由于鉻鐵礦石品位低, 尾礦量大, 為節(jié)省設(shè)備及占地面積, 重點從預(yù)先拋尾方面入手, 對拋尾工藝及設(shè)備進行選擇。采用強磁選拋尾- 搖床精選工藝及螺旋溜槽拋尾- 搖床精選工藝均能得到較理想的選別效果。
某鉻鐵礦選礦廠現(xiàn)處理鉻品位(Cr2O3) 32%以上的富礦, 采用全搖床分級選別工藝, 可以得到Cr2O3 43%以上的鉻精礦。隨著資源的日益減少, 貧礦的回收利用也提到了議事日程。該礦附近還有不同品位(Cr2O35～30%) 的貧鉻鐵礦, 為了為以后充分利用資源提供依據(jù), 我們對該礦貧鉻鐵礦進行了選礦工藝及設(shè)備的選擇研究, 對鉻品位為8%左右的貧鉻鐵礦進行了四種流程、三種設(shè)備的選擇。在不同的選礦流程及工藝下均取得了比較理想的選別指標。其中強磁選拋尾- 搖床全粒級分選流程指標相對較好, 在- 200 目60%的磨礦粒度下, 可得到精礦品位39.98%、產(chǎn)率13.28%、鉻回收率64.74%的較好指標, 精礦中SiO2 含量為4.07%。
1 原礦多元素化學分析
從化學分析結(jié)果看, 礦石中目的元素鉻的含量較低, 只有8.19%, 屬貧鉻礦石, 需經(jīng)選礦富集后才能入爐冶煉。其它金屬元素Mg 含量也相對較高, 為36.10%, 若成單獨礦物存在, 應(yīng)考慮綜合回收利用。主要脈石成分為SiO2, 含量高達30.55%, 其它成分含量均較低, Al2O3 含量僅為1.78%, 但是如果Al3+與Cr3+呈類質(zhì)同象存在, 則在選礦過程中富集鉻的同時,鋁也將在鉻精礦中得到富集。對本研究來說, 目的元素為Cr, 而Mg 和Si 是選礦中需要剔除的主要對象
2 礦石可磨性分析
結(jié)果表面, 貧鉻鐵礦相對酒鋼鐵礦難磨, 當新生- 200 目含量達到40%時, 其相對可磨度為0.56。
3 選礦試驗
根據(jù)鉻鐵礦高比重( 4.3～4.6) 、弱磁性( 比磁化系數(shù)286×10- 6C.G.S.M厘米3/克) 的性質(zhì), 確定采用重選和磁選法進行選礦試驗。
3.1 搖床選礦試驗
搖床是目前選別鉻鐵礦比較普遍使用的設(shè)備, 由于其分選精度高, 往往有許多礦山愿意使用。為此, 我們首先進行了搖床對該貧鉻鐵礦的選別試驗。
3.1.1 全粒級選別
磨礦至要求的細度后, 直接進入搖床選別。本試驗對影響選別指標的磨礦粒度、沖洗水量、沖程、沖次及坡度均進行了選擇。根據(jù)選擇的條件, 進行流程試驗, 選別流程為: 搖床粗選- 中礦再選兩段選別。
在- 200 目60%的磨礦粒度下采用搖床一段選別, 可得到品位39.85%、產(chǎn)率11.82%、回收率56.83%的鉻精礦, SiO2 含量4.32%。將中礦進行再選，可獲得產(chǎn)率2.68%、品位32.69%的鉻精礦, 硅含量升高至8.14%, 與粗選精礦合并作為最終精礦, 指標為產(chǎn)率14.50%、鉻品位38.53%、鉻回收率67.40%, 硅含量5.03%, 選礦比6.9 倍。
3.1.2 搖床分級選礦試驗
對于搖床來說, 一般情況下粒度的級別范圍越窄, 選別指標越穩(wěn)定, 分選效率更高。為此將磨礦產(chǎn)品采用干式篩分的辦法篩分為+0.15mm、- 0.15 +0.10mm、- 0.1 +0.074mm、- 0.074+0.038mm 和- 0.038mm 五個級別, 分別在其適宜的條件下進行搖床選別, 每個級別的選別流程同圖1, 各粒級選別產(chǎn)品合起來為總選別產(chǎn)品。試驗結(jié)果見表1。從表篩分結(jié)果看, 鉻鐵礦礦物主要存在于38～100 微米粒級中, 這幾個粒級中的鉻品位相對較高, 鉻分布率合計達79.56%。粗粒級和微細粒級的鉻品位均較低, +0.15mm 粒級鉻品位為6.22%, - 38mm。
