摘要:為充分開發利用白云鄂博西礦閃石型低品位鐵礦,在礦石性質研究的基礎上,系統考察了磁輥筒轉速、拋尾粒度、拋尾段數、磨礦細度等因素對干式拋尾、粗磨-弱磁選和細磨-弱磁選工藝的影響。結果表明:該礦石TFe含量為25.78%,鐵元素主要賦存于磁鐵礦中;通過干式拋尾、粗磨-弱磁選、細磨-弱磁選工藝可獲得TFe品位66.56%、回收率48.54%、MFe回收率74.81%的鐵精礦。
關鍵詞:白云鄂博;低品位鐵礦;干式拋尾;弱磁選;磨礦細度
郭春雷1,周志廣2;礦業研究與開發第41卷第10期
0引言
鋼鐵工業是我國國民經濟的重要基礎產業,是建設現代化強國的重要支撐,是實現綠色低碳發展的重要領域,而鐵礦石是鋼鐵生產企業的必需原料[1]。然而,我國鐵礦石對外依存度達80%以上,海關總署統計數據顯示,2020年,我國進口鐵礦石約11.7億t,同比上漲7.2%[2]。在全球地緣政治風險和政策不確定性加大,逆全球化和貿易保護主義持續發酵的大背景下,提高我國鐵資源自給率顯得尤為重要。但是,根據地質科研部門對鐵礦資源的預測,我國鐵礦后備資源潛力并不大,應用前景不容樂觀。據統計,我國已探明保有鐵礦石儲量達600億t,其中90%以上鐵礦石為貧礦[3-4]。因此,充分開發利用低品位鐵礦石對我國鐵礦石資源安全具有重要意義。
根據“多碎少磨,能拋早拋”的選礦原則,通過磁滑輪及筒式磁選機對貧磁鐵礦進行拋尾及預選的技術已相對成熟,在國內外已普遍推廣使用[5-8]。崔寧等[9]采用磁輥筒對大紅山低品位鐵礦進行拋廢,可預先拋除TFe品位小于14%的廢石,有效提高了半自磨處理量,降低了磨礦能耗。陳福林等[10]針對攀西地區白馬輝長巖型超低品位釩鈦磁鐵礦,采用多磁場梯度干式磁選拋尾-階段磨礦-階段選別工藝,獲得了TFe57.78%、TiO27.72%、V2O50.69%的鐵精礦;智利的卡羅拉鐵礦采用輥壓機-濕式磁選技術,我國的本鋼歪頭山和鞍鋼弓長嶺鐵礦采用破碎-干式磁選工藝進行鐵礦石預選,提高入選礦石品位[11]。
隨著白云鄂博鐵礦主、東礦礦石資源的消耗殆盡,西礦逐漸成為包鋼集團公司的主要原料基地。除擁有4.4億t鐵品位30%以上的礦石資源,西礦還擁有鐵品位小于30%的貧磁鐵礦資源未能實現開發利用[12-13]。本文針對該部分礦石,采用干式拋尾、粗磨-弱磁選、細磨-弱磁選工藝進行了系統的試驗研究,為低品位鐵礦資源開發利用提供技術支撐。
1礦石性質
1.1礦石的物質組成
礦石樣品取自白云鄂博西礦低品位含鐵巖,對其主要元素含量及賦存狀態進行了測定,化學多元素和鐵物相分析結果見表1、表2。
由表1可知,該礦石屬于白云鄂博閃石型低品位鐵礦石,礦石中鐵元素含量為25.78%;主要雜質元素SiO2、CaO、MgO、Al2O3的含量分別為22.03%、6.29%、7.81%、5.44%;有害元素主要為S、P、F,其含量分別為1.77%、0.55%、0.1%;另外稀土元素La、Ce、Nd含量較低,本文暫不考慮回收。
由表2可知,該礦石中鐵元素主要賦存在磁鐵礦中,分布率為64.31%;其次,碳酸鹽、硅酸鹽中鐵元素含量也較高,分布率分別為14.28%、16.33%,而赤、(褐)鐵礦、硫化物中鐵元素含量較低。由于白云鄂博礦石中含鐵碳酸鹽、硅酸鹽主要存在于鐵白云石、云母、閃石中,難以回收[14-15],故主要回收該礦石中的磁鐵礦。
1.2主要鐵礦物的嵌布狀態
鏡下檢測表明,礦石樣品呈深灰綠色片狀構造,脈石礦物主要為黑云母、角閃石、長石等硅酸鹽礦物,含量約為80%;金屬礦物呈浸染狀-細脈狀構造分布,含量約為20%,主要為磁鐵礦、黃鐵礦、赤鐵礦、方鉛礦及閃鋅礦,少量磁黃鐵礦等。
(1)磁鐵礦。含量約為10%,半自形-它形粒狀結構分布于透明礦物中,受構造應力作用,礦物顆粒具定向排列,分為粗粒及細粒兩種。可見粗粒磁鐵礦被黃鐵礦、閃鋅礦、方鉛礦及磁黃鐵礦等沿顆粒邊緣及裂隙交代,呈尖角狀結構,局部黃鐵礦及閃鋅礦交代磁鐵礦較為強烈,呈殘余結構或包含結構;細粒磁鐵礦分布于黃鐵礦中,并呈尖角狀交代黃鐵礦,粒徑為0.002~0.2mm。
