唐雙華（中冶長天礦業(yè)工程技術公司，湖南長沙 410007）

鄂西某鮞狀赤鐵礦磁化焙燒-磁選-反浮選試驗研究

唐雙華
（中冶長天礦業(yè)工程技術公司，湖南長沙 410007）

鄂西某鮞狀赤鐵礦石中的鐵品位為43.50%，其主要賦存在赤褐鐵礦中，分布率高達96.38%。礦石的脈石以SiO2和Al2O3為主，含量分別為18.68%和6.54%。有害雜質硫、砷的含量低，但磷的含量高達0.91%，屬于典型低硫高磷單一酸性鮞狀赤鐵礦石。工藝礦物學研究表明，赤鐵礦顆粒嵌布粒度較細，并與脈石緊密交生，因此試驗采用磁化焙燒-弱磁選-細磨脫泥-陰離子反浮選工藝流程進行探索，獲得合格鐵精礦產率55.95%，全鐵品位61.56%，鐵回收率78.90%，含磷0.24%。

鮞狀赤鐵礦石；磁化焙燒；磁選；反浮選

我國鮞狀赤鐵礦資源豐富，儲量較大，主要分布在貴州、廣西、湖南、湖北等地［1～4］。其中探明儲量最大的是湖北省，主要集中于湖北省恩施、宜昌等鄂西地區(qū)。鄂西高磷鮞狀赤鐵礦嵌布粒度極細含磷量較高，礦物組成和礦石結構及構造復雜，其難選最具代表性，該類鐵礦石是國內外公認的難選鐵礦石。近年來，不少學者對此鐵礦石進行了不同的工藝研究［5～8］，研究結果表明處理此類鐵礦石采用傳統(tǒng)的選礦方法很難取得理想的選別指標。為此，至今鄂西高磷鮞狀赤鐵礦石沒得到大規(guī)模工業(yè)開發(fā)利用。

為尋求技術經(jīng)濟合理的選礦工藝，開發(fā)利用該類鮞狀赤鐵礦石，在對鄂西某鮞狀赤鐵礦進行了礦物工藝學研究的基礎上，采用了磁化焙燒-弱磁選-反浮選的原則工藝流程對此鐵礦石進行了試驗研究。

1 礦石性質研究

1.1 原礦的化學成分

原礦的全元素化學成分分析結果見表1，鐵的物相分析結果見表2。

表1 原礦的化學成分%

表2 鐵的物相分析結果%

原礦的多元素分析及鐵化學物相分析結果表明，礦石中全鐵品位為43.65%，其中，鐵主要賦存在赤（褐）鐵礦中，其分布率高達96.38%。脈石組分以SiO2和Al2O3為主，含量分別為18.68%和6.54%。有害雜質硫、砷的含量低，對礦石質量影響較小，但磷的含量高達0.91%，屬于典型的高磷鐵礦石。

1.2 原礦主要礦物組成

經(jīng)顯微鏡鑒定、XRD分析和SEM-EDS分析研究表明，組成礦石的礦物種類較為簡單，鐵礦物以赤鐵礦為主，其次為褐鐵礦；脈石礦物以硅質脈石礦物石英為主，其次為伊利石、綠泥石、膠磷礦等。礦石中主要礦物的組成及含量見表3。

表3 原礦中主要組成礦物的含量%

1.3 赤鐵礦和赤鐵礦鮞粒的嵌布粒度

原礦中大部分赤鐵礦是以鮞狀的形式產出，鮞狀赤鐵礦與脈石礦物之間的嵌布關系相對簡單，因此易與脈石礦物解離，但鮞粒內部赤鐵礦呈細小針狀和纖維棉絮狀集合體，并與脈石緊密交生，即使細磨也不能使其充分解離，這是影響精礦鐵品位的主要原因。原礦中赤鐵礦和赤鐵礦鮞粒的嵌布粒度統(tǒng)計結果見表4。

表4 赤鐵礦及鮞粒的嵌布粒度

由表4可見，原礦中赤鐵礦的粒度極細，大于0.019 mm部分僅占39.46%，小于0.01 mm的部分卻高達51.28%，而赤鐵礦鮞粒大于0.21 mm部分占77.51%。由此可見，原礦石中赤鐵礦鮞粒的粒度較粗，但由于赤鐵礦本身的粒度極為細小，且嵌布關系復雜，為讓大部分赤鐵礦達到單體解離，試驗磨礦細度需選擇0.01 mm以下。

1.4 磷的賦存狀態(tài)及磷礦物的粒度特性

磷是原礦中的主要有害雜質組分，抑磷是選礦工藝流程中的關鍵，查明礦石中磷的賦存狀態(tài)及其分布特征，對抑磷具有重要意義。原礦中磷的化學物相分析結果見表5，礦石中膠磷礦的嵌布粒度統(tǒng)計結果見表6。

