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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