鞍山地區貧磁鐵礦選礦工藝試驗

李博琦，謝賢，紀翠翠，朱輝，黎潔，康博文

（昆明理工大學 國土資源工程學院，省部共建復雜有色金屬資源清潔利用國家重點實驗室，云南省金屬礦尾礦資源二次利用工程研究中心，云南 昆明 650093）

1 前 言

隨著國民經濟的快速發展，近年來，鐵礦石需求量越來越大。雖然我國鐵礦石儲量較大，但貧礦資源儲量約占總儲量的97%[1]，品位低且稟賦差，很難選別。主要依靠從國外進口鐵礦石，進口量逐年增加。開發利用難選的復雜低品位的貧磁鐵礦越來越受到重視。我國貧磁鐵礦資源以河北、遼寧、內蒙等地居多，全國其他地區也廣泛分布著此類可利用的貧鐵礦資源，如河南、山東、黑龍江等地。目前貧磁鐵礦資源主要在河北北部、遼寧西部、內蒙古地區得到大規模開采利用[2]。以遼寧省貧磁鐵礦資源概況為例，資源總量預計為107 億t 目前開采利用的貧磁鐵礦資源主要有兩大類：即變質巖型貧磁鐵礦及巖漿型貧磁鐵礦[3]。然而，貧磁鐵礦中TFe 品位＜ 20%[4]，礦石類型復雜，難選礦和多組分共伴生礦居多。若采用原礦破碎后直接磨礦再用磁選，則會增加磨礦費用，導致選礦成本大大提高。因此，開發貧磁鐵礦資源、優化貧磁鐵選別工藝流程才可以緩解當前我國鐵精礦量嚴重不足的現狀。為此本研究采用高壓輥磨超細碎、干式預選、階段磨礦、階段選別的選別工藝對鞍山地區典型貧磁鐵礦的分選進行了試驗探索。

2 物料準備

試驗研究所用礦樣取自遼寧省鞍山市某選礦廠貧磁鐵礦細碎后產品，使用Φ(400×100) mm 實驗室高壓輥磨機破碎成-5 mm 和-3 mm 兩種礦樣，用于后續試驗研究并留樣。

2.1 礦物成分分析

貧磁鐵礦XRD 圖譜見圖1。

圖1 貧磁鐵礦XRD 圖譜Fig. 1 XRD pattern of poor magnetite

由圖1 可知，鞍山地區貧磁鐵礦的主要金屬礦物為磁鐵礦、少量赤鐵礦和褐鐵礦；脈石礦物主要為石英，相對含量較高。

對試樣進行化學多元素分析，結果見表1。

表1 原礦化學多元素分析/%Table 1 Multi-element analysis of the raw ore

試樣 TFe 品位為15.85%，FeO 含量為2.18%，SiO2含量55.66%，屬于典型的鞍山式貧磁鐵礦石。試樣鐵物相分析結果見表2。

表2 原礦鐵物相分析結果Table 2 Analysis results of iron phase

鐵元素主要以鐵氧化物（磁鐵礦、赤鐵礦）的形式存在，磁鐵礦的分布率為 86.23%，其次為赤、褐鐵礦，分布率為 9.65%。脈石礦物主要為石英，少量長石、云母、碳酸鹽等。

2.2 礦物粒度篩析

經Φ(400×100) mm 高壓輥磨破碎后，對超粉碎產品的粒度特性及金屬分布率進行檢測，結果見表3。

表3 破碎礦樣粒度篩析結果Table 3 Screening results of particle size of crushed ore samples

由表3 可知，不同粒級樣品中鐵礦物分布不均，在-5 mm 礦樣中，-3 +1 mm 粒度范圍的TFe 品位為17.35%，金屬分布率35.65%；-1 +0.15 mm 粒度范圍的TFe 品位17.84%，金屬分布率33.48%，-0.15 mm粒度范圍的TFe 品位12.28%，金屬分布率26.50%。在-3 mm 礦樣中，-1 +0.15 粒度范圍的TFe 品位為17.86%，金屬分布率38.92%。-0.15 mm 粒度范圍的TFe 品位12.15%，金屬分布率29.64%。

