某赤鐵礦石中含4.7%左右的錳,錳礦物主要為褐錳礦,其物理化學(xué)性質(zhì)與赤鐵礦較為接近,故難以通過強磁選或浮選與赤鐵礦有效分離。本試驗通過磁化焙燒將赤鐵礦還原為磁鐵礦,拉大其與褐錳礦的比磁化系數(shù)差距,然后通過弱磁選獲得鐵精礦,并對弱磁選尾礦中的錳礦物進行強磁選富集,使鐵和錳得到了較好的綜合回收。
1、原礦性質(zhì)
經(jīng)鏡下鑒定、X射線衍射分析和掃描電鏡分析綜合研究表明:礦石的礦物組成較為簡單,金屬礦物主要是赤鐵礦,其次為褐兇固話和磁鐵礦,偶見黃鐵礦零星分布,脈石礦物以方解石為主,其次是石英、玉髓、綠泥石和絹云母等。表1、表2、表3分別為礦樣的化學(xué)多元素分析結(jié)果、鐵物相分析結(jié)果及礦物定量分析結(jié)果。
由表1和表2可知:礦石中可供選礦回收的主要組分是鐵,其中呈赤褐鐵礦形式產(chǎn)出的高價氧化鐵所占比例為95.53%,加上分布在磁鐵礦和假象赤鐵礦中的鐵,可回收的鐵合計占達98.49%;MnO的含量為6.07%,可作為綜合回收的對象;需要選礦排除的脈石組分主要是SiO2和CaO,次為Al2O3;有害雜質(zhì)磷的含量很低,但硫的含量略為偏高;礦石的亞鐵比57.31,堿性系數(shù)0.50。綜合這些特點,該礦石屬于低磷含硫含錳的半自熔性氧化鐵礦石。
磁鐵礦在礦石中分布零星,多呈形態(tài)較為規(guī)則的自形、半自形等軸粒狀,晶體粒度變化較大,一般0.03~0.4mm,團塊粒度可至0.8mm左右。由于氧化作用的影響,大部分磁鐵礦發(fā)生了不同程度的假象赤鐵礦化;隨著交代作用的增強,磁鐵礦僅呈細小的殘余產(chǎn)出,部分甚至發(fā)展為全交代假象赤鐵礦。
赤鐵礦以晶體形態(tài)多為微細的針狀或毛發(fā)狀而有別于假象赤鐵礦,部分為隱晶質(zhì)。赤鐵礦按其產(chǎn)出形式大致或分為致密狀集合體和浸染狀兩類:赤鐵礦集合體粒度粗者大于3.0mm;浸染狀赤鐵礦粒度普遍細小,粗者僅0.1mm左右,細小者甚至小于0.005mm,一般0.01~0.06mm。呈浸染狀產(chǎn)出的赤鐵礦由于粒度過于細小、分散程度高、與脈石的嵌連關(guān)系極為復(fù)雜,因而即使細磨,可能仍有相當(dāng)部分呈連生體存在,這將在一定程度上影響鐵精礦品位的提高。
褐錳礦的嵌布特征是粒度極不均勻,與脈石礦物之間的交生關(guān)系十分復(fù)雜,接觸界線多為不平直的鋸齒狀或港灣狀。但未發(fā)現(xiàn)褐錳礦與赤鐵礦直接鑲嵌的現(xiàn)象,這是兩者分離的有利因素。
2、磁化焙燒條件試驗
以煤為還原劑,按圖1流程,將原礦(-3mm)與煤(-1mm)混勻、裝盒,送入箱式電阻爐進行磁化焙燒,焙燒礦冷卻、磨至-0.075mm占85%,在鼓型濕式弱磁選機上于119.4kA/m磁場強度下進行1次弱磁粗選,根據(jù)所得鐵粗精礦的品位、回收率確定合適的煤種類、煤用量、焙燒溫度、焙燒時間。
2.1、煤種類試驗
固定煤用量(與原礦的質(zhì)量比,下同)為15%、焙燒溫度為800℃、焙燒時間為90min,分別采用1#煤、2#煤、3#煤按圖1流程進行試驗,結(jié)果見圖2。
圖2表明:采用1#煤與采用2#煤相比,鐵粗精礦品位及回收率都略高;采用3#煤與采用1#煤相比,鐵粗精礦回收率雖然高了2.21個百分點,但品位低了1.71百分點。綜合考慮,選擇1#煤作為原礦磁化焙燒的還原劑。
2.2、煤用量試驗
固定焙燒溫度為800℃、焙燒時間為90min,進行1#煤用量試驗,結(jié)果見圖3。
圖3表明:煤的用量從2.5%增加至10%,鐵粗精礦品位從59.66%上升至62.20%,回收率從82.09%提高至95.49%;再增加煤的用量,鐵粗精礦回收率呈下降趨勢,品位變化幅度不大。從精礦品位、回收率及煤的成本消耗綜合考慮,選擇煤用量為10%。
2.3、焙燒溫度試驗
在1#煤用量為10%、焙燒時間為90min的固定條件下進行焙燒溫度試驗,結(jié)果見圖4。
圖4表明:當(dāng)焙燒溫度由700℃上升至800℃時,鐵粗精礦品位由59.03%提高至62.12%,回收率由82.10%提高至95.38%;再提高焙燒溫度,鐵粗精礦品位仍趨上升,但回收率開始下降,并且在焙燒溫度上升至850℃后下降幅度極大。綜合考慮,選擇焙燒溫度為800℃。
2.4、焙燒時間試驗
在1#煤用量為10%、焙燒溫度為800℃的固定條件下進行焙燒時間試驗,結(jié)果見圖5。
圖5表明:隨著焙燒時間由45min延長至105min,鐵粗精礦的品位由59.63%提高至62.98%,回收率由86.98%上升至95.81%;再延長焙燒時間,鐵粗精礦的品位略有提高,但回收率開始下降。因此選擇焙燒時間為105min。
