鞍山地区贫磁铁矿选矿工艺试验

李博琦，谢贤，纪翠翠，朱辉，黎洁，康博文

（昆明理工大学 国土资源工程学院，省部共建复杂有色金属资源清洁利用国家重点实验室，云南省金属矿尾矿资源二次利用工程研究中心，云南 昆明 650093）

1 前 言

随着国民经济的快速发展，近年来，铁矿石需求量越来越大。虽然我国铁矿石储量较大，但贫矿资源储量约占总储量的97%[1]，品位低且禀赋差，很难选别。主要依靠从国外进口铁矿石，进口量逐年增加。开发利用难选的复杂低品位的贫磁铁矿越来越受到重视。我国贫磁铁矿资源以河北、辽宁、内蒙等地居多，全国其他地区也广泛分布着此类可利用的贫铁矿资源，如河南、山东、黑龙江等地。目前贫磁铁矿资源主要在河北北部、辽宁西部、内蒙古地区得到大规模开采利用[2]。以辽宁省贫磁铁矿资源概况为例，资源总量预计为107 亿t 目前开采利用的贫磁铁矿资源主要有两大类：即变质岩型贫磁铁矿及岩浆型贫磁铁矿[3]。然而，贫磁铁矿中TFe 品位＜ 20%[4]，矿石类型复杂，难选矿和多组分共伴生矿居多。若采用原矿破碎后直接磨矿再用磁选，则会增加磨矿费用，导致选矿成本大大提高。因此，开发贫磁铁矿资源、优化贫磁铁选别工艺流程才可以缓解当前我国铁精矿量严重不足的现状。为此本研究采用高压辊磨超细碎、干式预选、阶段磨矿、阶段选别的选别工艺对鞍山地区典型贫磁铁矿的分选进行了试验探索。

2 物料准备

试验研究所用矿样取自辽宁省鞍山市某选矿厂贫磁铁矿细碎后产品，使用Φ(400×100) mm 实验室高压辊磨机破碎成-5 mm 和-3 mm 两种矿样，用于后续试验研究并留样。

2.1 矿物成分分析

贫磁铁矿XRD 图谱见图1。

图1 贫磁铁矿XRD 图谱Fig. 1 XRD pattern of poor magnetite

由图1 可知，鞍山地区贫磁铁矿的主要金属矿物为磁铁矿、少量赤铁矿和褐铁矿；脉石矿物主要为石英，相对含量较高。

对试样进行化学多元素分析，结果见表1。

表1 原矿化学多元素分析/%Table 1 Multi-element analysis of the raw ore

试样 TFe 品位为15.85%，FeO 含量为2.18%，SiO2含量55.66%，属于典型的鞍山式贫磁铁矿石。试样铁物相分析结果见表2。

表2 原矿铁物相分析结果Table 2 Analysis results of iron phase

铁元素主要以铁氧化物（磁铁矿、赤铁矿）的形式存在，磁铁矿的分布率为 86.23%，其次为赤、褐铁矿，分布率为 9.65%。脉石矿物主要为石英，少量长石、云母、碳酸盐等。

2.2 矿物粒度筛析

经Φ(400×100) mm 高压辊磨破碎后，对超粉碎产品的粒度特性及金属分布率进行检测，结果见表3。

表3 破碎矿样粒度筛析结果Table 3 Screening results of particle size of crushed ore samples

由表3 可知，不同粒级样品中铁矿物分布不均，在-5 mm 矿样中，-3 +1 mm 粒度范围的TFe 品位为17.35%，金属分布率35.65%；-1 +0.15 mm 粒度范围的TFe 品位17.84%，金属分布率33.48%，-0.15 mm粒度范围的TFe 品位12.28%，金属分布率26.50%。在-3 mm 矿样中，-1 +0.15 粒度范围的TFe 品位为17.86%，金属分布率38.92%。-0.15 mm 粒度范围的TFe 品位12.15%，金属分布率29.64%。

3 分选试验研究

3.1 干式预选抛尾试验

干式预选设备采用Φ(400×600) mm型磁滑轮，其皮带运行速度对预选抛尾效果影响较大。皮带速度小, 矿物所受离心力越小, 非磁性矿物在重力作用下, 非磁性矿物与磁性矿物不能有效分离。皮带速度大, 矿物所受到的离心力增大, 部分磁性较弱的矿物脱离磁滚筒被抛到到尾矿中去, 使尾矿中磁性矿物含量增加, 金属矿物得不到充分回收。较佳的皮带运行速度, 使矿石中的脉石与金属矿物较好的分离, 尽可能的提高入磨矿石的品位, 提高选矿的经济效益[5]。

搜索子集ΘC中一个点需要6Nr次实数乘法运算，因此搜索子集ΘC共需要6Nr card{ΘC}次运算.因此Tx-SD检测的计算复杂度为CTx-SDCΘC+6Nrcard{ΘC}，其中card{}表示使用给定子集和更新半径所需要搜索的总层数，

