褐铁矿选矿设备新突破，褐铁矿降硅

随着高品质和易选的铁矿资源逐渐减少，尤其是我国钢铁工业的快速发展已凸显铁矿资源极度紧张，因此赤、褐铁矿的高效选矿技术已逐渐成为研究的主要方向，近几年已取得明显的进步。由于近年来进口铁矿石价格不断上涨，造成钢铁企业铁矿石供应紧张，生产成本大幅上涨，严重地制约了钢铁生产企业的可持续发展。为有效地解决铁矿石资源问题，各大钢铁企业都在寻求新的铁矿资源，以前难选、利用率较低的赤、褐铁矿资源，现已成为关注的焦点。目前，赤、褐铁矿主要用重力选矿、磁化焙烧－磁选联合、磁选－浮选联合等方法处理。对于细粒弱磁性赤、褐铁矿，国外则以絮凝－磁选工艺选别，获得了较高的分选效率和选别指标。山西某赤、褐铁矿嵌布粒度很细，呈胶结物状与粘土矿物胶结在一起，单体解离困难，利用单－磁选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用镜铁矿配矿，有利于强化磨矿与擦洗，具有明显的作用，可获得铁品位60.15%，回收率52.28%的良好技术指标。 一、矿石性质 试验所用矿样由山西某公司提供，对该矿样多元素化学分析，结果见表1，原矿中铁物相分析结果见表2。 表1 原矿多元素化学分析结果 元素 TFe Fe2O3 SiO2 Al2O3 K2O CaO MgO TiO2 含量 41.80 59.71 11.38 22.60 0.060 0.514 0.128 0.51 元素 MnO P2O5 SO3 ZnO SrO Y2O3 BaO 含量 0.364 2.350 0.514 0.109 1.087 0.016 0.098 表2 原矿铁物相分析结果 铁物相 赤、褐铁矿 碳酸铁 硫化铁 硅酸铁 全铁 铁含量 41.21 0.22 0.02 0.20 41.65 铁分布率 98.94 0.53 0.05 0.48 100.00 从表1可知，矿石中的主要成分是Fe2O3，A12O3，SiO2，TFe含量为41.80%。矿石中Al和Si的含量高，尤其是A12O3 22.60%。少量的磷（P2O5）和SrO2，微量的K2O，CaO，MgO，TiO2，MnO和S。需选矿排除的物质是Al2O3，SiO2，P2O5。 从表2可知，矿样中不含强磁性铁，铁主要是以赤、褐铁矿形式存在，其分布率占98.94%，少量是以黄铁矿、碳酸盐及硅酸盐的形式存在。理论上分析认为，用强磁选和高梯度磁选，回收率应在80%以上。实际上，由于赤、褐铁矿嵌布粒度太细，与脉石矿物共生关系复杂，试验中回收率会受到很大影响。 原矿工艺矿物学研究表明，主要金属矿物为褐铁矿和赤铁矿；脉石矿物主要为高岭石、云母、菱铭矿、胶磷矿等。铁矿物按粒度分为两部分，其中大部分铁矿物嵌布粒度细，一般在6一巧林m，呈胶结物状将赤铁矿与铝土矿或粘土矿物集合体胶结在一起，见图l（照片中亮的颗粒为赤铁矿）。该类矿石单体解离困难，铁矿物含量30％～35%，用常规的单一磁选和浮选工艺很难将其选别出来。另少部分铁矿物嵌布粒度较粗，一般在74～362林m。铁矿物和粘土矿物、铝土矿接触边缘凹凸不平，部分赤铁矿内含10林m以下的脉石矿物，见图2。这部分赤、褐铁矿由于颗粒较大，相对来讲，单体解离容易，夹杂嵌布粒度细的铁矿物则会影响最终精矿品位和回收率。 图1 呈胶结物状分布的赤铁矿 照片中亮的颗粒为赤铁矿 图2 与铝土矿接触边缘凹凸不平的赤铁矿 照片中亮的颗粒为赤铁矿，颗粒0.486～0.1862mm； 白箭头指空洞，铝土矿为0.0528～0.092mm（黑箭头所指矿物） 二、试验方案的制订 工艺矿物学研究结果表明，大部分赤、褐铁矿嵌布粒度很细，与脉石矿物胶结在一起。部分赤铁矿内含10μm以下的脉石矿物，粘土矿物内部总是含有微细粒级的赤铁矿。磨到－45μm，铁矿物难以完全解离。利用重选、磁选和浮选工艺都不能达到理想的铁精矿品位和回收率，并且尾矿的品位较高。为此，根据原矿性质的特点，拟采用掺入其它矿石进行配矿，再进行摇床分选，以达到提高铁品位和回收率的目的。 