吳 紅 王小玉 劉 軍 張 永
(1.安徽馬鋼張莊礦業(yè)有限責(zé)任公司,安徽六安237484;2.安徽馬鋼羅河礦業(yè)有限責(zé)任公司,安徽合肥231562;3.中鋼集團(tuán)馬鞍山礦山研究總院股份有限公司,安徽馬鞍山243000)
近年來,鐵礦石價格的上漲為微細(xì)粒難選鐵礦石的開發(fā)利用創(chuàng)造了良好的外部條件。
目前,微細(xì)粒難選鐵礦石的常規(guī)選礦,細(xì)磨深選是基本思路[1-3]。細(xì)磨往往體現(xiàn)在塔磨機(jī)等高效磨礦和細(xì)篩與旋流器等高效分級設(shè)備的使用上;深選則主要體現(xiàn)在通過采用新型高效弱磁選、強磁選、浮選和混合力場分選設(shè)備,以及采用新型高效選礦藥劑,實現(xiàn)鐵礦物的高效、精準(zhǔn)、充分回收。
山西某微細(xì)粒難選鐵礦石生產(chǎn)指標(biāo)不理想,為了解決該問題,開展了選礦工藝優(yōu)化研究。
試驗礦樣取自生產(chǎn)現(xiàn)場,屬鞍山式沉積變質(zhì)型鐵礦石,礦石類型多、硬度高、成分復(fù)雜,鐵礦物嵌布粒度微細(xì),磨選難度大。將試樣破碎至-2 mm,對其進(jìn)行化學(xué)成分和鐵物相分析,結(jié)果分別見表1、表2。
由表1可知,試樣鐵品位為30.60%,主要雜質(zhì)成分SiO2含量為51.32%,有害成分S、P含量均較低。
由表2可知,試樣中鐵主要以赤鐵礦的形式存在,其次為磁鐵礦、假象赤鐵礦,三者累計分布率為95.17%。
通過顯微鏡對試樣中鐵礦物的嵌布特征進(jìn)行分析,結(jié)果見圖1。
由圖1可知,試樣中鐵礦物嵌布粒度微細(xì)(<0.02 mm),主要嵌布形式有:①不規(guī)則浸染狀、稀疏浸染狀嵌布于以石英為主的脈石礦物中;②浸染狀沿石英粒間充填;③鱗片狀、絲狀浸染嵌布。結(jié)果表明,試樣中微細(xì)粒鐵礦物與脈石礦物嵌布復(fù)雜,分離難度極大,需細(xì)磨才能獲得合格的鐵精礦產(chǎn)品。
該鐵礦石資源的開發(fā)利用工藝研究歷時數(shù)十年,最終確定的工藝流程為階段磨礦—弱磁選—強磁選—陰離子反浮選工藝流程,在磨礦細(xì)度為-0.076 mm占85%的條件下,依次經(jīng)過弱磁選(143 kA/m)和強磁選(796 kA/m),弱磁選和強磁選混合精礦再磨細(xì)度為-0.038 mm占85%的條件下,先濃縮脫泥,再1粗1精3掃反浮選,最終獲得鐵品位大于65%、鐵回收率大于70%的鐵精礦[4-8]。
受現(xiàn)場裝備水平、藥劑制度、技術(shù)條件的影響,現(xiàn)流程暴露出兩大突出問題[9]:①強磁選尾礦鐵品位達(dá)11%~12%,鐵損失率大于15%;②絮凝劑濃縮脫泥的回水再利用影響反浮選效果,導(dǎo)致浮選尾礦鐵品位偏高(一般為20%~22%),其中-20 μm粒級鐵品位約為35%,占浮選尾礦鐵總量的72%左右。
近年來,立環(huán)脈動高梯度磁選機(jī)技術(shù)水平有了長足的進(jìn)步,其背景磁感應(yīng)強度可達(dá)1.5~1.8 T[10],對微細(xì)粒級鐵礦物的回收能力大大增強[11-12]。為解決該微細(xì)粒難選鐵礦石選別過程中強磁選尾礦鐵品位高、浮選指標(biāo)不佳等問題,通過優(yōu)化一段強磁選磁場強度,并對二段細(xì)磨產(chǎn)品采用弱磁選—強磁選拋尾來取代絮凝脫泥,以確定適宜的選礦工藝流程,為現(xiàn)場技術(shù)改造提供參考。
弱磁選試驗設(shè)備為φ400 mm×300 mm電磁筒式磁選機(jī);強磁選試驗設(shè)備為SLon-750立環(huán)脈動高梯度磁選機(jī),磁介質(zhì)棒直徑為2 mm,轉(zhuǎn)環(huán)轉(zhuǎn)速為2 r/min,脈動沖次為186次/min;浮選試驗設(shè)備為XFDⅢ型單槽浮選機(jī)。
浮選試驗中使用的NaOH、淀粉、CaO為南京化學(xué)試劑股份有限公司生產(chǎn)的工業(yè)純試劑,RA-915為本鋼礦業(yè)公司南芬選礦廠生產(chǎn)的工業(yè)純試劑。
