某鲕状赤铁矿选矿试验研究

李爱民,高玉德,郭阶庆,韩兆元

1.宁化行洛坑钨矿有限公司,福建宁化365401;2.广东省工业技术研究院(广州有色金属研究院),广东广州510650

某鲕状赤铁矿选矿试验研究

李爱民1,高玉德2,郭阶庆1,韩兆元2

1.宁化行洛坑钨矿有限公司,福建宁化365401;2.广东省工业技术研究院(广州有色金属研究院),广东广州510650

针对微晶赤铁矿与绿泥石、粘土、胶磷矿等构成的鲕状赤铁矿矿石的性质,采用磁选—酸浸联合工艺,当原矿中含 Fe为48.89%,含 P为0.65%时,可获得 Fe品位为55.71%,回收率为60.59%的铁精矿,铁精矿中P的含量降至0.10%.

鲕状赤铁矿;磁选;酸浸

随着我国钢铁工业的高速发展,富铁矿和易选贫铁矿的储量日趋枯竭,贫细杂难处理的赤铁矿比例逐渐增大,其中鲕状赤铁矿是世界上被公认为最难选的铁矿石.由于鲕状赤铁矿嵌布粒度极细,通常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹,且其储量约占全国铁矿石储量的1/9.因此,研究鲕状赤铁矿的综合回收利用具有重要的战略意义.

鲕状赤铁矿为微晶结构,原矿一般含磷较高.因此,提铁降磷是鲕状赤铁矿选矿的一大难题.目前,国内外选别鲕状赤铁矿的工艺主要包括:细磨—选择性絮凝(聚团)—强磁选或浮选,还原焙烧—细磨—选择性絮凝(聚团)—弱磁选或浮选,高梯度磁选,弱磁选—强磁选—反浮选,直接还原法,氯化焙烧—酸浸及磁化焙烧—浸出.本文中采用磁选—酸浸联合工艺回收国内某鲕状赤铁矿,为其他难选鲕状赤铁矿石的回收与利用提供了很好的技术支撑.

1 原矿性质

某鲕状赤铁矿具有微晶赤铁矿与绿泥石、粘土、胶磷矿等构成同心圆状鲕粒,以及少量的胶体状褐铁矿或粘土包含或环绕赤铁矿鲕粒的特点.鲕粒分为富铁鲕粒和贫铁富粘土鲕粒.某鲕状赤铁矿由粉末状赤铁矿和粘土构成量同心圆状结构,其主要成分为铁、硅、铝和磷.矿石的主要矿物为氧化铁矿物、硫化矿物及脉石矿物.氧化铁矿物主要为鲕状赤铁矿,其次为褐铁矿、磁铁矿、粒状赤铁矿;硫化矿物为少量磁黄铁矿;脉石矿物为粘土、石英和少量含铁白云母.

原矿主要元素分析结果列于表1.当原矿磨至粒度小于0.036 mm时,主要矿物含量及铁在各主要矿物中的占有率列于表2.由表1和表2可知,原矿中磷的含量高达0.65%,约83%的铁分布在赤铁矿鲕粒中.由此可知,提铁降磷难度较大.

表1 原矿主要元素分析结果Table 1 Analytical results of the major elements of raw ore

表2 主要矿物含量及铁在各主要矿物中的占有率Table 2 Relative content ofmajorminerals in the raw ore and recovery of iron in eachmajorminerals

2 试验结果及分析

2.1 磨矿细度的确定

表3为不同磨矿细度下分选试验结果.由表3可知,磨矿细度越细,铁精矿品位越高.当将原矿磨至粒度小于0.074 mm时,采用磁选—重选提纯,获得的铁精矿品位为56.85%;当粒度小于0.036 mm时,铁精矿品位为58.88%.这是由于鲕状赤铁矿的特殊结构,无论原矿粒度磨至多细,也极难将鲕粒中的铁与粘土分离.

表4为分级机溢流产品筛析结果.由表4可知,磨矿细度-0.074 mm占86.53%,采用物理选矿方法获得的铁精矿品位难以达到56.85%.

表3 不同磨矿细度分选试验结果Table 3 Separation results of different grinding fineness

表4 分级机溢流产品筛析结果Table 4 Screening results of classifier’s overflow p roduct

该鲕状赤铁矿易泥化,为了减轻过磨,同时考虑到生产成本及现有的选矿技术条件,本次试验磨矿拟用棒磨机,并与螺旋分级机形成闭路,磨矿细度控制在-0.074 mm占85%左右.

