某磁铁矿提铁降硅试验研究

李 锐 王 珏 夏一航

（沈阳隆基电磁科技股份有限公司）

铁矿石是钢铁生产的主要原料，随着经济发展步伐的加快，钢铁工业的迅速发展，铁矿石的需求量迅速增长。我国虽有大量的铁矿资源，但呈现贫矿多、富矿少的状态，并且磁性矿物嵌布粒度细，可选性低，从而导致精矿中有用矿物连生体含量越来越高。针对我国铁矿石存在的特点，以及钢铁工业对铁精矿更高的要求，探索经济有效的选矿方法至关重要［1-3］。

铁精矿富集的常规工艺有多段磁选、电磁精选、反浮选，而传统的筒式磁选很难高效的分离贫连生体、实现磁性铁的回收；反浮选工艺虽然可以得到合格的铁精矿，但工艺流程复杂，选矿成本高，且浮选药剂会对环境造成污染。为降低选矿成本、提高铁精矿品质，应采用磁悬浮精选机对磁铁矿进行精选提纯［4-5］。为了对比验证磁悬浮精选机分离贫连生体的效果，本文对国内某铁矿进行破碎—湿式预选—两段磨矿—两段磁选—精选试验研究，通过采用不同的精选提纯设备，考察提铁降硅效果，从而得到全铁品位67%以上、SiO2含量6%以下的铁精矿，为现场工艺改造提供指导。

1 原矿性质

原矿化学成分分析结果见表1，原矿矿物组成见表2，金相显微照片见图1。

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由表1可知，矿石中有用元素铁品位为35.87%，原矿TFe与FeO的比值为3.15；脉石组分主要是SiO2，含量为43.53%，杂质元素P、S含量均较低；碱性系数ω（CaO+MgO）/ω（SiO2+Al2O3）=0.05，为酸性铁矿石。

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由表2可知，有用铁矿物磁铁矿含量33.85%，次要铁矿物赤铁矿含量13.15%；脉石矿物以石英为主，含量35.63%，其次为角闪石、云母，含量分别为8.67%、5.04%，其他矿物含量相对较少。

由图1可见，有用矿物大多数以粒状不规则形态呈现，少数以单体颗粒分布；有用矿物与脉石矿物颗粒毗邻连生，部分有用矿物呈不规则状包裹在脉石中；有用矿物大部分粒径在78μm左右，原矿中的有用矿物嵌布粒度较细，且大部分与脉石呈连生状态。

由物象分析可知，该矿主要矿物为磁铁矿和赤铁矿；但赤铁矿磁性相对磁铁矿较弱，针对试验目标，赤铁矿属于杂质矿物。由于该矿石为隐晶质结构，主要矿物粒度微细，嵌布关系较复杂，矿物间的胶结致密；同时，滑石、方解石容易泥化，试验磨矿工艺有一定的难度。

2 试验方案

原矿中有用矿物主要为磁铁矿，杂质矿物主要为赤铁矿、石英、角闪石、云母。首先采用破碎—磨前预选—一段磨矿—一段磁选—二段磨矿—二段磁选工艺尽可能地回收有用矿物，得到普通铁精矿。但是该原矿中有用矿物和杂质矿物嵌布关系复杂，采用单纯磨矿—磁选工艺无法将二氧化硅含量降到合格标准。因此，该试验对二段磁选精矿分别采用磁悬浮精选和普通磁选工艺进行降硅。

试验用磁选设备为沈阳隆基电磁科技股份有限公司生产的LCTY系列磁选机、LJC系列磁悬浮精选机；磨矿设备为XMQL型格子球磨机、50 L塔磨机。

3 试验结果与讨论

3.1 预选试验

将原矿混匀、缩分取样后，采用XPE100×125鄂式破碎机破碎至-3 mm，采用3 200 kA/m的磁场强度进行湿式磨前预选试验，结果见表3。

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由于湿式预选以水作为分散剂，可有效缓解微细粒对大颗粒的黏附及细泥间的团聚絮凝，分选指标优于干式抛尾。

3.2 磨矿与磁选试验

取预选精矿给入XMQL格子型球磨机进行磨矿，其中粗粒级返回球磨机继续磨矿；分别磨至不同细度，采用磁场强度2 000 kA/m的磁选机进行一段磁选，一段磨矿细度对精矿TFe品位、TFe回收率、SiO2含量的影响见图2和图3，一段、二段精矿解离度照片见图4、图5。

由图2、图3可见，随着一段磨矿细度的增加，精矿全铁品位增加，SiO2含量降低，精矿全铁回收率降低；当磨矿细度为-0.074 mm90%时，得到的精矿全铁品位为58.13%、SiO2含量18.12%，与目标含量差距较大；石英是该矿石中的主要脉石矿物，并且有用矿物与脉石矿物颗粒毗邻连生，其嵌布特征复杂，采用一段磨矿磁选工艺无法得到合格产品；综合考虑，一段磨矿细度尽可能放粗，从而得到较高的TFe回收率，选择一段磨矿细度-0.074 mm65%。

由图4、图5可见，当磨矿细度为-0.074 mm65%时，大部分矿物并没有单体解离，脉石矿物嵌布在有用矿物中间，嵌布的脉石矿物最小粒径为38μm，导致精矿全铁品位偏低。若将有用矿物与脉石矿物完全解离，磨矿细度应在-0.074 mm95%以上，即-0.045 mm70%以上。