使用Φ(400×600) mm型磁滑轮进行预先抛尾，距辊皮0 mm 时，最大磁场强度为0.15 T，将挡板偏角调至130。，在皮带运行速度分别为0.8 m/s、0.9 m/s 和1.0 m/s 的情况下，分别对-5 mm 和-3 mm矿样进行预选抛尾条件试验。试验结果见图4、5。

图2 选别作业精矿指标与磁滑轮皮带速度关系(-5 mm)Fig .2 Relationship between the concentrate index and the magnetic pulley belt speed (-5 mm)

图3 选别作业精矿指标与磁滑轮皮带速度关系(-3 mm)Fig.3 Relationship between the concentrate index and the magnetic pulley belt speed (-3 mm)

以上试验结果表明：两种矿样干选后精矿品位随着皮带速度的增大而逐渐升高，回收率逐渐降低；尾矿品位随着皮带速度的增大逐渐减小，回收率逐渐增大；-5 mm 矿样的皮带较佳运行速度0.9 m/s，此时得到的精矿品位19.63%，回收率75.45%，尾矿品位9.3%，回收率24.55% ；-3 mm矿样皮带较佳运行速度0.9 m/s，此时得到的精矿品位20.14%，回收率82.09%，尾矿品位8.10%，回收率17.93%；-3 mm 矿样皮带速度以0.9 m/s 运行时得到产品的各项指标均优于-5 mm 矿样皮带速度0.9m/s 运行时得到的产品各项指标；故得出较佳给矿粒度为-3 mm，皮带较佳运转速度为0.9 m/s。后续试验矿样采用-3 mm 矿样，进行大批量矿样干选，为后续磨矿磁选做准备。

3.2 预选精矿磨矿与分选试验

3.2.1 磨矿试验

磨矿细度指标对后续磁选的铁精矿品位及回收率影响较大。因此，提高铁矿石单体解离度，使所有或大部分有用矿物从脉石矿物中分离出来，利于有用矿物最大限度的回收。不同矿石其单体解离度与细度的关系也不相同。

使用XMB-Φ(200×240) mm型实验室球磨机，转速110 r/min，磨矿浓度为70%，对预选精矿进行磨矿试验，磨矿后用0.074 mm 筛子进行湿筛。磨矿时间与磨矿细度曲线见图4。

图4 磨矿细度与磨矿时间关系Fig. 4 Related curve of grinding fineness and grinding time

根据磨矿试验结果得知，磨矿时间3 min 时，-0.074 mm 81.91%，磨矿时间4 min 时，-0.074 mm 90.58%。磨矿时间短，矿物粒度-0.074 mm 百分含量相对较高。

3.2.2 一段磁选试验

矿浆从给矿口给入，通过控制给矿速度进而控制给矿液面高度，约为磁辊直径的1/3，磁辊逆时针转动，磁性矿物被吸附在磁辊表面被带出，在刮板和冲洗水的作用下从排矿口排出成为精矿，尾矿从磁辊下端排矿口排出。进而达到磁性矿物的富集。

图5 磨矿细度对一段磁选效果的影响Fig .5 Effect of grinding fineness on one-stage magnetic separation

在磨矿细度-0.074 mm 60%、70%、80%、90%的情况下，采用CYG 型Φ200 顺流型永磁筒式磁选机对其进行磁选试验，磁辊表面磁场强度1400 Gs。试验结果见图5。一段磁选试验结果表明， 较佳磨矿细度-0.074 mm 80%， 经过一段磁选得到精矿品位47.62%，回收率77.05%，但精矿品位较低；尾矿品位6.98%，可直接入尾。根据之前的理论学习，磨矿细度对磁选精矿品位及回收率影响较大，磨矿细度越大，磁选精矿品位越高。但试验数据显示，随着磨矿细度越大，精矿品位及回收率波动较小，且得到精矿品位较低。选别效果不佳。分析原因，由于磨矿时间短，矿物没有完全从脉石矿物中分离出来，没有充分单体解离，导致入磁粒度不均，影响了后续精矿的富集，进而影响了精矿产品的品位及回收率。

3.3 再磨再选及尾矿回收试验

3.3.1 二段磨矿

图6 磨矿细度与磨矿时间关系曲线Fig. 6 Related curve of grinding fineness and grinding time

由于磨矿时间短，矿石没有从充分单体解离，入磁粒度不均，导致一段磁选精矿不能充分富集。所以对一段磁选精矿进行再磨试验，再磨产品精-0.074 mm 和-0.045 mm 两种筛子湿筛。磨矿细度与磨矿时间关系曲线见图6。-0.074 mm 最高可达99.7%，-0.045 mm 最高达到92.35%。

3.3.2 再磨产品精选试验

采用XCGS 型磁选管对精矿再磨产品进行二段磁选试验。极头中部的磁感应强度0.12 T，矿浆浓度30%，均匀给入磁选管，试验数据见图7。

图7 再磨产品精选选别作业精矿指标与磨矿细度关系图Fig. 7 Relationship between concentrate index and grinding fineness in re-grinding product selection and sorting operation