三、选别方案试验 （一）掺入灰石、长石试验 采用硬度大的硅酸盐灰石和长石对该赤、褐铁矿进行配矿，强化选择性磨矿与擦洗作用，提高精矿品位。将原矿与灰石、长石分别以7∶1和6∶1的比列混合配矿，采用XMB－70型三辊四筒磨矿机进行球磨，分别球磨6min和8min，磨矿浓度60%，将磨矿产物中－0.097mm (160目）进行摇床试验。摇床条件：横向坡度0.5°，冲洗水216kg/h，冲程16mm，冲次320 r/min。试验结果见表3。 表3 掺入灰石、长石摇床粗选试验结果 ％ 掺入矿石种类 产物名称 产率 品位 回收率 灰石 精矿 11.14 56.70 17.33 中矿 45.15 29.83 36.96 尾矿 43.71 38.10 45.71 原矿 100.00 36.44 100.00 长石 精矿 12.74 55.14 19.68 中矿 40.82 28.05 32.07 尾矿 46.44 37.09 48.25 原矿 100.00 35.70 100.00 从表3可知，原矿掺入灰石和长石进行摇床试验，铁精矿品位分别为56.70%和55.14%，但产率和回收率极低，只有11.14%，12.74%和17.33%，19.68%，而尾矿的产率和回收率较高。其原因是原矿中嵌布粒度细的铁矿物和脉石矿物共生关系复杂，掺入灰石和长石后仍然无法回收，同脉石矿物一起损失在尾矿中。 为进一步提高精矿品位，将掺入长石矿物的摇床精矿再进行一次摇床分选。摇床条件：冲洗水288kg/h，其它条件不变。试验结果见表4。 表4 掺入长石摇床精选试验结果 ％ 产物名称 产率 品位 回收率 精矿 35.56 60.37 38.92 中矿 63.81 52.46 60.67 尾矿 0.63 32.46 0.41 给矿 100.00 55.14 100.00 从表4可看出，经过两次摇床分选后，精矿的品位达60.37%，作业回收率和产率分别为38.92%，35.56％，对原矿仅有7.66％和4.53％，选矿效果不理想。显然对于该矿采用掺人灰石和长石配矿工艺是行不通的。 （二）掺入镜铁矿试验 镜铁矿矿石矿物组成较单一，矿石磨至－0.074mm时，90%左右单体解离。目的矿物为镜铁矿（赤铁矿中结晶程度高的变种），一般粒度在0.074～0.135 mm之间，属易选矿石。 1、摇床试验 将原矿与镜铁矿以5∶2的比例混合进行配矿，镜铁矿原矿品位44.60%，配矿后理论品位为42.60%。磨矿8min，磨矿细度－0.097mm (160目）占83.67％。将－0.15mm产物进行摇床试验，摇床条件同3.1。试验结果见表5。 表5 掺入镜铁矿摇床试验结果 ％ 产物名称 产率 品位 回收率 精矿 22.47 61.79 32.68 中矿 44.67 34.47 36.24 尾矿 32.86 40.19 31.08 原矿 100.00 42.49 100.00 从表5可知，在原矿中掺入镜铁矿进行摇床试验，可获得铁精矿品位61.79%，回收率32.68%的良好技术指标。 2、条件试验 （1）不同配矿比试验。将原矿与镜铁矿进行配矿，配比分别为3∶1，4∶1，5∶1，6∶1，磨矿浓度60%，磨矿7min，磨矿细度为－0.097mm占85.41%，将－0.15mm产物进行摇床试验，摇床条件同3.2.1，在此条件下床面精矿产物分带变宽。试验结果见表6。 表6 不同配矿比例摇床试验结果 ％ 配比 产物名称 产率 品位 回收率 3∶1 精矿 23.18 59.86 32.73 中矿 43.96 33.63 34.88 尾矿 32.86 41.79 32.39 原矿 100.00 42.39 100.00 4∶1 精矿 22.44 58.34 30.99 中矿 42.29 34.57 34.61 尾矿 35.27 41.19 34.40 原矿 100.00 42.24 100.00 5∶1 精矿 20.53 57.13 27.83 中矿 41.62 35.01 34.58 尾矿 37.85 41.85 37.59 原矿 100.00 42.14 100.00 6∶1 精矿 19.74 57.15 26.82 中矿 42.62 35.61 36.07 尾矿 37.64 41.48 37.11 原矿 100.00 42.07 100.00 从表6可知，镜铁矿的配比越高，获得的精矿品位和回收率也越高。