3 分選試驗研究

3.1 干式預選拋尾試驗

干式預選設備采用Φ(400×600) mm型磁滑輪，其皮帶運行速度對預選拋尾效果影響較大。皮帶速度小, 礦物所受離心力越小, 非磁性礦物在重力作用下, 非磁性礦物與磁性礦物不能有效分離。皮帶速度大, 礦物所受到的離心力增大, 部分磁性較弱的礦物脫離磁滾筒被拋到到尾礦中去, 使尾礦中磁性礦物含量增加, 金屬礦物得不到充分回收。較佳的皮帶運行速度, 使礦石中的脈石與金屬礦物較好的分離, 盡可能的提高入磨礦石的品位, 提高選礦的經濟效益[5]。

搜索子集ΘC中一個點需要6Nr次實數乘法運算，因此搜索子集ΘC共需要6Nr card{ΘC}次運算.因此Tx-SD檢測的計算復雜度為CTx-SDCΘC+6Nrcard{ΘC}，其中card{}表示使用給定子集和更新半徑所需要搜索的總層數，

使用Φ(400×600) mm型磁滑輪進行預先拋尾，距輥皮0 mm 時，最大磁場強度為0.15 T，將擋板偏角調至130。，在皮帶運行速度分別為0.8 m/s、0.9 m/s 和1.0 m/s 的情況下，分別對-5 mm 和-3 mm礦樣進行預選拋尾條件試驗。試驗結果見圖4、5。

圖2 選別作業精礦指標與磁滑輪皮帶速度關系(-5 mm)Fig .2 Relationship between the concentrate index and the magnetic pulley belt speed (-5 mm)

圖3 選別作業精礦指標與磁滑輪皮帶速度關系(-3 mm)Fig.3 Relationship between the concentrate index and the magnetic pulley belt speed (-3 mm)

以上試驗結果表明：兩種礦樣干選后精礦品位隨著皮帶速度的增大而逐漸升高，回收率逐漸降低；尾礦品位隨著皮帶速度的增大逐漸減小，回收率逐漸增大；-5 mm 礦樣的皮帶較佳運行速度0.9 m/s，此時得到的精礦品位19.63%，回收率75.45%，尾礦品位9.3%，回收率24.55% ；-3 mm礦樣皮帶較佳運行速度0.9 m/s，此時得到的精礦品位20.14%，回收率82.09%，尾礦品位8.10%，回收率17.93%；-3 mm 礦樣皮帶速度以0.9 m/s 運行時得到產品的各項指標均優于-5 mm 礦樣皮帶速度0.9m/s 運行時得到的產品各項指標；故得出較佳給礦粒度為-3 mm，皮帶較佳運轉速度為0.9 m/s。后續試驗礦樣采用-3 mm 礦樣，進行大批量礦樣干選，為后續磨礦磁選做準備。

3.2 預選精礦磨礦與分選試驗

3.2.1 磨礦試驗

磨礦細度指標對后續磁選的鐵精礦品位及回收率影響較大。因此，提高鐵礦石單體解離度，使所有或大部分有用礦物從脈石礦物中分離出來，利于有用礦物最大限度的回收。不同礦石其單體解離度與細度的關系也不相同。

使用XMB-Φ(200×240) mm型實驗室球磨機，轉速110 r/min，磨礦濃度為70%，對預選精礦進行磨礦試驗，磨礦后用0.074 mm 篩子進行濕篩。磨礦時間與磨礦細度曲線見圖4。

圖4 磨礦細度與磨礦時間關系Fig. 4 Related curve of grinding fineness and grinding time

根據磨礦試驗結果得知，磨礦時間3 min 時，-0.074 mm 81.91%，磨礦時間4 min 時，-0.074 mm 90.58%。磨礦時間短，礦物粒度-0.074 mm 百分含量相對較高。

