某褐铁矿可选性试验报告

一、前言

某铁矿试样是由送样方自行采取，于二00八年七月送至我矿产研究所进行可选性试验。我们针对该矿样的性质进行了不同的选矿试验方法，最终所获试验结果见表1。

表1 选矿试验最终结果

矿点

矿样名称

试验方法

试验主要技术条件

试验指标

精矿产率（％）

TFe品位（％）

回收率（％）

联合水库

褐铁矿

原矿还原焙烧

磨矿细度：－200目含量68.50％

焙烧温度：800℃

还原剂用量：15％

焙烧时间：1.5h

磁场强度：167mT

54.60

55.08

65.91

通过试验证明如下：

1.该褐铁矿经过原矿还原磁化焙烧，采用湿式弱磁选的选矿方法，最终产品可达到《铁精矿质量标准》代号H55Ⅰ类产品的要求。

2.采用昭通煤粉通过最适宜的综合条件，可以获得与我们用古蔺石宝煤粉相同的TFe品位和选矿技术指标，完全可以用昭通煤粉（送样者自行采取）进行工业生产。

二、褐铁矿的选矿试验

（一）试验样品的采取与制备

选矿试样是由送样方从该褐铁矿山上采取送至我矿研所供试验用。我单位根据送样方的要求，立即组织有关试验工作人员对所送试验样品进行选取岩矿鉴定样和选矿试验前的破碎、混匀缩分工作。其破碎、缩分流程见图1。

图1 试验样品破碎、缩分流程

（二）原矿X荧光光谱分析

原矿样品光谱分析结果见表2。

表2 原矿光谱分析结果

项目	Fe₂O₃	MgO	Al₂O₃	SiO₂	P₂O₅	S	K₂O	CaO	TiO₂	PbO
含量（％）	61.28	2.13	10.15	16.63	0.178	0.0259	0.0580	0.279	4.98	0.0124
项目	V₂O₅	Cr₂O₃	MnO	Co₃O₄	NiO	CuO	ZnO	As₂O₃	ZrO₂	SnO₂
含量（％）	0.106	0.0126	0.222	0.0135	0.0148	0.0506	0.0309	0.0029	0.264	0.0016

从表2中可以看出：该褐铁矿含Fe₂O₃61.28％、Al₂O₃10.15％、SiO₂16.63％、CaO0.279％、TiO₂4.98％，其它有害杂质如S、P、Cu、Pb、Zn、Sn、As含量都很低。

（三）原矿化学多项分析

原矿化学多项分析结果见表3。

表3 原矿化学多项分析结果

项目	TFe	TS	P	SiO₂	CaO
含量（％）	45.63	0.020	0.010	12.18	0.164

从表3中原矿多项分析结果可以看出：该褐铁矿中回收的主要元素是Fe，其含量TFe为45.63％，其它含量如TS0.020％、P0.010％、SiO₂12.18％、CaO0.164％。主要脉石成分为SiO₂和Al₂O₃等。

（四）原矿矿石特征及矿物组成

矿石特征：褐色、块状，较致密。

组成及其百分含量：褐铁矿，70～80％；粘土，20～30％；石英，少量。

岩石主要由褐铁矿组成，另有部分粘土和少量石英。

褐铁矿：呈土状、豆状集合体，其中呈豆状者硬度较高，粒度大小不一，多为0.01～5mm不等，主要为赤铁矿、针铁矿组成。呈土状者硬度较低，分布于豆状者周围。

粘土：多呈细小鳞片状、隐晶质集合体，与褐铁矿相混，较难区分。

石英：少量，粒度多小于0.1mm，多呈细小它形粒状，分布不均。

（五）原矿还原焙烧湿式弱磁选试验

磁化焙烧——磨矿——磁选是由还原焙烧和湿式弱磁选两部分工艺组成。磁化还原焙烧是一种利用热化学处理该类氧化铁矿物如赤铁矿、褐铁矿等的有效方法。它能使弱磁性的氧化铁矿物（Fe₂O₃）转变为强磁性的氧化铁矿物（Fe₃O₄）。经过磁化还原焙烧的矿石用最经济的有效的弱磁场磁选法处理，是使铁矿和脉石矿物得到有效的分离，达到选别富集的目的。其磁化还原焙烧的化学反应如下：