表5 原礦中磷的化學物相分析結果%

表5表明，礦石中磷主要以膠磷礦的形式存在，其分布率達94.73%，其它形式存在的磷合計分布率僅占5.27%。

表6 原礦中膠磷礦的嵌布粒度

由表6可見，礦石中膠磷礦嵌布粒度較細，若要使礦石中90%以上的膠磷礦單體解離，需選擇0.038 5 mm以下的磨礦細度。

2 試驗方案

在目前選礦技術水平及裝備條件下，原礦采用絮凝脫泥-反浮選、弱磁、強磁等機械物理選礦工藝難以得到較高品位（TFe 60%以上）的低磷鐵精礦。根據(jù)鄂西鮞狀赤鐵礦石的性質（TFe／FeO＝26.14），參考相關的生產實踐［9～12］，試驗確定采用“磁化焙燒-弱磁選-反浮選”工藝。試驗將破碎后的礦石與煤粉按合適的比例進行混勻后，進行磁化焙燒，使得原礦弱磁性鐵礦石在還原介質條件下轉變成強磁性鐵礦物，經(jīng)磨礦后磁選可獲得鐵精礦。為獲得合格的鐵精礦，將磁選精礦采用一粗一精一掃的反浮選工藝進行除磷，從而使最終獲得浮選鐵精礦達到鐵精礦質量標準要求。

3 試驗研究

3.1 磁化焙燒試驗研究

磁化焙燒法主要是處理弱磁性鐵礦石，通過馬弗爐加熱，弱磁性鐵礦物在還原介質中被還原為強磁性鐵礦物。

將原礦破碎至-8 mm，加入一定比例的煤粉進行混勻，裝入金屬容器中，在一定溫度的條件下焙燒，之后采用水封冷卻，磨礦至0.074 mm以下，在磁場強度為143.24 kA／m的條件下做磁選管試驗，分析檢測焙燒礦中磁性鐵礦物的含量，以此評價焙燒質量。磁化焙燒試驗主要考察了焙燒溫度、配煤量及焙燒時間等主要影響因素。

3.1.1 磁化焙燒溫度條件試驗

鐵礦石破碎至-8 mm，并與煤粉按8%的比例進行混勻，在焙燒時間為50 min的條件下，選取不同的磁化焙燒溫度，進行磁化焙燒試驗研究。試驗結果如圖1所示。

圖1 磁化焙燒溫度條件試驗結果曲線

由圖1可以看出，隨著焙燒溫度的上升，磁選精礦中鐵的品位基本保持在55%左右，但隨著焙燒溫度的上升，鐵的回收率呈明顯先上升后下降的趨勢，在焙燒溫度800℃時，其回收率達到最大，回收率可達63%，因此可以確定焙燒最佳溫度為800℃。

3.1.2 磁化焙燒配煤量條件試驗

鐵礦石破碎至-8 mm，在焙燒時間為50min，焙燒溫度750℃的條件下，選取不同配煤量進行磁化焙燒試驗研究。試驗結果如圖2所示。

圖2 磁化焙燒配煤量條件試驗曲線

由圖2可以看出，隨著磁化焙燒配煤量的增加，磁選精礦中鐵的品位和回收率均呈現(xiàn)出先升后降的趨勢，在配煤量為12%時，其品位和回收率均達到最大值，由此可見，磁化焙燒配煤量最佳用量為12%。

3.1.3 磁化焙燒時間條件試驗

鐵礦石破碎至-8 mm，并與煤粉按8%的比例進行混勻，在焙燒溫度750℃的條件下，選取不同的磁化焙燒時間，進行磁化焙燒試驗研究。試驗結果如圖3所示。

圖3 磁化焙燒時間條件試驗曲線

由圖3可以看出，隨著焙燒時間的增加，磁選精礦中鐵的品位增大后略微降低，但隨著焙燒時間的增加，鐵的回收率呈明顯先向上升后下降的趨勢，在焙燒時間為60 min時，其回收率達到最大，回收率可達64%，因此可以確定焙燒最佳時間為60 min。

3.1.4 磁化焙燒試驗小結

條件試驗結果表明，焙燒溫度、配煤量和焙燒時間對焙燒礦的磁選精礦品位影響較小，但對焙燒礦磁選鐵精礦的回收率影響較大。根據(jù)條件試驗確定，鄂西鮞狀高磷赤鐵礦磁化焙燒的最佳條件為：焙燒溫度800℃，混配煤粉12%，焙燒時間60 min。

3.2 焙燒礦選礦試驗研究

3.2.1 焙燒礦多元素分析及鐵的化學物相分析

焙燒礦的多元素化學成分分析結果見表7，鐵的化學物相分析結果見表8。

表7 焙燒礦的主要化學成分%

表8 焙燒礦中鐵的化學物相分析結果%

由表7、表8可知，鄂西某鮞狀赤鐵礦石經(jīng)磁化焙燒后，絕大部分赤鐵礦已轉化為磁鐵礦，其磁鐵礦的含量已接近90%，但亦有部分赤鐵礦呈交代殘余存在，脈石礦物仍以石英為主。