试验结果表明，一段磁选精矿再磨后，在磨矿细度-0.045 mm 89.51 % 的情况下，磁选管选别效果较佳，精矿品位达到67.28%，回收率为88.79%；尾矿品位14.25%，得到精矿产品品位相对较高，达到工业铁品位要求。一段磁选精矿再磨，使矿石充分单体解离。有效的提高了最终产品精矿品位，提高了磁选管的选别能力。

3.3.3 再磨产品精选尾矿回收试验

干选精矿经过磨矿- 一段磁选- 再磨再选工艺流程选别，得到精矿TFe 品位67.28%，但回收率较低。再磨再选试验得到尾矿TFe 品位为14.25%，尾矿品位相对较高，不能进行直接抛尾。为了提高最终精矿的回收率和避免铁矿资源的浪费，本试验对再磨再选的尾矿进行尾矿回收试验。 采用CYG 型Φ200 mm 顺流型永磁筒式磁选机对再磨再选尾矿进行回收，试验结果见表4。

表4 混合尾矿提精试验数据Table 4 Refining test data of mixed tailings

试验结果表明，尾矿回收试验得到精矿品位45.34%，回收率69.85%。此时精矿品位与一段磁选精矿品位相近，故将尾矿回收试验的精矿返回二段磨矿，进行再磨再选试验。尾矿品位5.60%，直接抛尾。

4 闭路试验

在条件试验和开路试验的基础上进行闭路试验，试验流程图见图8，试验控制磁滑轮挡板角度130°，皮带速度0.9 m/s；一段磨矿细度-0.074 mm 80%；二段磨矿细度-0.045 mm 百分含量达到89.51 %；磁选管极头中部的磁感应强度1200 Gs，矿浆浓度30%。试验结果见表5，原矿品位15.85 %，经过 “高压辊磨超细碎- 干式预选- 阶段磨矿- 单一磁选” 的流程的分选，得到最终精矿铁品位67.24%，铁回收率60.88%，产率14.75%；最终尾矿铁品位7.27%，回收率39.12%。

表5 闭路试验结果Table 5 Results of closed- circuit test

图8 闭路试验流程图Fig. 8 Flow chart of closed- circuit test

5 结 论

（1）试验以鞍山地区贫磁铁矿作为研究对象，原矿铁品位15.85%，主要金属矿物为磁铁矿，少量赤铁矿和褐铁矿，脉石矿物以石英为主，矿石嵌布粒度较细。

（2）先采用Φ(400×100) mm 高压辊磨机进行超细碎，入料粒度d95为12 mm，在辊面压力为4 N/mm2的情况下，采用筛孔尺寸为3 mm 的闭路粉碎工艺，使粉碎产品的P 降低到1.65 mm。对超细碎产品进行粒度筛析，结果表明-3 ～ +0.15 mm粒级范围的矿物铁品位17.58%、产率61.7%，金属分布律69.87%，-0.15 mm 粒级范围的矿物的铁品位仅为12.15%，金属分布率仅为29.64%。

（3）采用Φ(400×600) mm 的磁滑轮对超细碎产品进行预先抛尾，在挡板角度为130°，皮带速度0.9 m/s 的情况下，-3 mm 矿样预选精矿铁品位可达20.14%，铁回收率82.09%；尾矿铁品位8.10%，抛尾率达到35.68%。

（4）采用XMB-Φ(200×240) mm 型球磨机进行磨矿细度试验，磨矿浓度70%，磨机转速110 r/min。短时间磨矿，-0.074 mm 百分含量相对较高。究其原因，一是利用高压辊磨机实现多碎少磨，破碎产品粒度可达到-3 mm，其中细粒级含量高，预选效果好，显著减少入磨量，并且辊压技术在破碎过程中因挤压而形成的矿石结构裂隙，利于磨矿，明显降低磨矿功耗，降低生产成本。二是因为在干式预选时，粗粒级矿物随着皮带运动，离心力较大，被抛出成为尾矿，减小了磨机入磨粒度。

（5）使用CYG-Φ200 mm 型顺流型永磁筒式磁选机对预选精矿磨矿产品进行分选，精矿铁品位达到47.62%，回收率63.09%，但精矿品位较低；尾矿品位6.98%，可直接入尾。对一段磁选精矿进行再磨再选试验，在磨矿细度为-0.045 mm 89.51%的情况下，使用XCGS 型磁选管对磨矿产品进行选别，得到精矿铁品位67.28%，回收率60.64%，铁尾矿品位14.24%。为提高铁精矿回收率和避免铁矿资源的浪费，对再磨再选后的尾矿进行尾矿回收试验，尾矿回收试验得到的精矿返回到二段磨矿进行再磨再选，尾矿直接抛尾。

（6）本试验采用 “高压辊磨超细碎- 干式预选- 阶段磨矿- 单一磁选” 的流程对贫磁铁矿进行分选，得到最终精矿铁品位67.24%，回收率60.88%，产率14.75%；最终尾矿铁品位7.27%，回收率39.12%。本论文为鞍山地区贫磁铁矿的高效利用奠定了一定的研究基础。