3Fe₂O₃+C＝2Fe₃O₄+CO↑

因还原焙烧试验所加煤粉数量不等，为判别试验结果优劣，采用如下计算方法：各个试验精矿量对原矿500g计算产率，尾矿产率为100％减精矿产率。精矿TFe品位按实际化学分析数值计，尾矿品位按原矿金属量减精矿金属量除以尾矿产率计算而得。

1.原矿磨矿细度试验

为了查明该褐铁矿经磁化还原焙烧后，磁选精矿指标与矿石磨矿解离度的关系，从而确定适宜的磨矿细度以期获得最佳的铁精矿指标，则对原矿试样进行了不同的磨矿细度磁选试验。试验流程见图2，试验结果见表4。

图2 原矿还原焙烧湿式弱磁选试验流程

从表4中可以看出：随着磨矿细度－200目含量的增加，精矿产率和回收率均逐渐下降，但精矿品位TFe含量都很接近，均在51.04％～52.34％左右，综合考虑，我们选取－200目68.50％的磨矿细度进行后续条件试验。

表4 磨矿细度试验结果

磨矿细度（－200目％）	产品名称	产率（％）	TFe品位（％）	回收率（％）	备注
52.40	精矿	72.06	51.04	80.60	焙烧温度750℃、焙烧时间1.5h、煤粉用量15％、粗选磁场强度167mT
	尾矿	27.94	31.68	19.40
	原矿	100.00	45.630	100.00
68.50	精矿	69.40	51.73	78.68
	尾矿	30.60	31.79	21.32
	原矿	100.00	45.630	100.00
89.50	精矿	66.16	52.25	75.76
	尾矿	33.84	32.69	24.24
	原矿	100.00	45.631	100.00
93.30	精矿	63.20	52.34	72.49
	尾矿	36.80	34.11	27.51
	原矿	100.00	45.632	100.00

2.还原焙烧温度试验

针对原矿在磁化还原焙烧过程中，焙烧温度是极其重要的影响因素之一，温度过高过低都对铁矿石磁化焙烧不利，所以进行了该褐铁矿石的温度条件试验，还原焙烧温度条件试验流程见图2，试验结果见表5。

从表5中试验结果可以看出：焙烧温度的高低对该褐铁矿有很大的影响，随着焙烧温度的增高，精矿产率和回收率都提高，精矿中的TFe品位从50.66％提高到51.73％；当焙烧温度增高到800℃以上时，精矿产率和回收率都急剧下降，但精矿中的TFe品位却继续提高，从55.08％上增到59.50％。综合各方面因素条件，我们选择还原焙烧温度为800℃为宜，进行后续条件试验。

表5 还原焙烧温度试验结果

焙烧温度（℃）	产品名称	产率（％）	TFe品位（％）	回收率（％）	备注
700	精矿	63.28	50.66	70.26	磨矿细度－200目68.50％，焙烧时间1.5h、煤粉用量15％、粗选磁场强度167mT
	尾矿	36.72	36.96	29.74
	原矿	100.00	45.630	100.00
750	精矿	69.40	51.73	78.68
	尾矿	30.60	31.79	21.32
	原矿	100.00	45.630	100.00
800	精矿	54.60	55.08	65.91
	尾矿	45.40	34.26	34.09
	原矿	100.00	45.628	100.00
850	精矿	27.60	57.95	35.05
	尾矿	72.40	40.93	64.95
	原矿	100.00	45.627	100.00
900	精矿	12.52	59.53	16.33
	尾矿	87.48	43.64	83.67
	原矿	100.00	45.629	100.00

3.还原焙烧时间试验

为了综合考虑能源的消耗，适宜的还原焙烧时间，必须进行还原焙烧时间条件试验。焙烧时间工艺流程见图2，试验结果见表6。

从表6中可以看出：随着焙烧时间的增加，精矿产率和回收率都提高，当焙烧时间达到2.0h的精矿产率和回收率反而下降，说明该矿石的最适宜的焙烧时间为1.5h就足够了。所以我们选择该褐铁矿适宜的焙烧时间为1.5h。

4.还原剂（煤粉）用量试验

还原焙烧时还原剂（煤粉）用量试验流程见图2，试验结果见表7。

表6 还原焙烧时间试验结果

焙烧时间（h）	产品名称	产率（％）	TFe品位（％）	回收率（％）	备注
0.5	精矿	59.80	52.59	68.92	焙烧温度800℃、磨矿细度－200目68.50％、煤粉用量15％、粗选磁场强度167mT
	尾矿	40.20	35.28	31.08
	原矿	100.00	45.632	100.00
1.0	精矿	57.20	54.12	67.85
	尾矿	42.80	34.28	32.15
	原矿	100.00	45.629	100.00
1.5	精矿	54.60	55.08	65.91
	尾矿	45.40	34.26	34.09
	原矿	100.00	45.628	100.00
2.0	精矿	51.40	55.44	62.45
	尾矿	48.60	35.26	37.55
	原矿	100.00	45.632	100.00

