鏡鐵山5～15 mm粒級鏡鐵礦石磁化焙燒—弱磁選試驗

丁春江 陳鐵軍,2 胡佩偉,2 黃獻寶 馬 浩

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

鏡鐵山5～15 mm粒級鏡鐵礦石磁化焙燒—弱磁選試驗

丁春江1陳鐵軍1,2胡佩偉1,2黃獻寶1馬 浩1

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

甘肅鏡鐵山礦采用豎爐磁化焙燒—弱磁選—反浮選工藝處理100～15 mm的鏡鐵礦石，可獲得鐵品位58.5%左右、鐵回收率78%左右的鐵精礦；對15～0 mm的粉礦采用磨礦—強磁選工藝處理，僅能獲得鐵品位為47.5%左右、鐵回收率為60%左右的鐵精礦。為了提高粉礦分選指標，改善燒結料的品質，對粉礦中的15～5 mm粒級進行了磁化焙燒—弱磁選試驗。結果表明，在煤粉與試樣的質量比為2%，煤粉粒度為1～0 mm，焙燒溫度為810 ℃，焙燒時間為60 min，焙燒產(chǎn)物磨礦細度為-0.074 mm占80%，弱磁選磁場強度為91.56 kA/m條件下，可獲得鐵品位為55.80%、鐵回收率為83.97%的鐵精礦。

鏡鐵礦 磁化焙燒 弱磁選

鏡鐵礦石屬典型的難選氧化礦石，羅立群等的研究表明，脈石礦物浸染細粒鐵質是造成該類礦石難選的主要原因[1-3]。目前，針對100～15 mm粒級的鏡鐵礦石，經(jīng)典的生產(chǎn)工藝是豎爐磁化焙燒—弱磁選—反浮選工藝[4]。對于15～0 mm的鏡鐵礦石，由于粒度較細，因而難以采用上述工藝處理。回轉窯雖然可以處理30～0 mm粒級粉料[5]，但粉料焙燒過程中的結圈問題往往使得生產(chǎn)過程難以管控。

甘肅鏡鐵山擁有豐富的鏡鐵礦石資源，其鐵礦石不僅品位低、嵌布粒度細，而且礦物組成復雜，生產(chǎn)指標不理想。該礦對100～15 mm粒級礦石采用豎爐磁化焙燒—弱磁選—反浮選工藝處理，可獲得鐵品位58.5%左右、鐵回收率78%左右的鐵精礦；對于15～0 mm的粉礦則采用磨礦—強磁選工藝處理，但僅能獲得鐵品位47.5%左右、鐵回收率60%左右的鐵精礦[6]?，F(xiàn)場將反浮選精礦與強磁選精礦合并燒結，入爐綜合精礦鐵品位僅有52%左右。由于15～0 mm的粉礦分選指標不理想，因此，嚴重影響了后續(xù)作業(yè)的生產(chǎn)效率和生產(chǎn)成本。

磁化焙燒是處理難選紅鐵礦最有效的方法[7-11]。為提高現(xiàn)場細粒粉礦分選指標和燒結料的鐵品位，對細粒粉礦中的15～5 mm粒級進行了磁化焙燒—弱磁選試驗。

