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。