甘肅某鏡鐵礦尾礦磁化焙燒—弱磁選試驗

蘇 濤 陳鐵軍,2 汪 博

(1.武漢科技大學資源與環境工程學院，湖北 武漢 430081；2.冶金礦產資源高效利用與造塊湖北省重點試驗室，湖北 武漢 430081)

甘肅某鏡鐵礦尾礦磁化焙燒—弱磁選試驗

蘇 濤1陳鐵軍1,2汪 博1

(1.武漢科技大學資源與環境工程學院，湖北 武漢 430081；2.冶金礦產資源高效利用與造塊湖北省重點試驗室，湖北 武漢 430081)

甘肅某鏡鐵礦尾礦中尚含有22.39%的鐵，且鐵主要以鏡鐵礦形式存在，其次以菱鐵礦形式存在。為了給該尾礦的綜合利用提供技術支持，以甘肅某焦化廠生產的半焦化煤粉作為還原劑，對該尾礦進行了磁化焙燒—弱磁選工藝研究。結果表明：在煤粉與原尾礦的質量比為1.5%、溫度為750 ℃的條件下磁化焙燒60 min，可使原尾礦中絕大部分的鏡鐵礦和菱鐵礦轉化為磁鐵礦；焙燒礦磨至-0.074 mm占87.36%后經1次弱磁粗選和1次弱磁掃選—粗、掃選所得粗精礦按0.045 mm篩分—篩下物1次弱磁精選—精選精礦與篩上物合并，可以獲得鐵品位為54.57%、鐵回收率為78.97%的最終鐵精礦。

鏡鐵礦尾礦 磁化焙燒 弱磁選 粗精礦篩分

隨著原礦資源的日益枯竭，尾礦作為二次資源已受到世界各國的重視[1-3]。我國是礦產資源消耗大國，每年產生的尾礦量極大。因此，大力推進尾礦的綜合利用有著十分重要的經濟意義和社會意義[4]。

采用直接分選工藝對鐵尾礦進行再選，雖可再獲得一部分鐵精礦，但鐵的回收率往往很低，如陳國棟等[5]采用弱磁選—強磁選—重選聯合工藝處理山東某鐵尾礦，鐵回收率僅27.91%。磁化焙燒后再進行弱磁選是處理弱磁性難選鐵礦石或鐵尾礦的有效方法之一，可使鐵得到較充分的回收[6-9]。本研究采用該法對甘肅某鏡鐵礦尾礦進行再選試驗，為該尾礦的綜合利用提供技術支持。

1 試樣及還原劑

1.1 試 樣

尾礦試樣呈土紅色，粉狀，細度為-0.074 mm占62.78%，其主要化學成分分析結果見表1，鐵物相分析結果見表2，XRD分析結果見圖1。

由表1、表2和圖1可知：作為尾礦，試樣的鐵品位較高，達22.39%；鐵主要賦存于鏡鐵礦(赤鐵礦)中，其次賦存于菱鐵礦和硅酸鹽礦物中；脈石礦物以石英為主，其次為云母、重晶石、鐵白云石。

表1 試樣主要化學成分分析結果

Table 1 Main chemical component analysis of the sample %

表2 試樣鐵物相分析結果

Table 2 Iron phase analysis of the sample %

圖1 試樣XRD圖譜

1.2 還原劑

以甘肅某焦化廠生產的半焦化煤粉作為還原劑，其工業分析結果如表3所示?？梢钥吹?，該煤粉固定碳含量達63.66%，灰分含量僅11.04%，是比較理想的還原劑。

表3 煤粉工業分析結果

Table 3 Industrial indexes analysis of coal dust %

2 試驗方法

2.1 磁化焙燒試驗

向尾礦試樣中加入一定量(按煤粉與試樣的質量比計)破碎至-1 mm的煤粉，混合均勻，取300 g于帶蓋鋼罐中，送至升溫至設定溫度的馬弗爐內焙燒一定時間，然后水淬冷卻、過濾、烘干，得到焙燒礦。