配比为3:1时，品位和回收率达到了59.86%和32.73%。 （2）不同磨矿细度试验。按原矿与镜铁矿的配比4：1进行不同磨矿细度试验，磨矿浓度60%。不同磨矿时间的磨矿细度结果见表7。 表7 磨矿时间与磨矿细度关系 磨矿时间/min －160目通过率/% 5 74.15 6 79.54 7 85.41 8 89.41 9 92.64 从表7可见，随着磨矿时间增加，磨矿细度也随之增加。但7min之后增加缓慢，且磨矿时间越长矿石容易产生过粉碎，影响选矿指标。 将磨矿产物中－0.15mm进行摇床试验，试验结果见表8。 表8 不同磨矿细度摇床试验结果 磨矿细度 （－160目） 产物名称 产率 品位 回收率 74.15 精矿 29.72 55.56 39.09 中矿 40.95 33.46 32.44 尾矿 29.33 41.00 28.47 原矿 100.00 42.24 100.00 79.54 精矿 27.09 57.08 36.61 中矿 41.69 33.41 32.97 尾矿 32.22 41.07 31.33 原矿 100.00 42.24 100.00 85.41 精矿 25.13 57.58 34.26 中矿 41.97 33.64 33.45 尾矿 32.90 41.72 32.49 原矿 100.00 42.24 100.00 89.41 精矿 23.06 57.97 31.65 中矿 42.20 33.90 33.87 尾矿 34.74 41.93 34.48 原矿 100.00 42.24 100.00 92.64 精矿 18.68 59.46 26.30 中矿 44.11 36.00 37.59 尾矿 37.21 40.99 36.11 原矿 100.00 42.24 100.00 从表8可知，随着磨矿细度的增加，精矿的品位逐渐变高，但回收率逐渐降低。综合考虑，选择磨矿细度为－0.097mm 85.41%，精矿品位和回收率达到57.58％和34.26％。 从上述试验可知，原矿与镜铁矿的配比为5∶2时，所得的铁精矿品位较高，且回收率也较大。原因是镜铁矿硬度大，可以更好地起到擦洗作用，使矿石单体解离度和回收率提高，因此选择原矿与镜铁矿的配比为5∶2进行流程试验。 3、流程试验 将配好的矿石磨至－0.097mm占85.41%，首先进行摇床粗选条件试验，条件同3.2.1，对摇床最佳条件所得粗精矿进行精选，精选尾矿返回粗选。试验流程见图3，试验结果见表9。 图3 摇床粗选－精选流程 表9 摇床粗选－精选试验结果 产物名称 产率 品位 回收率 精矿 36.93 60.15 52.28 尾矿 63.07 32.15 47.72 原矿 100.00 42.49 100.00 从表9结果可知，混合矿经过摇床粗选，粗选精矿再经摇床精选一次，铁精矿品位60.15%，回收率52.28%，回收率较其他方案有较大幅度的提高。 四、结论 通过对山西某赤、褐铁矿进行矿物工艺学研究及配矿试验结果表明，该矿石嵌布粒度很细，呈胶结物状与粘土矿物胶结在一起，磨至－45μm，矿石仍不能单体解离完全，属极难选矿石。采用单一磁选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用硅酸盐灰石和长石矿石对该赤、褐铁矿进行配矿强化选择性磨矿与擦洗作用，选矿指标仍不理想，精矿品位和回收率较低，同时也降低原矿的入选铁品位。 采用镜铁矿配矿，有利于强化磨矿与擦洗，具有明显的作用，可获得有意义的选矿指标。镜铁矿与赤、褐铁矿比例为2∶5时，磨矿细度－0.097mm占85.41％，摇床一次粗选、一次精选，能达到铁精矿品位60.15%，回收率52.28%的较好指标，为该铁矿资源的开发提供了技术依据，并对其它类似铁矿的开发利用具有借鉴和参考价值。