1 試驗原料與試驗方法

1.1 試驗原料

1.1.1 試驗原料的成分分析

試驗原料主要化學成分分析結果見表1，XRD分析結果見圖1。

表1 試驗原料主要化學成分分析結果Table 1 The main chemical component analysis of raw sample %

圖1 試驗原料XRD圖譜Fig.1 XRD analysis of raw sampleM—白云母；Q—石英；B—重晶石； D—白云石；H—赤鐵礦；S—菱鐵礦

由表1可知，試樣鐵品位較低，僅為33.77%；SiO2含量較高，為24.21%，其余元素含量均不高。

由圖1可知，試樣中的主要鐵礦物為赤鐵礦，其次為菱鐵礦；脈石礦物主要為石英，其次是白云母、重晶石、白云石。

1.1.2 試驗原料粒度篩析

試驗原料粒度篩析結果見表2。

表2 試驗原料粒度篩析結果Table 2 The result of size analysis of raw sample

由表2可知，試樣中鐵在15～12 mm粒級相對富集。

1.1.3 試驗原料的物相與礦相分析

試驗原料的物相分析結果見表3，顯微鏡下礦相見圖2。

表3 試驗原料鐵相態(tài)分析結果Table 3 Iron phase analysis of raw sample %

圖2 試驗原料顯微照片F(xiàn)ig.2 Micrograph of raw sample

由表3可知，試驗原料中的鐵主要以赤褐鐵形式存在，其次是碳酸鐵，硅酸鐵、磁性鐵、硫化鐵少量。

由圖2可知，鐵礦物主要以條帶狀、細小板狀或自形—半自形粒狀浸染在脈石礦物中，單體解離難度極大。

1.1.4 還原劑工業(yè)指標分析

試驗用還原劑為西北某地煙煤，其工業(yè)分析結果見表4。

表4 煙煤工業(yè)分析結果Table 4 Industrial indexes analysis of bituminous coal %

由表4可知，該煙煤揮發(fā)分含量為37.64%，固定碳含量為52.50%，含量較高的揮發(fā)分有利于還原磁化焙燒的進行。因此，該煤粉是一種較理想的還原劑。

1.2 試驗方法

將15～5 mm試樣與一定粒度煙煤按一定比例混勻后倒入還原鐵罐中，待馬弗爐內溫度升至設定溫度后，將還原鐵罐放入爐膛，至設定焙燒時間后取出、水淬，將還原產(chǎn)物放入烘箱烘干，破碎至1～0 mm后用φ240 mm×90 mm球磨機磨至一定細度，礦漿經(jīng)過濾、干燥，每次稱取20 g用CXG-99型磁選管進行選別。

2 試驗結果與分析

2.1 磁化焙燒條件試驗

2.1.1 焙燒溫度試驗

焙燒溫度試驗的煤粉與試樣的質量比為2%，煤粉粒度為1～0 mm，焙燒時間為60 min，焙燒產(chǎn)物磨礦細度為-0.074 mm占80%，弱磁選磁場強度為91.56 kA/m，試驗結果見圖3。

圖3 焙燒溫度對弱磁選精礦指標的影響Fig.3 Concentrate index of low intensity magnetic separation at different roast temperatures●—品位；■—回收率

從圖3可見，隨著焙燒溫度的升高，弱磁選精礦鐵品位先上升后下降，鐵回收率先小幅上升后大幅下降。因此，確定焙燒溫度為810 ℃。

2.1.2 焙燒時間試驗

焙燒時間試驗的煤粉與試樣的質量比為2%，煤粉粒度為1～0 mm，焙燒溫度為810 ℃，焙燒產(chǎn)物磨礦細度為-0.074 mm占80%，弱磁選磁場強度為91.56 kA/m，試驗結果見圖4。

圖4 焙燒時間對弱磁選精礦指標的影響Fig.4 Concentrate index of low intensity magnetic separation for various roasting time●—品位；■—回收率

由圖4可見，隨著焙燒時間的延長，弱磁選精礦鐵品位先上升后小幅下降，鐵回收率先升后降。因此，確定焙燒時間為60 min。

2.1.3 煤粉用量試驗

煤粉用量試驗的煤粉粒度為1～0 mm，焙燒溫度為810 ℃，焙燒時間為60 min，焙燒產(chǎn)物磨礦細度為-0.074 mm占80%，弱磁選磁場強度為91.56 kA/m，試驗結果見圖5。

從圖5可見，隨著煤粉用量的增加，弱磁選精礦鐵品位上升，鐵回收率先升后降。綜合考慮，確定煤粉與試樣的質量比為2%。

圖5 煤粉用量對弱磁選精礦指標的影響Fig.5 Concentrate index of low intensity magnetic separation on dosage of bituminous coal●—品位；■—回收率

2.1.4 煤粉粒度試驗

煤粉粒度試驗的煤粉與試樣的質量比為2%，焙燒溫度為810 ℃，焙燒時間為60 min，焙燒產(chǎn)物磨礦細度為-0.074 mm占80%，弱磁選磁場強度為91.56 kA/m，試驗結果見圖6。