取250 g焙燒礦，用φ240 mm×90 mm球磨機在50%礦漿濃度下球磨3 min(磨礦細度約為-0.074 mm占87%)，然后過濾、烘干，取20 g，用CXG-99型磁選管在在87.56 kA/m磁場強度下進行1次弱磁選，根據所得鐵精礦的指標確定合適的焙燒溫度、焙燒時間和煤粉用量。

2.2 弱磁選試驗

取250 g合適焙燒條件下所得焙燒礦，用φ240 mm×90 mm球磨機在50%礦漿濃度下球磨不同時間，然后過濾、烘干，取20 g，用CXG-99型磁選管在在87.5 kA/m磁場強度下進行1次弱磁選，根據所得鐵精礦的指標確定合適的球磨時間(磨礦細度)。

確定磨礦細度后，采用長沙礦冶研究院生產的CRIMM-φ400 mm×300 mm電磁筒式弱磁選機完成弱磁選流程試驗。

3 試驗結果

3.1 磁化焙燒試驗結果

3.1.1 焙燒溫度對精礦指標的影響

固定煤粉用量為1.5%、焙燒時間為60 min，考察焙燒溫度對磁選管精礦指標的影響，試驗結果見圖2。

圖2 焙燒溫度對精礦指標的影響

由圖2可知，隨著焙燒溫度的升高，精礦的鐵品位在很小的范圍內逐漸上升，鐵回收率則先大幅度提高，然后在750 ℃處轉為大幅度下降。因此，確定焙燒溫度為750 ℃。

3.1.2 焙燒時間對精礦指標的影響

固定煤粉用量為1.5%、焙燒溫度為750 ℃，考察焙燒時間對磁選管精礦指標的影響，試驗結果見圖3。

圖3 焙燒時間對精礦指標的影響

由圖3可知，隨著焙燒時間的延長，精礦的鐵品位和鐵回收率均先上升后下降，并都在60 min時出現最高值。因此，確定焙燒時間為60 min。

3.1.3 煤粉用量對精礦指標的影響

固定焙燒溫度為750 ℃、焙燒時間為60 min，考察煤粉用量對磁選管精礦指標的影響，試驗結果見圖4。

圖4 煤粉用量對精礦指標的影響

由圖4可知，隨著煤粉用量的增加，精礦的鐵品位在較小的范圍內逐漸下降，鐵回收率則先大幅度提高，但在煤粉用量超過1.5%后由于還原氣氛過強導致生成弱磁性的“浮氏體”而轉為大幅度下降。因此，確定煤粉用量為1.5%。

3.1.4 焙燒礦鐵物相分析

對選定焙燒條件(煤粉用量1.5%，焙燒溫度750 ℃，焙燒時間60 min)下所得焙燒礦進行鐵物相分析，結果見表4。

表4 焙燒礦鐵物相分析結果

Table 4 Iron phase analysis of roasted ore %

將表2與表4對比可知，磁化焙燒后，絕大部分赤鐵礦被還原成了磁鐵礦，碳酸鐵和硫化鐵也相應減少，說明磁化焙燒效果較好。

3.2 弱磁選試驗結果

3.2.1 磨礦細度的確定

選定焙燒條件下所得焙燒礦球磨不同時間后的磁選管分選結果見表5。

由圖5可知，隨著磨礦時間的延長，磁選管精礦的鐵品位逐漸上升而鐵回收率逐漸下降。綜合考慮，確定磨礦時間為3 min，此時磨礦細度為-0.074 mm占87.36%。

圖5 磨礦時間對精礦指標的影響

3.2.2 弱磁選流程試驗

將選定焙燒條件下所得焙燒礦磨至-0.074 mm占87.36%，采用CRIMM-φ400 mm×300 mm電磁筒式弱磁選機在87.56 kA/m磁場強度下進行1次弱磁選，所得精礦的鐵品位為52.16%、鐵回收率為77.82%，指標不佳，故進行了1粗1掃1精弱磁選流程(流程1)試驗，試驗結果見圖6。