3.2.2 一段磁選試驗

礦漿從給礦口給入，通過控制給礦速度進而控制給礦液面高度，約為磁輥直徑的1/3，磁輥逆時針轉動，磁性礦物被吸附在磁輥表面被帶出，在刮板和沖洗水的作用下從排礦口排出成為精礦，尾礦從磁輥下端排礦口排出。進而達到磁性礦物的富集。

圖5 磨礦細度對一段磁選效果的影響Fig .5 Effect of grinding fineness on one-stage magnetic separation

在磨礦細度-0.074 mm 60%、70%、80%、90%的情況下，采用CYG 型Φ200 順流型永磁筒式磁選機對其進行磁選試驗，磁輥表面磁場強度1400 Gs。試驗結果見圖5。一段磁選試驗結果表明， 較佳磨礦細度-0.074 mm 80%， 經過一段磁選得到精礦品位47.62%，回收率77.05%，但精礦品位較低；尾礦品位6.98%，可直接入尾。根據之前的理論學習，磨礦細度對磁選精礦品位及回收率影響較大，磨礦細度越大，磁選精礦品位越高。但試驗數據顯示，隨著磨礦細度越大，精礦品位及回收率波動較小，且得到精礦品位較低。選別效果不佳。分析原因，由于磨礦時間短，礦物沒有完全從脈石礦物中分離出來，沒有充分單體解離，導致入磁粒度不均，影響了后續精礦的富集，進而影響了精礦產品的品位及回收率。

3.3 再磨再選及尾礦回收試驗

3.3.1 二段磨礦

圖6 磨礦細度與磨礦時間關系曲線Fig. 6 Related curve of grinding fineness and grinding time

由于磨礦時間短，礦石沒有從充分單體解離，入磁粒度不均，導致一段磁選精礦不能充分富集。所以對一段磁選精礦進行再磨試驗，再磨產品精-0.074 mm 和-0.045 mm 兩種篩子濕篩。磨礦細度與磨礦時間關系曲線見圖6。-0.074 mm 最高可達99.7%，-0.045 mm 最高達到92.35%。

3.3.2 再磨產品精選試驗

采用XCGS 型磁選管對精礦再磨產品進行二段磁選試驗。極頭中部的磁感應強度0.12 T，礦漿濃度30%，均勻給入磁選管，試驗數據見圖7。

圖7 再磨產品精選選別作業精礦指標與磨礦細度關系圖Fig. 7 Relationship between concentrate index and grinding fineness in re-grinding product selection and sorting operation

試驗結果表明，一段磁選精礦再磨后，在磨礦細度-0.045 mm 89.51 % 的情況下，磁選管選別效果較佳，精礦品位達到67.28%，回收率為88.79%；尾礦品位14.25%，得到精礦產品品位相對較高，達到工業鐵品位要求。一段磁選精礦再磨，使礦石充分單體解離。有效的提高了最終產品精礦品位，提高了磁選管的選別能力。

3.3.3 再磨產品精選尾礦回收試驗

干選精礦經過磨礦- 一段磁選- 再磨再選工藝流程選別，得到精礦TFe 品位67.28%，但回收率較低。再磨再選試驗得到尾礦TFe 品位為14.25%，尾礦品位相對較高，不能進行直接拋尾。為了提高最終精礦的回收率和避免鐵礦資源的浪費，本試驗對再磨再選的尾礦進行尾礦回收試驗。 采用CYG 型Φ200 mm 順流型永磁筒式磁選機對再磨再選尾礦進行回收，試驗結果見表4。

表4 混合尾礦提精試驗數據Table 4 Refining test data of mixed tailings

試驗結果表明，尾礦回收試驗得到精礦品位45.34%，回收率69.85%。此時精礦品位與一段磁選精礦品位相近，故將尾礦回收試驗的精礦返回二段磨礦，進行再磨再選試驗。尾礦品位5.60%，直接拋尾。

