甘肃某混合氧化铁矿选矿试验研究①

刘金长， 唐晓玲

（1.酒钢技术中心，甘肃 嘉峪关735100； 2.甘肃省难选铁矿石资源利用重点实验室，甘肃 嘉峪关735100）

甘肃某地区铁矿石资源较为丰富，查明总储量约1.4 亿吨，多属于宁乡式沉积铁矿，主要铁矿物为赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿等，矿石性质复杂，选冶流程长且指标差，很难高效利用［1］。 该地区相对储量较大的某铁矿山属于一中型铁矿床，探明铁矿石储量0.53 亿吨，平均地质品位34.56%，矿石类型为砂质赤铁矿石，试验前尚未开发利用。

本文在实验室对该矿山原矿矿石性质进行了研究，进行了多方案选矿对比试验，并推荐了选矿工艺流程。

1 矿石性质

原矿（试样）主要化学成分分析结果见表1。 该矿石铁品位较低，需经选矿富集后才能利用。 矿石中主要脉石成分为SiO2，有害元素磷含量相对较高。

表1 试样主要化学成分分析结果（质量分数）／%

矿物组成见表2。 矿石中主要铁矿物为褐铁矿，次为赤铁矿、菱铁矿，极少量黄铁矿；脉石矿物主要为石英、碧玉，次为绢云母、绿泥石、铁白云石等。

表2 试样矿物组成（质量分数）／%

褐铁矿多以隐晶质、胶状分布于脉石矿物颗粒间，将脉石矿物颗粒胶结起来，还有的褐铁矿呈皮壳状将脉石矿物包裹起来。 赤铁矿多呈残余体的过渡相存在，在其裂隙、节理、颗粒边缘处，大部分已转化为褐铁矿，与褐铁矿交织存在，难以分离。 菱铁矿与脉石矿物嵌布紧密，集合体中常嵌布有粒度细小的石英、碧玉颗粒。

铁矿物嵌布粒度一般在0.025～0.075 mm 之间，部分褐铁矿、赤铁矿呈星点状、蠕虫状分布于绢云母、绿泥石及碧玉中。 铁矿物分布于脉石矿物的颗粒及裂隙间，较难完全解离，属微-细粒嵌布。

铁矿石的磁性分析结果表明，矿石中强磁性产品含量小于1%，在制定试验方案时可忽略不计。

2 试验结果及分析

2.1 试验原则流程

根据探索试验结果，为同时提高精矿品位和铁回收率［2-5］，设计试验原则流程为还原焙烧-磨矿-弱磁选-反浮选，试验原则流程见图1。

图1 试验原则流程

2.2 焙烧试验

2.2.1 焙烧温度试验

还原剂动力煤用量5%、焙烧时间30 min，不同焙烧温度下所得焙烧矿在磨矿细度-0.074 mm 粒级占90%、磁场强度125 mT 条件下进行磁选管磁选，焙烧温度条件试验结果见图2。 从图2 可见，焙烧温度低时还原不充分，焙烧矿选别后精矿回收率低；焙烧温度过高会发生过还原，焙烧矿中强磁性矿物减少，选别效果急剧变差，精矿产率大幅下降。 从选别指标看，适宜的焙烧温度为700～750 ℃。

图2 焙烧温度试验结果

2.2.2 还原剂用量试验

选择焙烧温度750 ℃，其他条件不变，改变还原剂动力煤用量进行焙烧，试验结果见图3。 由图3 可见，还原剂用量增加，焙烧效果变好，焙烧矿选别指标也较好，适宜的还原剂动力煤配比量为7.5%。

图3 还原剂用量试验结果

2.3 焙烧矿磁选试验

对还原剂动力煤用量7.5%、焙烧温度750 ℃、焙烧时间30 min 条件下所得焙烧矿，进行磁选试验。

2.3.1 磨矿细度试验

采用直径150 mm 滚磨机磨矿、磁选管100 mT 条件下弱磁选，焙烧矿磨矿细度条件试验结果见图4。由图4 可见，随磨矿细度变细，精矿品位升高，但磨矿细度过细时精矿品位又呈下降趋势，回收率呈S 型变化。 确定适宜的磨矿细度为-0.037 mm 粒级占75%。