表7 还原剂（煤粉）用量试验结果

还原剂用量（％）	产品名称	产率（％）	TFe品位（％）	回收率（％）	备注
5	精矿	60.86	52.26	69.70	焙烧温度800℃、焙烧时间1.5h、磨矿细度－200目68.50％、粗选磁场强度167mT
	尾矿	39.14	35.32	30.30
	原矿	100.00	45.629	100.00
10	精矿	56.50	54.09	66.98
	尾矿	43.50	34.64	33.02
	原矿	100.00	45.629	100.00
15	精矿	54.60	55.08	65.91
	尾矿	45.40	34.26	34.09
	原矿	100.00	45.628	100.00
20	精矿	47.20	56.01	57.94
	尾矿	52.80	36.35	42.06
	原矿	100.00	45.630	100.00

从表7中试验结果可以看出：随着还原剂（煤粉）用量的增加，精矿产率和回收率都提高，铁精矿中TFe品位含量也不断地增高，但煤粉用量达到20％时，虽然精矿中TFe品位为56.01％，可是精矿产率和回收率却大幅度的下降，所以我们选择还原剂（煤粉）15％为适宜的用量条件。

5.采用昭通煤粉还原焙烧试验

为了解昭通煤粉与我单位所用古蔺石宝煤粉在同等试验条件下作对比试验，从中找出有无影响和规律性。试验流程见图2，试验结果见表8。

从表8试验结果可以看出：用昭通煤粉进行还原焙烧，精矿产率和回收率不及古蔺石宝煤粉高，相差不太大，TFe品位几乎是一致的。证明昭通煤粉与古蔺煤粉用量是有差别和影响的。但所选各还原焙烧试验条件还是适宜的。

表8 昭通煤粉还原焙烧用量试验结果

还原剂用量（％）	产品名称	产率（％）	TFe品位（％）	回收率（％）	备注
10	精矿	57.86	54.28	68.82	焙烧温度800℃、焙烧时间1.5h、磨矿细度－200目68.50％、粗选磁场强度167mT
	尾矿	42.14	33.76	31.18
	原矿	100.00	45.632	100.00
15	精矿	41.50	55.03	50.05
	尾矿	58.50	38.96	49.95
	原矿	100.00	45.630	100.00
20	精矿	37.64	56.10	46.28
	尾矿	62.34	39.32	53.72
	原矿	100.00	45.628	100.00

6.还原焙烧综合条件

该褐铁矿经过系统的还原磁化焙烧试验，条件为：磨矿细度－200目含量68.50％；焙烧温度800℃；焙烧时间1.5h；还原剂（煤粉）用量15％；湿式弱磁选粗选强度167mT。还原焙烧综合条件下的试验结果见表9。

表9 还原焙烧综合条件试验结果

产品名称	产率（％）	TFe品位（％）	回收率（％）
精矿	54.60	55.08	65.91
尾矿	45.40	34.26	34.09
原矿	100.00	45.628	100.00

7.磁选粗精矿——脱磁——精选磁场强度试验

我们在还原焙烧适宜的综合条件下进行还原焙烧得出焙砂，经磨矿、湿式弱磁粗选，磁选粗精矿——脱磁——精选磁场强度试验，流程见图3，试验结果见表10。

从表10中可以看出，磁选粗精矿经脱磁后再进行精选，精选的磁场强度对选别效果具有较大的影响。比较各条件下的精矿产率、品位、回收率，精选的磁场强度定为80mT较为合适。该条件下铁精矿的产率为38.86％，TFe品位为57.44％，回收率为48.92％。

表10 磁粗精矿——脱磁——精选磁场强度试验结果

精选磁场强度（mT）	产品名称	产率（％）	TFe品位（％）	回收率（％）	备注
117	精矿	46.00	56.04	56.49	焙烧温度800℃、焙烧时间1.5h、还原剂用量15％、磨矿细度－200目68.50％、粗选磁场强度167mT
	中矿	7.54	39.24	6.49
	尾矿	46.46	36.36	37.02
	原矿	100.00	45.631	100.00
100	精矿	41.80	56.33	51.60
	中矿	8.70	46.97	8.96
	尾矿	49.50	36.36	39.44
	原矿	100.00	45.630	100.00
80	精矿	38.86	57.44	48.92
	中矿	12.40	45.06	12.24
	尾矿	48.74	36.36	38.84
	原矿	100.00	45.631	100.00