(2)黃鐵礦。含量約為5%,它形粒狀結構,可分為兩種:一是早期黃鐵礦,分布于透明礦物顆粒裂隙及間隙中,構造應力作用下呈定向結構,可見其尖角狀、細脈狀交代粗粒磁鐵礦,局部包裹粗粒磁鐵礦顆粒呈包含結構,或被方鉛礦及細粒磁鐵礦沿其裂隙交代呈尖角狀結構;二是晚期黃鐵礦沿閃鋅礦顆粒邊緣及交代分布呈尖角狀結構或鑲邊結構,粒徑為0.01~0.6mm。
(3)赤鐵礦。含量約為2%,呈半自形-自形粒狀結構分布于透明礦物中,可見其針狀自形晶體截面,長軸定向分布,顆粒粒徑為0.01~0.2mm
(4)磁黃鐵礦。少量,呈不規則粒狀,沿磁鐵礦及閃鋅礦等顆粒邊緣及裂隙交代呈尖角狀結構,粒徑為0.002~0.06mm。
2試驗結果與討論
2.1干式拋尾試驗
為提高該礦石的入選品位,減少入磨礦石量,降低磨礦成本,同時增加工藝流程的處理能力,采用磁輥筒(BXФ400mm)對原礦直接進行弱磁選干式拋尾試驗。
2.1.1一段拋尾試驗
原礦樣為粒度-178mm的塊狀,采用控制磁輥筒轉速的方法調節拋尾的礦石量,難以操作。因此,根據生產現場實踐經驗,直接進行一段拋尾試驗,磁輥筒轉速為2.2r/s,磁場強度為120mT,結果見表3。
由表3可知,通過一段拋尾后,該礦石鐵品位由25.78%提高至30.70%,回收率為74.46%,可拋除產率、品位分別為37.47%、17.52%的尾礦;由于拋除尾礦鐵品位相對較高,因此,鐵元素損失率達25.54%。
2.1.2二段拋尾試驗
一段干選精礦和尾礦產品經顎式破碎機(XPC-200×150mm、XPC-100×60mm)粗、中碎至-15mm后,在磁場強度為120mT時,考察磁輥筒轉速對二段拋尾效果的影響,結果如圖1所示。
由圖1可知,隨著磁輥筒轉速的增加,一段拋尾精礦和尾礦經二段拋尾后,鐵精礦品位均逐漸升高,而回收率則逐漸下降。綜合考慮,二段拋尾時適宜的磁輥筒轉速均確定為2.4r/s,后續拋尾試驗磁輥筒均采用此轉速。此時,一段拋尾精礦經二段拋尾后,精礦品位、作業回收率分別為32.69%、91.37%;一段拋尾尾礦經二段拋尾后,精礦品位、作業回收率分別為19.22%、27.57%。
2.1.3拋尾平行試驗
為降低拋尾尾礦的品位,減少鐵元素的損失率,原礦直接經過弱磁選得到精礦和尾礦,再經同樣的破碎處理條件進行再次拋尾試驗,如圖2所示,即每次拋尾所得精礦與尾礦都進行平行拋尾試驗,磁選場強為120mT,結果見表4。
由表4可知,經三段拋尾后,原礦鐵品位提高至36.85%,回收率為58.38%,可拋除產率59.16%的尾礦,拋尾效果明顯;一段拋尾尾礦1再經過二段拋尾后獲得精礦6,鐵品位為19.90%,回收率為3.44%,相對原礦回收率較低,而且精礦品位不高,但卻增加破碎處理量37.47%,從節約成本的角度出發,尾礦1繼續破碎磁選作業是不經濟的;而尾礦2再經過一段拋尾后獲得精礦5,鐵品位為21.81%,回收率為2.01%,相對原礦回收率太低,而精礦品位也不太理想,故對尾礦2繼續進行破碎-拋尾意義不大。綜上所述,對一段拋尾尾礦1和二段拋尾尾礦2不繼續進行破碎-拋尾。
2.1.4拋尾粒度試驗
考察拋尾粒度對拋尾效果的影響,根據圖2,原礦樣品直接拋尾看作第一種粒度的拋尾;第二種粒度的拋尾則是在第一種粒度拋尾試驗的基礎上,分別將第一次拋尾的精礦1和尾礦1進行破碎和拋尾富集,其結果是把精礦2和精礦3合并為第二粒度拋尾后的精礦,相應地把尾礦2和尾礦3合并成拋尾后的尾礦;第三粒度拋尾的結果按照第二粒度的方法類推,磁場強度為120mT,試驗結果如圖3所示。
由圖3可知,隨著拋尾粒度的減小,原礦鐵品位逐漸提高,但提升幅度不大;而回收率和產率卻顯著下降;當拋尾粒度減小至-4mm時,鐵品位提高至33.83%,回收率降至65.51%。為了盡可能拋除尾礦,提高鐵品位,確定適宜的拋尾粒度為-4mm。