圖6 流程1試驗結果

由圖6可知，采用流程1處理焙燒礦，雖然精礦的鐵品位有所提高，但提高幅度很小，且使鐵回收率受到了一定影響。為此，對粗選、掃選混合粗精礦進行了篩析，結果見表5。

表5 粗精礦篩析結果

由表5可知，粗精礦中+0.045 mm各粒級的鐵品位較高，最高可達57.34%，而-0.045 mm各粒級的鐵品位相對較低，最低的僅為48.64%。分析原因，應該是部分硬度低、易泥化的脈石礦物在粗選和掃選時被夾帶到了粗精礦中。顯然，在沒有針對性措施的情況下，這些脈石礦泥影響了后續精選的分選效率。

根據表5結果，進一步進行了1粗1掃弱磁選—粗精礦篩分—篩下物1次弱磁精選—精選精礦與篩下物合并為最終精礦的流程(流程2)試驗。試驗中篩分采用篩孔尺寸為0.045 mm的泰勒標準篩。試驗結果見圖7。

圖7 流程2試驗結果

由圖7可知：通過對粗精礦進行篩分并僅對篩下產品進行精選，可減輕礦泥的夾雜現象，且不會造成粗粒級中鐵的損失，最終可以獲得鐵品位為54.57%、鐵回收率為78.97%的鐵精礦。與1次弱磁選相比，精礦鐵品位提高了2.41個百分點，鐵回收率提高了1.15個百分點；與流程1相比，精礦鐵品位提高了1.06個百分點，鐵回收率提高了1.61個百分點。因此，采用流程2處理焙燒礦更為合理。

4 結 論

(1)甘肅某鏡鐵礦尾礦鐵品位較高。主要鐵礦物為鏡鐵礦，其次為菱鐵礦；脈石礦物以石英為主，其次為云母、重晶石、鐵白云石。

(2)將該尾礦在煤粉用量為1.5%、溫度為750 ℃條件下磁化焙燒60 min，可使絕大部分鏡鐵礦和菱鐵礦轉化為磁鐵礦。

(3)焙燒礦磨至-0.074 mm占87.36%后經弱磁粗、掃選—篩分—弱磁精選，可以獲得鐵品位為54.57%、鐵回收率為78.97%的鐵精礦，從而使鐵得到較充分的回收。

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(責任編輯 孫 放)

Magnetizing Roast-Low Intensity Magnetic Separation of a Specularite Tailing from Gansu

Su Tao1Chen Tiejun1,2Wang Bo1

(1.CollegeofResourceandEnvironmentEngineering，WuhanUniversityofScienceandTechnology，Wuhan430081，China；2.HubeiKeyLaboratoryforEfficientUtilizationandAgglomerationofMetallurgicMineralResources，Wuhan430081，China)

There are 22.39% iron in specularite tailing from Gansu.Iron mainly exists in form of specularite,and then siderite.In order to provide technical basis for comprehensive utilization of the tailing,the process of magnetizing roast-low intensity magnetic separation was carried out with half coking coal produced by a coking plant in Gansu Province as reductant.The results indicated that: with coal fines to raw tailings mass ratio of 1.5%,roasting at 750 ℃ for 60 min,most of specularite and siderite in tailings were converted to magnetite.With the roast product grinding at 87.36% passing 0.074 mm,and through the process of one rough low intensity magnetic separation,one scavenging low intensity magnetic separation,and mixed rough concentrate screened by 0.045 mm size,one cleaning low intensity magnetic separation for underflows,and concentrate mixed with the overflows,the iron concentrate with iron grade of 54.57% and recovery of 78.97% was achieved finally.

Specularite tailing， Magnetizing roast，Low intensity magnetic separation，Rough concentrate screening

2014-10-21

蘇 濤(1990—)，男，碩士研究生。通訊作者 陳鐵軍(1973—)，男，教授。

TD951.1，TD926.4

A

1001-1250(2015)-02-173-04