本表的磁粗选尾矿均在同一操作条件下得出的，所以TFe品位皆为36.36％。

图3 磁粗精矿——脱磁——精选磁场强度试验流程

8.磁选中矿和尾矿的再磨再选试验

为了提高矿石中有用矿物的回收率，我们将磁选中矿和尾矿合并进行再磨再选试验。再磨再选试验流程见图4，试验结果见表11。

表11 磁选中矿和尾矿再磨再选试验结果

试验方法	产品名称	产率（％）		TFe品位（％）	回收率（％）		备注
试验方法	产品名称	对作业	对原矿	TFe品位（％）	对作业	对原矿	备注
磁粗精矿再选	精矿1	－	38.86	57.44	－	48.92	见表10，磁场强度80mT
磁选中矿和尾矿再磨再选	精矿2	6.87	4.20	52.47	9.45	4.83	磨矿细度－325目94.60％，磁场强度80mT
	尾矿	93.13	56.94	37.07	90.55	46.25
	给矿	100.00	61.14	38.13	100.00	51.08

图4 磁选中矿和尾矿再磨再选流程图

从表11中试验结果可知：经167mT磁场强度粗选的尾矿和粗精矿脱磁后用80mT磁场强度选出的中矿合并再磨再选，再磨矿细度－325目94.60％的情况下，也只能达到对原矿4.20％的产率和7.90％的回收率，TFe品位52.47％的选别指标，尾矿中的TFe损失率21.16％的结果。

9.磁选尾矿再磨——重选试验

磁选尾矿再磨——重选试验，所用的试验样品为昭通煤粉还原焙烧磁选的尾矿经再磨，用摇床再选试验，试验流程如图5所示，试验结果见表12。

图5 磁选尾矿再磨——重选试验流程

从表12中试验结果可以看出，采用昭通煤粉10％还原焙烧该褐铁矿以验证昭通煤粉用量试验是否正确，另一方面用磁尾矿再磨用重选法选别，看能否得出一部分合格精矿，以减少尾矿中的TFe品位的损失。经验证可获得58.67％的产率和69.79％回收率，TFe品位54.28％的精矿，磁选尾矿再磨用重选法只能得到对原矿9.32％的产率和8.56％的回收率，TFe品位41.91％的结果，尾矿中TFe品位为30.87％的试验结果。

表12 磁选尾矿再磨重选联合选别试验结果

试验方法	产品名称	产率（％）		TFe品位（％）	回收率（％）		备注
试验方法	产品名称	对作业	对原矿	TFe品位（％）	对作业	对原矿	备注
焙烧弱磁选	精矿	58.67	－	54.28	69.79	－	焙烧温度800℃；焙烧时间1.5h；昭通煤粉10％；磨矿细度－200目68.50％；磁场强度167mT；磨矿细度－200目98.34％
	尾矿	41.33	－	33.35	30.21	－
	原矿	100.00	－	45.63	100.00	－
磁尾再磨重选	精矿	22.55	9.32	41.91	28.33	8.56
	尾矿	77.45	32.01	30.87	71.67	21.65
	给矿	100.00	41.33	33.36	100.00	30.21

（六）原矿中性焙烧试验

原矿中性焙烧是将该褐铁矿与空气隔绝加热，在适宜的温度后，使碳酸铁矿物分解生成赤铁矿，本试验主要是烧除二氧化碳和结晶水而提高该矿的品位。中性焙烧工艺流程见图6，试验结果见表13。

图6 原矿中性焙烧试验流程

表13 原矿中性焙烧条件和试验结果

焙烧温度	焙烧时间	烧损率	TFe品位
650℃	2h	4.67％	47.38％

从表13中试验结果可以看出：原矿经中性焙烧后，烧损率不高，为4.67％，中性焙砂化学分析结果47.38％，与原矿相比（45.63％）只提高了1.75％，没有实用性。

（七）原矿——磨矿——脱泥——湿式强磁选试验

原矿——磨矿——脱泥——湿式强磁选试验，其工艺流程见图7，试验结果见表14。

表14 原矿——磨矿——脱泥——湿式强磁选试验结果

产品名称	产率（％）	TFe品位（％）	回收率（％）
精矿	45.70	47.68	47.75
尾矿	39.68	42.29	36.78
矿泥	14.62	48.28	15.47
原矿	100.00	45.630	100.00