為確定適宜的一段強磁選磁場強度,固定一段弱磁選磁場強度為143 kA/m,在磨礦細(xì)度為-0.076 mm占85%的條件下,考察一段強磁選磁場強度對產(chǎn)品指標(biāo)的影響,結(jié)果見表3。
由表3可知,隨著一段強磁選磁場強度的增加,一段強磁選精礦鐵品位及尾礦鐵品位均降低,強磁選精礦鐵回收率提高,綜合考慮,確定一段強磁選磁場強度為1 114 kA/m。
為降低絮凝劑及礦泥對浮選指標(biāo)產(chǎn)生的不利影響,本試驗對二段磨礦產(chǎn)品采用二段弱磁選—強磁選拋尾來取代原流程的絮凝脫泥。
為確定適宜的二段強磁選磁場強度,以一段弱磁選—強磁選混合精礦為給礦,固定二段弱磁選磁場強度為143 kA/m,在二段磨礦細(xì)度為-0.038 mm占85%的條件下,考察二段強磁選磁場強度對產(chǎn)品指標(biāo)的影響,結(jié)果見表4。
由表4可知,增大二段強磁選磁場強度后,二段強磁選別指標(biāo)相差不大,為了保證反浮選給礦入浮品位,確定二段強磁選磁場強度為637 kA/m。
對二段強磁選給礦、二段強磁選精礦、二段強磁選尾礦分別進(jìn)行粒度分析,結(jié)果分別見表5~表7。
由表5~表7可知,二段強磁選給礦-10 μm粒級含量為27.22%,-20 μm粒級含量為48.79%;二段強磁選精礦-10 μm粒級含量為22.19%,-20 μm粒級含量為44.21%;二段強磁選尾礦-10 μm粒級含量為37.95%,-20 μm粒級含量為59.80%。結(jié)果表明,入浮前采用弱磁選—強磁選進(jìn)行拋尾、脫泥具有可行性。
4.3.1 RA-915用量試驗
采用“1粗1精”試驗流程,固定1次精選RA-915用量為150 g/t,在1次粗選浮選濃度為25%、溫度為30℃的條件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,考察 RA-915用量對浮選指標(biāo)的影響,中礦和粗選尾礦合并為尾礦,試驗結(jié)果見表8。
由表8可知,隨著粗選RA-915用量增加,浮選精礦鐵品位升高,鐵作業(yè)回收率降低;當(dāng)粗選RA-915用量為900 g/t時,浮選精礦鐵品位達(dá)到66.53%。綜合考慮,確定粗選RA-915用量為900 g/t。
4.3.2 閉路試驗
采用1粗1精3掃試驗流程,進(jìn)行閉路浮選試驗,具體流程見圖2,結(jié)果見表9。
由表9可知,經(jīng)1粗1精3掃閉路浮選試驗,可獲得浮選鐵精礦鐵品位66.13%、鐵回收率88.44%的良好指標(biāo)。
根據(jù)上述試驗結(jié)果,計算并繪制全流程試驗數(shù)質(zhì)量流程圖,結(jié)果見圖3。
(1)某微細(xì)粒鐵礦石主要回收成分鐵品位為30.60%,主要雜質(zhì)成分SiO2含量為51.32%,有害成分S、P含量均較低;鐵主要以赤鐵礦的形式存在,其次為磁鐵礦、假象赤鐵礦,三者累計分布率為95.17%;微細(xì)粒鐵礦物與脈石礦物嵌布復(fù)雜,分離難度極大。
(2)在磨礦細(xì)度為-0.076 mm占85%的條件下,經(jīng)過一段弱磁選—強磁選,磁場強度分別為143 kA/m、1 114 kA/m,強磁選尾礦鐵品位低至6.18%,鐵回收率損失僅4.82%。
(3)采用弱磁選—強磁選替代原絮凝脫泥工藝,在二段磨礦細(xì)度為-0.038 mm占85%的條件下,經(jīng)過二段弱磁選—強磁選,磁場強度分別為143 kA/m、637 kA/m,二段強磁選精礦-10 μm粒級含量為22.19%,-20 μm粒級含量為44.21%,相比二段強磁選給礦分別降低了5.03個百分點、4.58個百分點。此外,浮選給礦(由二段弱磁選、強磁選精礦合并)鐵品位可由39.90%大幅提高到48.36%,降低了浮選提質(zhì)降雜的難度。
(4)采用1粗1精3掃閉路浮選流程,在1次粗選浮選濃度為25%、溫度為30℃的條件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉 1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗選、精選用量用量分別為900 g/t、150 g/t,最終可獲得鐵品位66.13%、鐵回收率88.44%的浮選鐵精礦,浮選尾礦鐵品位僅為15.83%。