4 閉路試驗

在條件試驗和開路試驗的基礎上進行閉路試驗，試驗流程圖見圖8，試驗控制磁滑輪擋板角度130°，皮帶速度0.9 m/s；一段磨礦細度-0.074 mm 80%；二段磨礦細度-0.045 mm 百分含量達到89.51 %；磁選管極頭中部的磁感應強度1200 Gs，礦漿濃度30%。試驗結果見表5，原礦品位15.85 %，經過 “高壓輥磨超細碎- 干式預選- 階段磨礦- 單一磁選” 的流程的分選，得到最終精礦鐵品位67.24%，鐵回收率60.88%，產率14.75%；最終尾礦鐵品位7.27%，回收率39.12%。

表5 閉路試驗結果Table 5 Results of closed- circuit test

圖8 閉路試驗流程圖Fig. 8 Flow chart of closed- circuit test

5 結 論

（1）試驗以鞍山地區貧磁鐵礦作為研究對象，原礦鐵品位15.85%，主要金屬礦物為磁鐵礦，少量赤鐵礦和褐鐵礦，脈石礦物以石英為主，礦石嵌布粒度較細。

（2）先采用Φ(400×100) mm 高壓輥磨機進行超細碎，入料粒度d95為12 mm，在輥面壓力為4 N/mm2的情況下，采用篩孔尺寸為3 mm 的閉路粉碎工藝，使粉碎產品的P 降低到1.65 mm。對超細碎產品進行粒度篩析，結果表明-3 ～ +0.15 mm粒級范圍的礦物鐵品位17.58%、產率61.7%，金屬分布律69.87%，-0.15 mm 粒級范圍的礦物的鐵品位僅為12.15%，金屬分布率僅為29.64%。

（3）采用Φ(400×600) mm 的磁滑輪對超細碎產品進行預先拋尾，在擋板角度為130°，皮帶速度0.9 m/s 的情況下，-3 mm 礦樣預選精礦鐵品位可達20.14%，鐵回收率82.09%；尾礦鐵品位8.10%，拋尾率達到35.68%。

（4）采用XMB-Φ(200×240) mm 型球磨機進行磨礦細度試驗，磨礦濃度70%，磨機轉速110 r/min。短時間磨礦，-0.074 mm 百分含量相對較高。究其原因，一是利用高壓輥磨機實現多碎少磨，破碎產品粒度可達到-3 mm，其中細粒級含量高，預選效果好，顯著減少入磨量，并且輥壓技術在破碎過程中因擠壓而形成的礦石結構裂隙，利于磨礦，明顯降低磨礦功耗，降低生產成本。二是因為在干式預選時，粗粒級礦物隨著皮帶運動，離心力較大，被拋出成為尾礦，減小了磨機入磨粒度。

（5）使用CYG-Φ200 mm 型順流型永磁筒式磁選機對預選精礦磨礦產品進行分選，精礦鐵品位達到47.62%，回收率63.09%，但精礦品位較低；尾礦品位6.98%，可直接入尾。對一段磁選精礦進行再磨再選試驗，在磨礦細度為-0.045 mm 89.51%的情況下，使用XCGS 型磁選管對磨礦產品進行選別，得到精礦鐵品位67.28%，回收率60.64%，鐵尾礦品位14.24%。為提高鐵精礦回收率和避免鐵礦資源的浪費，對再磨再選后的尾礦進行尾礦回收試驗，尾礦回收試驗得到的精礦返回到二段磨礦進行再磨再選，尾礦直接拋尾。

（6）本試驗采用 “高壓輥磨超細碎- 干式預選- 階段磨礦- 單一磁選” 的流程對貧磁鐵礦進行分選，得到最終精礦鐵品位67.24%，回收率60.88%，產率14.75%；最終尾礦鐵品位7.27%，回收率39.12%。本論文為鞍山地區貧磁鐵礦的高效利用奠定了一定的研究基礎。