图7 原矿——磨矿——脱泥——湿式强磁选试验流程

从表14中试验结果可以看出：在磨矿细度－325目占92.70％的条件下，经过反复多次脱泥，采用湿式强磁选，再精选，其产率45.70％，TFe品位47.68％，回收率47.75％，尾矿中TFe品位42.29％，矿泥中的TFe品位为48.28％，比精矿的TFe品位还高0.60％。证明采用此种方法要想提高精矿的TFe品位也是难实现的。

经过原矿中性焙烧试验和原矿磨矿——脱泥——湿式强磁选试验，证明这两种方法都不能获得良好的技术经济指标。经过比较，我们选取“原矿还原磁化焙烧”试验方法，开发利用该矿。

（八）低品位褐铁矿还原焙烧试验

送样方又于2008年9月2日，自行采取低品位褐铁矿送至矿产研究所，要求对这种类型的褐铁矿进行可选性试验。我们根据采样方的要求，对所采的矿石按图1的破碎、缩分流程制备试验样品，并将试验样按图2的工艺流程最佳试验方案进行还原焙烧和湿式弱磁选试验。试验结果见表15。

从表15中试验结果可以看出：低品位褐铁矿经还原焙烧后，可以获得39.30％的产率和58.84％的回收率，TFe品位49.35％，若经脱磁精选可以达到TFe品位大于50％是不成问题的。

表15 低品位褐铁矿还原焙烧试验结果

产品名称	产率（％）	TFe（％）	回收率（％）	备注
精矿	39.30	49.35	58.84	焙烧温度：800℃；焙烧时间1.5h；昭通煤粉：10％；磨矿细度：－200目68.50％；磁选磁场：167mT
尾矿	60.70	22.35	41.16
原矿	100.00	32.96	100.00

（九）最终产品化学多项分析

最终产品化学多项分析结果见表16。

表16 最终产品化学多项分析

项目	TFe	SiO₂	S	P	Cu	Pb	Zn	As
含量（％）	57.44	8.78	0.012	0.0550	0.025	0.0060	0.028	0.00053

从表16中可以看出：该褐铁矿经还原磁化焙烧，经湿式弱磁粗选——精选别后，铁精矿TFe品位57.44％，SiO₂8.78％，其余的各种杂质含量远低于《铁精矿质量标准》的质量要求，能达到《铁精矿质量标准》代号H55Ⅰ类产品的要求。

三、结语

该褐铁矿试验结果证明：

1.采用原矿中性焙烧，在焙烧温度650℃，焙烧时间2h，烧损率4.67％，TFe品位47.38％，与原矿TFe品位45.63％相比，只提高了1.75％，没有实用性。

2.原矿磨矿——脱泥——湿式强磁选试验，在磨矿细度－325目占92.70％的条件下，经脱泥，湿式强磁选粗选，再精选，精矿TFe品位47.68％，尾矿含铁42.29％，矿泥TFe品位为48.28％。说明采用此种工艺来提高精矿的TFe品位也是难以实现的。

3.经过多种方案、多种试验流程证明该矿适宜于“原矿还原磁化焙烧”后，采用湿式弱磁选工艺，在磨矿细度－200目含量为68.50％的条件下，可获得精矿产率54.60％和回收率65.91％，TFe品位55.08％的选矿技术指标。能达到《铁精矿质量标准》代号H55Ⅰ类产品的要求。

4.我们推荐采用“还原磁化焙烧——磨矿——湿式弱磁选”的选别工艺流程，焙烧温度800℃，焙烧时间1.5h，煤粉用量15％，磨矿细度68.50％～70％之间，采用图2、图3工艺流程进行工业生产是可行的。

5.采用昭通煤粉与古蔺石宝煤粉对还原磁化焙烧没有差别，均可获得同我们用古蔺石宝煤粉相同的TFe品位指标。

6.试验证明，项目所采用的方案对低品位褐铁矿也适用，通过还原磁化焙烧和一段弱磁选，可以得到39.30％的产率和58.84％的回收率，TFe49.35％的试验结果。

7.所选择的选矿工艺流程成熟、简单易行，试验数据真实可靠，该试验报告可作为矿床或地质评价的依据和工业生产利用时之参考依据。

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