2.2 磁选试验研究

目前,分离鲕状赤铁与脉石常用的设备为高梯度磁选机,为了避免强磁性矿物堵塞高梯度磁选机筛网,通常在高梯度磁选作业前增加弱磁选作业.本文磁选试验采用弱磁选—高梯度强磁粗选—高梯度强磁扫选工艺.图1为磁选试验工艺流程示意图,其中高梯度磁选试验选用SSS-Φ145型周期式高梯度磁选机,磁场强度为0.8 T;弱磁选选用 ZCT-0403型筒式磁选机,磁场强度为0.2 T.在磨矿细度为-0.074 mm约占85%的条件下,选别结果列于表5.

由表 5可知,强磁粗精矿中 Fe品位为51.97%、含P为0.37%,Fe的回收率为65.93%.为了提高磁选精矿品位,对强磁选粗精矿进行强磁精选,其磁场强度为0.4 T.强磁精选所获得的铁精矿品位为54.79%,但回收率却降至13.18%.试验结果表明:采用单一磁选工艺很难提高铁精矿品位,需采用联合工艺流程;该矿石强磁性矿物较少,弱磁选作业可省略.

图1 磁选工艺流程示意图Fig.1 Flow sheet of magnetic separation p rocess

2.3 酸浸试验研究

为了进一步提高铁精矿品位,降低铁精矿的含磷量,对磁选粗精矿进行不同工艺条件下酸浸试验研究,酸浸所选用的酸分别为硫酸、硝酸及盐酸,试验结果列于表6.由表6可知,当酸浸给矿铁品位为51.42%时,在酸浓度、浸出时间、固液比相同的条件下,盐酸的浸出效果最佳,经盐酸酸浸后可获得铁精矿品位为55.58%,酸浸作业回收率为99.17%,铁精矿中含P量降至0.10%.同时还对未经细磨与细磨后的磁选粗精矿的盐酸浸出效果进行了对比,发现两者差异不大,表明磁选粗精矿无需再磨,可直接酸浸.

表5 磁选试验结果Table 5 Results ofmagnetic experiment

表6 磁选粗精矿酸浸试验结果Table 6 Experimental results of acid leaching onmagnetic rough concentrate

2.4 磁选—酸浸联合工艺试验

根据鲕状赤铁矿的探索试验结果,最终选择采用磁选—酸浸联合工艺进行选别.在满足酸浸品位的前提下,尽可能提高磁选作业回收率,所以将强磁精选磁场强度提高至0.7 T.酸浸工艺条件为盐酸浓度10%,浸出时间1 h,固液比1∶1.图2为磁选—酸浸联合工艺流程示意图,试验结果列于表7.通过磁选—酸浸联合工艺试验,相对于原矿最终获得产率为53.17%,Fe品位为55.71%,含 P为 0.10%,Fe回收率为60.59%的铁精矿.

图2 磁选-酸浸联合工艺流程Fig.2 Joint p rocess flow sheet of magnetic separation and acid leaching

表7 磁选—酸浸联合工艺试验结果Table 7 Experimental results of joint p rocess ofmagnetic separation and acid leaching

3 结 论

(1)由微晶赤铁矿与绿泥石、粘土、胶磷矿等构成同心圆状以及少量的胶体状褐铁矿或粘土包含或环绕的某鲕状赤铁矿,原矿中磷的含量高达0.65%,约83%的铁分布在赤铁矿鲕粒中,提铁降磷难度较大.

(2)当鲕状赤铁矿原矿Fe品位为48.89%,含P为0.65%时,采用磁选—酸浸联合工艺,可获得相对于原矿产率为53.17%,Fe品位为55.71%,含 P量为0.10%,Fe回收率为60.59%的铁精矿.

Separability study on an oolitic hematite ore

L IAimin1,GAO Yude2,GUO Jieqing1,HAN Zhaoyuan2
1.N inghua X ing luokeng Tungsten M ining Co.,L TD,N inghua 365401,China;2.Guangdong Genera l Research Institute of Industrial Technology(Guangzhou Research Institute of N on-ferrous M etals),Guangzhou 510650,China

In view of ore p roperties of oolitic hematite consisting of microcrystalline hematite and chlorite,clay and glue phosphate,a joint p rocess of magnetic separation and acid leaching was adop ted for recovering iron.When Fe content of the feed was 48.89%and P 0.65%,the iron concentrate w ith grade(Fe)55.71%and recovery(Fe)60.59%w as gained and the content of P in iron concentrate w as dow n to 0.10%by the joint p rocess.

oolitic hematite;magnetic separation;acid leaching

TD981

A

1673-9981(2011)02-0150-04

2010-10-15

李爱民(1965—),男,湖南岳阳人,工程师,学士.