、 焙烧时间 80 min 条件下，选择重钢 2＃煤作为还原剂， 进行了不同还原剂用量焙烧试验，结果见图 2。 焙烧 温度750 ℃、还原剂煤用量15％条件下，进行了不同焙 烧时间试验，结果见图 3。 ,       100 80 60 40 20 0 650700750800850900 TFe8 100 80 60 40 20 0 /;5       图 1 焙烧温度对铁品位与回收率的影响 /B0A4         100 80 60 40 20 0 05101520 TFe8 100 80 60 40 20 0 /;5       图 2 焙烧还原剂用量对铁品位与回收率的影响 ;0min     100 80 60 40 20 0 406080100120 TFe8 100 80 60 40 20 0 /;5      图 3 焙烧时间对铁品位与回收率的影响 图 1～3 结果表明，原矿在配碳量 10％、焙烧温度 750 ℃、焙烧时间 80 min 条件下获得的焙烧指标较好， 弱磁选精矿产率为 50.83％，TFe 品位 59.62％，铁金属 回收率 95.39％。 2.3 焙烧矿选矿试验 2.3.1 焙烧矿弱磁选抛尾试验 原矿工艺矿物学研究结果表明，原矿中脉石矿物 嵌布粒度较粗，且多呈集合体产出，脉石矿物与铁矿镶 嵌关系相对简单。 但由于铁矿物与脉石矿物比磁化系 数相近，导致粗粒预选抛尾时不能有效分选，经过磁 化焙烧后，铁矿物与脉石矿物比磁化系数差距大幅 度拉开，采用弱磁选分选粗粒物料变为可行。 因此， 对－3 mm 焙烧矿进行了湿式弱磁预选抛尾试验，磁场 强度 96 kA／ m，结果见表 8。 表 8 －3 mm 焙烧矿弱磁选抛尾试验结果 产品名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 预选精矿65.3444.9697.29 尾矿34.662.362.71 焙烧矿100.0030.19100.00 表 8 结果表明，－3 mm 焙烧矿弱磁分选是完全可 行的，可以抛除 34.66％的低品位尾矿，这样可以大幅 度降低磨矿成本。 2.3.2 二段磨矿细度试验 对第一段磨矿细度－0.075 mm 粒级占 50.18％条 件下弱磁选得到的粗精矿进行了二段磨矿细度试验， 弱磁选一粗一精磁场强度均为 96 kA／ m，结果见表 9。 表 9 二段磨矿细度试验结果 磨矿 细度 精矿产率 ／ ％ 品位／ ％ 精矿 尾矿1）给矿 精矿回收率 ／ ％ －0.075 mm 60.24％75.5757.553.6144.37 98.01 －0.075 mm 64.20％74.5457.803.4943.97 97.98 －0.075 mm 77.44％73.6358.743.6544.22 97.82 －0.075 mm 86.75％72.5559.313.5944.02 97.77 －0.075 mm 93.86％71.3859.713.3543.58 97.80 －0.075 mm 97.09％ －0.045 mm 71.68％ 70.6760.373.8843.8097.40 －0.075 mm 98.19％ －0.045 mm 81.41％ 70.7460.824.1244.2397.27 －0.045 mm 93.19％ －0.038 mm 88.70％ 69.8061.824.2244.4297.14 1） 精选尾矿与粗选尾矿合并为一个尾矿。 由表 9 可以看出，随着磨矿细度逐步提高，铁精矿 品位随之小幅度上升，铁回收率变化不大。 但即使细 磨至－0.045 mm 粒级占 93.19％，铁精矿品位也仅达到 36第 2 期孙 朋等 山东某褐铁矿磁化焙烧-磁选试验研究 万方数据 61.82％，这说明该矿采用弱磁选要得到高品位铁精矿 难度较大。 根据选矿厂的要求（－0.075 mm 粒级含量 65％左右），选择磨矿细度－0.075 mm 粒级含量 64.20％ 进行后续试验。 2.3.3 弱磁粗选磁场强度试验 将预选精矿磨至－0.075 mm 粒级占64.20％，采用弱 磁选机进行不同磁场强度下分选试验，结果见表 10。 