3、磨礦-弱磁選條件試驗
通過以上試驗,得出了磁化焙燒的合適條件為1#煤用量10%、焙燒溫度800℃、焙燒時間105min。對該條件下獲得的焙燒礦進行磨礦和弱磁選條件試驗。
3.1、磨礦細度試驗
將焙燒礦磨至不同細度,在119.4kA/m磁場強度進行1次弱磁粗選,試驗結(jié)果見圖6。
圖6表明,隨著焙燒磨礦細度的提高,鐵粗精礦的品位呈上升態(tài)勢,回收率呈下降態(tài)勢,但兩者分別在62.15%~63.06%和95.07%~96.52%的很小范圍內(nèi)變化,說明細磨的意義不大,因此,選擇磨礦細度為-0.075mm占55%。
3.2、弱磁粗選磁場強度試驗
在-0.075mm占55%的磨礦細度下對焙燒礦進行弱磁粗選磁場強度試驗,結(jié)果見圖7。
圖7表明,隨著磁場強度的提高,鐵粗精礦回收率逐步小幅上升,品位略有降低。綜合考慮,選擇弱磁粗選磁場強度為71.6kA/m。
3.3、弱磁精選試驗
在不同磁場強度下對弱磁粗選精礦進行了1次精選,試驗結(jié)果見圖8。
圖8表明,隨著磁場強度的提高,鐵精礦品位上升而回收率下降。綜合考慮,選擇弱磁精選1磁場強度為71.6kA/m。
將1次精選所得鐵精礦再在47.8kA/m的磁場強度下進行第2次精選,鐵精礦品位仍可以有效提高0.36個百分點,達到64.18%。
4、弱磁選鐵精礦提鐵降雜探索
為了給制定鐵精礦提鐵降雜試驗方案提供依據(jù),首先對兩次弱磁精選所得鐵精礦進行了粒度分析,結(jié)果見表4。
表4結(jié)果表明,弱磁選鐵精礦中0.20~0.075mm粒級的鐵品位較高,而-0.075mm粒級的鐵品位僅為63%左右。
根據(jù)粒度分析結(jié)果,按以下3種方案進行了鐵精礦提鐵降雜的探索試驗:①采用CTXφ100mm磁選柱,在磁場強度為4.46kA/m、上升水速為3.54cm/s條件下對兩次弱磁精選鐵精礦進行分級,對-0.10mm粒級在NaOH用量為1000g/t、淀粉用量為800g/t、石灰總用量為400g/t、捕收劑CY總用量為1000g/t條件下進行1粗1精脫硅反浮選,反浮選精礦與+0.10mm弱磁選鐵精礦合并;③將1次弱磁精選鐵精礦再磨至-0.075mm占95%,在47.8kA/m磁場強度下進行第2次弱磁精選。3種鐵精礦提鐵降雜方案的探索試驗結(jié)果見圖9。
圖9表明,3種方案都能使鐵精礦品質(zhì)有所提高,但效果都不夠顯著。這印證了工藝礦物學(xué)研究的結(jié)論:“呈浸染狀產(chǎn)出的赤鐵礦由于粒度過于細小、分散程度高、與脈石的嵌連關(guān)系極為復(fù)雜,因而即使細磨,可能仍有相當(dāng)部分呈連生體存在,這將會在一定程度上影響鐵精礦品位的提高”。
5、流程試驗
在以上試驗的基礎(chǔ)上,對原礦進行了磁化焙燒-弱磁選-弱磁選尾礦強磁選流程試驗,其中強磁選采用Shp-700強磁選機,其背景磁感應(yīng)強度根據(jù)以往對錳礦石的試驗經(jīng)驗定為1.2T。試驗流程見圖10,試驗結(jié)果見表5。
表5表明,原礦經(jīng)圖10流程處理,可以獲得產(chǎn)率為71.32%、鐵品位為64.18%、鐵回收率為94.79%的鐵精礦和產(chǎn)率為13.78%、錳品位為27.98%、錳回收率為79.45%、錳鐵比為2.53、磷錳比為0.0026的錳精礦,錳精礦達到四級品質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)。
6、結(jié)論
(1)該含錳赤鐵礦石礦物組成較為簡單,金屬礦物主要是赤鐵礦,次為褐錳礦和磁鐵礦,偶見黃鐵礦零星分布;脈石礦物以方解石為主,其次是石英、玉髓、綠泥石和絹云母等。
(2)赤鐵礦晶體形態(tài)多為微細的針狀或毛發(fā)狀,部分為隱晶質(zhì)。呈致密狀集合體產(chǎn)出的赤鐵礦在較粗的磨礦細度下絕大部分可獲得較好的解離,但呈浸染狀產(chǎn)出的赤欠缺礦因粒度過于細小、分散程度高、與脈石的嵌連關(guān)系極為復(fù)雜而難以充分解離,對鐵精礦品位的提高有不利影響。
(3)褐錳礦的物理化學(xué)性質(zhì)與赤鐵礦較為接近,故褐錳礦難以通過強磁選和浮選與赤鐵礦有效分離。本試驗采用磁化焙燒-弱磁選-強磁選工藝處理上述含褐錳礦的赤鐵礦石,取得了鐵精礦產(chǎn)率為71.32%、鐵品位為64.18、鐵回收率為94.79%,錳精礦產(chǎn)率為13.78%、錳品位為27.98%、錳金屬回收率79.45%、錳鐵比為2.53、磷錳比為0.0026的試驗指標(biāo),使鐵和錳得到了較好的綜合回收。
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