采用50 L塔磨机将一段磁选精矿分别磨至-0.045 mm含量占70%，75%，80%，85%，分别送入1 440 kA/m的磁选机进行二段磁选，所得二段磨矿细度对精矿TFe品位、TFe回收率、SiO2含量的影响见图6、图7。

由图6、图7可见，随着磨矿细度的增加，有用矿物和脉石矿物的解离度随之增加，有用矿石与脉石矿物充分解离，更加有利于磁选提纯。当磨矿细度为-0.045 mm85%时，得到的精矿全铁品位为66.59%，SiO2含量为7.102%，含量未达到预期效果，但已接近目标品位。当磨矿细度为-0.045 mm75%时，矿物已基本单体解离，但有部分贫连生体矿物夹带进入精矿中，导致精矿SiO2含量相对较高。

3.3 精选对比试验

为了分离贫连生体，从而进一步提高精矿全铁品位，降低SiO2含量，分别采用湿式筒式磁选机和磁悬浮精选机进行精选提纯研究，考察2种不同磁选设备分离贫连生体的效果。

3.3.1 筒式磁选试验

取二段磁选精矿送入CTS-0604湿式筒式磁选机，进行三段磁选精选试验，磁场强度分别为1 280，1 120，960 kA/m，试验结果见表4。

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由表4可知，采用筒式磁选机经过三段连选，最终得到的精矿TFe品位为67.27%，SiO2含量6.29%，综合尾矿TFe品位25.00%，未满足目标要求。当磨矿细度较细时，矿物间的磁团聚现象严重，从而导致部分细粒级的脉石矿物和贫连生体包裹在有用矿物中间，而磁性矿物与连生体比磁化系数相差较小，由于常规磁选机磁场强度恒定，进行选别时很容易将连生体选入精矿产品，通过增加磁选段数并没有从本质上解决夹杂问题，反而使流程更加复杂，因此难以得到合格的精矿指标。

3.3.2 磁悬浮精选试验

将二段精矿送入LJC-100全自动磁悬浮精选机，进行一段精选提纯试验，试验采用不同的磁系方案和上升水流，考察不同分选条件对指标的影响，试验结果见表5。

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由表5可知，经过磁悬浮精选后，采用磁系方案Ⅱ和Ⅲ所得精矿TFe品位和SiO2含量都可满足目标需要。为了探究更理想的试验指标，在磁场方案Ⅱ的条件下变化上升水流，试验结果见图8、图9。

由图8、图9可见，随着上升水流的增加，精矿全铁品位增大，尾矿全铁品位升高，精矿SiO2含量降低；当采用磁悬浮精选机进行分选时，在反向磁场和上升水流的作用下，矿物同时受到磁力、重力、浮力作用，在自上而下的给矿过程中团聚—打散—团聚交替作用，最终可将磁团聚打散，释放包裹的脉石和部分贫连生体，脉石矿物和连生体同时受到上升水流地冲击，最终从被选矿物中分离出来，达到提铁降硅的目的，得到合格的精矿产品；当上升水流为10 L/min时，可得到精矿全铁品位为68.21%，全铁回收率为97.88%，SiO2含量为4.908%，尾矿全铁品位为23.59%的分选指标。

为了进一步降低精选尾矿全铁品位、提高精矿产率和全铁回收率，采用新结构高效磁悬浮精选机在磁系方案Ⅱ、上升水流为10 L/min的条件下进行分选提纯，试验结果见表6。

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由表6可知，采用新结构磁悬浮精选机，所得精矿全铁品位相差不大，但尾矿全铁品位降低了1.51个百分点，精矿产率和全铁回收率都略有提高。新结构磁悬浮精选机针对磁场和给料结构进行优化调整，能够精确地控制磁场对磁性物的作用，防止磁性物在分离连生体时被夹带出，造成尾矿全铁品位偏高；通过试验对比可知，采用磁悬浮精选机进行精选提纯所得分选指标优于三段筒式磁选机，采用该方案进行精选提纯可节能节水，对选厂的可持续发展具有重大意义。

3.4 试验流程

原矿经破碎—磨前预选—一段磨矿—一段磁选—二段磨矿—二段磁选—磁悬浮精选流程，最终将全铁品位由35.92%提高到了68.53%，SiO2含量由45.87%降低到了4.186%（表7），试验流程见图10。

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4 结语

（1）某磁铁矿主要含铁矿物为磁铁矿，主要杂质矿物为赤铁矿、石英、角闪石；主要矿物粒度微细，嵌布关系较复杂，矿物之间胶结致密，采用常规磁选工艺无法得到合格产品。

（2）磁悬浮精选可以分离贫连生体，减少细粒级矿物的夹杂，因此采用磁悬浮精选的方式进行提铁降硅相比筒式磁选机可得到更高的全铁品位，并且硅含量也相对较低。

（3）采用磁悬浮精选工艺进行提铁降硅，最终获得了精矿产率37.26%、全铁品位68.53%，全铁回收率71.09%，SiO2含量4.186%的铁精矿，达到了SiO2含量小于6%的要求。