2.1.5拋尾段數試驗
為考察拋尾段數對拋尾效果的影響,直接將礦樣破碎至相應粒度后拋尾,對所獲得的精礦再破碎至下一段拋尾相應粒度后拋尾,依此類推,進行不同拋尾段數的對比試驗,磁場強度為120mT,結果見表5。
由表5可知,原礦經一段拋尾后,可拋除產率為50.35%,品位為17.82%的尾礦,鐵損失率為34.81%,而鐵品位可提高至33.85%,總體拋尾效果明顯,但是粗碎和中細碎的處理量比較大;原礦經二段拋尾后,鐵品位提高至34.99%、回收率為60.81%,與一段拋尾相比鐵品位提高了1.14個百分點,回收率下降了4.38個百分點,但細碎處理量可減少37.02%,能耗降低明顯,故采用兩段拋尾是有必要的;原礦經三段拋尾后,鐵品位提高至36.85%,回收率為58.38%,與兩段拋尾流程相比,鐵品位只提高了1.86個百分點,而產率和回收率分別下降4.56個百分點、2.43個百分點,但是粗碎處理量減少37.47%,破碎能耗的減少雖可以抵消增加工藝的成本,但是生產管理較復雜;另外,三段拋尾時,在第二段-15mm粒度下拋尾所得到的精礦指標與二段拋尾流程所得的精礦指標相比較,雖然鐵品位降低2.29個百分點,但產率和回收率卻分別高出8.29、7.29個百分點,而且可降低約37.47%的粗碎處理量。綜合考慮,采用兩段拋尾的工藝流程,拋尾粒度分別為-200mm、-15mm;此時,可拋除產率46.31%的尾礦,鐵損失率為31.90%。
2.2粗磨-弱磁選試驗
根據上述干式拋尾試驗結果可知,原礦經過拋尾后,可以大幅度地降低后續磨礦作業量,對降低磨礦成本具有重要意義。但是精礦品位達不到生產利用的要求,因此,對拋尾精礦進行對輥(XPSФ250mm×150mm)處理,模擬工業生產的粗磨過程,控制粒度為-2mm(-0.074mm含量占31.20%),采用濕式弱磁選機(CRIMMФ400×300)進行粗磨-弱磁選試驗,磁場強度為120mT,結果見表6。
由表6可知,干式拋尾精礦經過粗磨-弱磁選后,可拋除產率為41.81%的尾礦,而鐵損失率高達17.89%;但獲得的鐵精礦品位僅為46.14%,仍不能滿足生產要求,因此,需要對精礦進行細磨再磁選。
2.3細磨-弱磁選試驗
考察磨礦細度對弱磁選效果的影響,進行了磨礦細度試驗,磁場強度為120mT,結果如圖4所示。
由圖4可知,當磨礦細度-0.074mm含量增加至86.90%時,精礦鐵品位逐漸提高至66.53%,作業回收率緩慢降至86.48%;再繼續增加磨礦細度,作業回收率呈大幅降低的趨勢。綜合考慮,適宜的磨礦細度確定為-0.074mm含量占86.90%。
2.4全流程試驗
在礦石性質、干式拋尾、粗磨-弱磁選和細磨-弱磁選試驗的基礎上,按圖5所示流程進行了全流程試驗,結果見表7。
由表7可知,該礦石在TFe品位為25.78%的條件下,經過兩段干式和粗磨-弱磁選后,可拋除產率68.76%的尾礦,TFe和MFe損失率分別為44.10%、23.76%;粗磨-弱磁選精礦再經細磨-弱磁選后,可拋除產率12.44%的尾礦,TFe和MFe損失率分別為7.36%、1.43%,最終獲得了TFe品位為66.56%的合格鐵精礦,但回收率僅為48.54%,這主要與強磁性礦物的含量較低和復雜的白云鄂博礦石性質有關。
3結論
(1)該礦石中TFe含量為25.78%,屬于低品位閃石型鐵礦石,主要的鐵礦物為磁鐵礦,分布率為64.31%;
(2)原礦經過兩段干式拋尾后,TFe品位提高至32.70%,可拋除產率46.31%的尾礦,鐵損失率為31.90%,有效減少了礦石的入磨量;
(3)拋尾后的粗精礦經兩段濕式弱磁選后,可獲得TFe品位66.56%、回收率48.54%、MFe回收率74.81%的鐵精礦。
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