由表 10 可以看出，随着磁场强度提高，精矿品位小幅 度下降，铁回收率小幅变化，说明弱磁选机在 72～144 kA／ m 磁场强度下均可以分选。 选择弱磁选磁场强度 120 kA／ m 进行后续试验。 表 10 弱磁粗选磁场强度试验结果 磁场强度 ／ （kAm －1 ） 精矿产率 ／ ％ 品位／ ％ 精矿尾矿给矿 精矿回收率 ／ ％ 7275.7257.402.7044.1298.51 9644.1656.432.6844.1598.61 12077.6756.152.6444.2098.67 14477.9056.112.7144.3198.65 2.4 流程试验 在条件试验的基础上，进行了不同方案流程试验， 结果见表 11。 对比分析发现，原矿还原焙烧-弱磁选- 阶段磨矿-弱磁选流程优于其他试验流程，推荐为首选 流程。 表 11 流程对比试验结果 流程磨矿细度精矿产率／ ％精矿品位／ ％精矿回收率／ ％ 原矿焙烧-弱磁-磨矿-弱磁选流程－0.075 mm 64.20％50.5658.9495.18 原矿焙烧-弱磁-磨矿-弱磁选流程（强化精选）－0.075 mm 64.20％49.6959.4894.40 原矿焙烧-弱磁-磨矿-弱磁选流程（强化精选）－0.045 mm 93.19％56.5962.8893.57 原矿焙烧-磨矿-弱磁选流程（强化脱磁）－0.075 mm 64.20％50.7258.2794.39 原矿焙烧-磨矿-弱磁选流程（强化脱磁）－0.045 mm 93.19％46.8662.1693.03 原矿预选-焙烧-弱磁-磨矿-弱磁选流程－0.075 mm 64.20％47.4559.2089.71 原矿预选-焙烧-磨矿-弱磁选流程－0.075 mm 64.20％47.2359.6790.01 3 结 论 1） 该矿原矿 TFe 品位 31.31％，铁主要以褐铁矿 的形式存在，其次是菱铁矿，理论回收率可达 96.29％。 矿石经焙烧后，绝大部分褐铁矿和菱铁矿均已转变为 磁铁矿或磁赤铁矿，从而有利于采用弱磁选工艺进行 回收。 2） 干式预选抛尾的尾矿经强磁分选，即使干式预 选尾矿 TFe 品位低至 9.69％，仍然可用磁选的方式回 收得到作业产率 17.51％、TFe 品位 41.20％的精矿，铁 回收率 74.46％。 考虑金属损失，采用强磁辊带机对原 矿进行干式预选并非首选方案。 3） 根据工艺矿物学研究结论及各试验流程指标， 同时考虑工业可操作性，推荐原矿还原焙烧-弱磁选- 阶段磨矿-弱磁选流程为首选方案，原矿预选-还原焙 烧-弱磁-磨矿-弱磁选流程为第二方案。 参考文献 ［1］ 谢兴中，王毓华. 褐铁矿选矿研究现状与思考［J］. 金属矿山， 2010（1）6－10. ［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］ 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. ［4］ 王秋林，陈 雯，余永富，等. 复杂难选褐铁矿的闪速磁化焙烧实 验研究［J］. 矿产保护与利用， 2010（3）27－30. ［5］ 文金磊，李晓波，陈圆圆. 我国难选褐铁矿选矿技术的新进展［J］. 矿山机械， 2012，40（11）7－13. 引用本文 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. �������������������������������������������������������������������������������������������������� 中国知网版权声明 本刊已许可中国学术期刊（光盘版）电子杂志社在中国知网及其系列数据库产品中以数字化方式复制、汇 编、发行、信息网络传播本刊全文。 该社著作权使用费与本刊稿酬一并支付。 作者向本刊提交文章发表的行为即 视为同意本刊上述声明。 矿冶工程编辑部 2019 年 4 月 46矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据