圖6 煤粉粒度對弱磁選精礦指標的影響Fig.6 Concentrate index of low intensity magnetic separation at different bituminous coal particles□—品位；■—回收率

從圖6可見，煤粉粒度較細有利于提高弱磁選精礦鐵品位和鐵回收率。因此，確定煤粉粒度為1～0 mm。

2.2 焙燒產(chǎn)品磨礦—弱磁選試驗

2.2.1 磨礦細度試驗

焙燒產(chǎn)物磨礦細度試驗的煤粉與試樣的質量比為2%，煤粉粒度為1～0 mm，焙燒溫度為810 ℃，焙燒時間為60 min，弱磁選磁場強度為91.56 kA/m，試驗結果見圖7。

從圖7可知，隨著焙燒產(chǎn)物磨礦細度的提高，弱磁選精礦鐵品位上升，鐵回收率下降。綜合考慮，確定磨礦細度為-0.074 mm占80%。

2.2.2 弱磁選磁場強度試驗

弱磁選磁場強度試驗的煤粉與試樣的質量比為2%，煤粉粒度為1～0 mm，焙燒溫度為810 ℃，焙燒時間為60 min，焙燒產(chǎn)物磨礦細度為-0.074 mm占80%，試驗結果見圖8。

圖7 磨礦細度對弱磁選精礦指標的影響Fig.7 Concentrate index of low intensity magnetic separation at different grinding fineness●—品位；■—回收率

圖8 磁場強度對弱磁選精礦指標的影響Fig.8 Concentrate index of low intensity magnetic separation at different magnetic field intensity●—品位；■—回收率

由圖8可知，隨著磁場強度的提高，精礦鐵品位下降，鐵回收率上升。綜合考慮，確定弱磁選磁場強度為91.56 kA/m ，對應的精礦鐵品位為55.80%、鐵回收率為83.97%。

3 結 論

(1)甘肅鏡鐵山鏡鐵礦石鐵品位低，礦物成分復雜，主要鐵礦物為赤鐵礦，其次為菱鐵礦，脈石礦物主要為石英，其次是白云母、重晶石、白云石；鐵礦物主要以條帶狀、細小板狀或自形—半自形粒狀浸染在脈石礦物中，單體解離難度極大，常規(guī)選礦工藝難以獲得理想的分選指標。

(2)15～5 mm粒級礦石采用磁化焙燒—弱磁選工藝處理，可取得鐵品位為55.80%、鐵回收率為83.97%的鐵精礦，該指標比現(xiàn)場直接磨礦—強磁選工藝鐵精礦指標有顯著提高。

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(責任編輯 羅主平)

Magnetic Roasting and Low Intensity Magnetic Separation Experiment of Specularite Particles at 5～15 mm from Jingtie Mountain

Ding Chunjiang1Chen Tiejun1,2Hu Peiwei1,2Huang Xianbao1Ma Hao1

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

The iron concentrate with iron grade of 58.5%，iron recovery of 78% can be obtained by dealing with specularite particles at 100～15 mm from Jingtie Mountain，Gansu province through the process of furnace magnetic roasting-low intensity magnetic separation-reverse flotation.Iron concentrate with iron grade of only 47.5%，iron recovery of 60% was obtained by dealing with specularite particles at 15～0 mm through the process of grinding-high intensity magnetic separation.In order to improve the beneficiation indexes，the magnetic roasting-magnetic separation experiments on particles at 15～5 mm was conducted.The results showed that iron concentrate with iron grade of 55.80% and iron recovery of 83.97% was obtained at conditions of mass ratio of coal to ore samples at 2%，particle size of coal at 1～0 mm，roasting temperature of 810 ℃，roasting time for 60 min，grinding fineness of roasted products at 80% passing -0.074 mm，and low magnetic field intensity of 91.56 kA/m.

Specularite，Magnetic roasting，Low intensity magnetic separation

2013-11-28

丁春江(1989—)，男，碩士研究生。

TF046，TD924.1+2

A

1001-1250(2014)-03-071-04