3.2.2 焙燒礦磨礦-磁選-脫泥試驗研究

從原礦和焙燒礦的性質分析看，要獲得高品位低磷的鐵精礦，需選擇-0.038 5 mm的磨礦細度。焙燒礦粒度較細且經(jīng)過水淬，較易磨，試驗采用兩段磨礦。試驗結果表明，選擇一段磨礦細度-0.045 mm占89.96%，二段磨礦細度-0.038 5 mm占95%，磁強場強0.18 T的條件下，可獲得鐵品位59.04%，鐵回收率87.85%。磁化焙燒礦經(jīng)兩段磨礦后的最終產品粒度為-0.038 5 mm占95%，其粒度較細，采用脫泥的方法，可進一步提高精礦品位，同時減少有害元素微粒礦石對后續(xù)冶金作業(yè)的有害因素。脫泥后的粗鐵精礦品位60.18%，回收率86.56%，磷的含量0.66%。試驗工藝流程圖如圖4所示，試驗結果見表9。

圖4 焙燒礦磨礦-磁選-脫泥試驗工藝流程圖

表9 焙燒礦磨礦-磁選-脫泥試驗結果%

3.2.3 鮞狀赤鐵礦閉路浮選試驗研究

焙燒礦經(jīng)磨礦、磁選、脫泥后獲得的鐵精礦的品位達到60.18%，但由于磷的含量高達0.66%，仍達不到鐵精礦質量標準的要求。因此試驗采用一粗一精一掃的反浮選工藝進行降磷，使鐵精礦中的磷含量降到0.25%以下。試驗總工藝流程圖如圖5所示。試驗結果見表10。試驗結果表明，該鄂西鮞狀赤鐵礦采用磁化焙燒-弱磁選-反浮選的流程，最終精礦產率為55.95%，TFe品位為61.56%，P品位為0.24%，TFe回收率為78.90%。

圖5 鮞狀赤鐵礦試驗總工藝流程圖

表10 全流程試驗結果%

3.3 焙燒礦選礦試驗小結

鄂西鮞狀赤鐵礦石經(jīng)磁化焙燒后，其90%以上的赤鐵礦已轉化為磁鐵礦，焙燒礦經(jīng)階段磨礦磁選-脫泥-陰離子反浮選工藝流程進行試驗，可以獲得產率55.95%，全鐵品位達到61.56%，鐵的回收率為78.90%，含磷0.24%的合格鐵精礦。

4 結 論

1.經(jīng)過研究礦石的性質表明，該礦石屬于低硫高磷的單一酸性氧化型鐵礦石。原礦石中全鐵品位為43.65%，礦石中的鐵主要賦存在赤（褐）鐵礦中，其分布率占96.38%。脈石組分以SiO2和Al2O3為主，含量分別為18.68%和6.54%。有害雜質硫、砷的含量低，但磷的含量高達0.91%，礦石中磷主要以膠磷礦的形式存在，其分布率達94.73%。

2.該礦石磁化焙燒試驗研究結果表明，將原礦破碎至-8 mm，并與煤粉按12%比例進行混勻，在焙燒溫度800℃，焙燒時間60 min的條件下，通過磁化焙燒可將90%以上的弱磁性鐵礦物在還原介質中轉變?yōu)閺姶判澡F礦物。

3.依據(jù)鄂西高磷鮞狀赤鐵礦石的性質特點，試驗采用還原磁化焙燒-弱磁選-細磨脫泥-陰離子反浮選工藝流程處理該礦石，可以獲得產率55.95%，全鐵品位達到61.56%，鐵的回收率為78.90%，含磷0.24%的合格鐵精礦。

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Research on Magnetization Roasting-Magnetic Separation-Reverse Flotation of a Oolitic Hematite Ore in Western Hubei

TANG Shuang-hua
（Mining Engineering Company of the CIE，Changsha 410007，China）

A western Hubei oolitic hematite is a typical low-sulfur high phosphorus oolitic hematite single acid.Iron ore ismainly hosted in red limonite，which accounted for 96.38%.And the Iron ore grade is 43.50%.Gangue componentsmainly SiO2and Al2O3，their contents were 18.68%and 6.54%respectively.Process mineralogy studies show that the hematite particles disseminated fine grain size and it pay closed with the gangue.So a research using themagnetization roasting，low intensitymagnetic separation，finely ground-desliming and negative ion reverse flotation，the iron finemineral rate is 55.95%，an iron concentrate with an iron grade of61.56%，with a recovery of 78.90%，and phosphorus content of 0.24%can be obtained.

oolitic hematite；magnetization roasting；magnetic separation；reverse flotation

TD951

A

1003-5540（2016）01-0012-05

2015-11-16

唐雙華（1982-），女，工程師，主要從事選礦工程設計工作。