2.3.2 磁场强度试验

对焙烧矿磨矿至-0.037 mm 粒级占75%时进行了磁选管磁场强度条件试验，结果见图5。 由图5 可见，磁场强度对精矿品位影响不大，但对铁回收率影响较大。 磁场强度升高时，铁品位略有降低，但铁回收率逐渐提高，磁场强度达到100 mT 以上时，铁回收率变化幅度减小。 综合考虑，确定适宜的磁场强度为150 mT。

图4 焙烧矿磨矿细度试验结果

图5 焙烧矿磁场强度试验结果

2.3.3 流程试验

在条件试验的基础上，对该焙烧矿进行了流程选别试验，试验设备为Φ400×300 湿式筒式磁选机。 具体选别流程及参数为：一段磨矿（-0.074 mm 粒级占65%）、一段粗选（磁场强度150 mT），粗精矿进入二段磨矿（-0.037 mm 粒级占75%）、两段精选（磁场强度150 mT）。 在焙烧矿TFe 品位34.50%条件下，获得了精矿产率47.61%、精矿品位56.96%、回收率78.60%的铁精矿，精矿中SiO2含量12.75%，尾矿TFe 品位14.09%。

2.4 反浮选降硅试验

磁选后所得铁精矿SiO2含量仍然偏高，影响冶炼成本，有必要进行进一步降硅试验研究。

目前选矿技术中，铁精矿降硅效果相对较好的工艺是浮选，由于入选矿石中铁多硅少，加上硅的赋存矿物石英可浮性较好，所以一般采用抑铁浮硅的反浮选工艺［6-8］。 本次试验采用胺类阳离子捕收剂（代号yg328B）进行反浮选［7-8］，抑制剂为淀粉，无其他药剂。

2.4.1 抑制剂淀粉用量试验

固定捕收剂yg328B 用量100 g／t，抑制剂淀粉用量条件试验结果见图6。 由图6 可见，淀粉用量增大，精矿铁品位呈下降趋势，铁回收率明显升高，精矿中硅含量升高。 确定适宜的淀粉用量为2.0 kg／t。

图6 抑制剂淀粉用量试验结果

2.4.2 捕收剂用量试验

选择抑制剂淀粉用量2 kg／t，捕收剂yg328B 用量条件试验结果见图7。 由图7 可见，捕收剂用量增加，精矿品位升高，SiO2含量下降，适宜的捕收剂用量为120～160 g／t。

图7 捕收剂yg328B 用量试验结果

2.4.3 闭路流程试验

根据开路试验结果确定闭路浮选流程为一粗一精一扫，平衡后的试验结果为：精矿品位59.94%、作业回收率92.67%、SiO2含量8.47%。 精矿铁品位升高约3个百分点，SiO2含量下降4.33 个百分点，选别后精矿指标明显改善。

2.5 全流程试验

确定的最终试验流程为：还原焙烧-三段阶磨阶选磁选-一粗一精一扫反浮选。 因篇幅之故，采用同类合并的方法，流程及结果见图8。

2.6 精矿成分分析

精矿产品主要化学成分分析结果见表3。

精矿中SiO2含量大大降低，经过浮选进一步脱硅后，其总含量降到8.5%左右。 精矿产品中有害元素P含量较高，超过了高炉入炉要求。 从原矿和精矿中P 含量对比看，选矿中脱磷效果不理想，计算脱磷率71.66%。后期将对脱磷进行相关研究。

表3 精矿产品主要化学成分分析结果（质量分数）／%

3 结 语

1） 某铁矿石铁品位32.50%，主要杂质成分为SiO2，有害元素磷含量较高，矿石中铁矿物以褐铁矿为主，赤铁矿次之，强磁性铁矿物含量低，铁矿物嵌布粒度微细，难以充分解离。

2） 原矿石极为难选，还原焙烧后可选性变好。 磨矿至-0.037 mm 粒级占75%后进行磁选-反浮选，精矿品位提高到59.94%，铁回收率72.84%，SiO2含量降至8.47%。 浮选降硅效果较好，但精矿中主要有害元素P含量仍然较高。