粒級中鉻品位僅為5.93%, 均低于原礦, 表明脈石成分在這兩個粒級中有所富集。從各粒級單獨選別結(jié)果看, 中間粒級( 0.038～0.010mm) 的選別效率均較高, 精礦鉻品位和回收率都比較理想, 尤其是0.074 ～0.100mm 粒級, 鉻品位為39.30%, 回收率85.25%, 兩項指標均為各粒級中最高。相對來說, +0.15mm 的粗粒級和- 0.038mm的微細粒級選別效果比較差, 前者精礦品位僅為34.07%, 作業(yè)回收率為52.75%,而后者精礦品位僅為26.09%, 回收率也低達38.28%, 這兩個粒級的尾礦品位也明顯高出其它粒級。分析原因, 認為粗粒級品位低是因為礦物解離度不夠, 鉻鐵礦與脈石沒有充分解離, 達不到分離的目的, 而細粒級指標差是由于搖床對細泥的選別效率偏低所致。從綜合結(jié)果看, 最終精礦品位為36.09%、回收率73.97%, 相對全粒級選別結(jié)果, 精礦品位偏低, 回收率相對較高。若將- 0.038mm 粒級不并入精礦, 則精礦品位可提高至37.22%, 若再將+0.15mm 以上的粗粒級去掉, 精礦品位可進一步提高。綜合來看, 全粒級和分級選別流程的選礦效率基本接近, 全粒級入選具有流程簡單、不需分級、操作簡便的優(yōu)點,對于本礦石來說, 由于磨礦粒度相對較細, 粒級比較集中, 采用全粒級入選比較適宜。
3.2 螺旋溜槽拋尾—搖床選礦試驗
搖床具有分選精度高的優(yōu)點, 但同時具有占地面積大、處理能力低的缺點。對于本礦石來說, 由于原礦鉻品位低, 造成大量已解離的脈石礦物進入搖床, 大大增加搖床負擔, 為此, 有必要探索預(yù)先拋尾工藝, 在磨礦后采用處理量大、成本低的設(shè)備拋除合格尾礦, 既減少了進入搖床的礦量, 節(jié)省了搖床臺數(shù), 同時減少了脈石尤其是微細粒脈石的干擾, 為搖床分選創(chuàng)造有利條件。為此進行了螺旋溜槽拋尾- 搖床選別試驗, 試驗流程及結(jié)果見圖2。從圖2 結(jié)果可見, 螺旋溜槽可拋除產(chǎn)率43.91%、鉻品位4.47%的尾礦, 拋尾后,進入一段搖床和二段搖床的礦量大大減少, 可節(jié)省近一半的搖床設(shè)備與占地面積,而且拋尾后進行搖床選別的的效率明顯提高, 采用與全粒級、分級選別一樣的搖床分選流程, 最終精礦品位可提高到39.54%,只是回收率指標相對較低, 主要原因是螺旋溜槽拋尾時, 少部分細粒鉻鐵礦因離心力而進入了尾礦, 造成尾礦品位稍有偏高。螺旋溜槽具有單位面積處理能力大、結(jié)構(gòu)簡單、不需動力等優(yōu)點, 但其回收粒度的下限為30 微米左右, 磨礦粒度較細時, 易造成細粒有用礦物的流失。
3.3 磁選拋尾—搖床選礦試驗
根據(jù)鉻鐵礦具有較高比磁化系數(shù)的性質(zhì), 進行了磁選拋尾—搖床選別試驗。
磁選設(shè)備采用仿瓊斯?jié)袷綇姶胚x機,在磨礦粒度- 200 目60% 、磁場強度5000Oe 的條件下進行強磁選拋尾試驗, 由于磁選尾礦品位低, 可作為合格尾礦, 所以采用磁選進行粗選拋尾, 采用搖床進行精選以提高品位。
采用強磁選可脫除產(chǎn)率50.21%的合格尾礦, 尾礦品位僅為2.19%, 從而使進入搖床的礦量減少了一半, 大大減少了搖床臺數(shù), 同時拋尾后為搖床的分選創(chuàng)造了有利條件, 使選別指標進一步改善, 最終獲得了品位39.98%、回收率64.74%、SiO2 含量4.07%的理想指標,與螺旋溜槽拋尾—搖床工藝相比, 強磁選工藝拋尾量大, 尾礦品位低, 最終精礦回收率相對較高。
4 指標對比分析
從以上各流程的選別指標看, 最終精礦品位和回收率指標均有較大差異, 比較來看,磁選拋尾—搖床選別流程結(jié)果比較理想。精礦品位明顯高于其它流程, 且回收率指標也下降不多; 螺旋溜槽拋尾—搖床選別流程也能獲得高品位鉻精礦, 但由于螺旋溜槽設(shè)備對細粒級鉻礦物回收效率偏低, 造成拋尾的尾礦品位稍高, 使得精礦回收率相對較低; 搖床全粒級選別流程的指標居中, 分級選別指標相對較差, 主要表現(xiàn)在精礦鉻品位偏低, 如果進一步調(diào)整精礦帶寬度, 精礦品位可能會提高, 但回收率會有明顯下降, 預(yù)計最終指標不會超過磁選—搖床流程的指標( 比如, 將分級選別流程中的0.038～0.15mm 粒級的一段選別精礦合起來, 其鉻品位為38.74%, 而回收率僅59.78%) 。
從流程來看, 全搖床選別所需搖床臺數(shù)多, 占用廠房面積大, 若進行分級入選,則還需較嚴格的控制分級粒度; 對本礦石來說, 由于磨礦粒度較細, 粒度范圍較小,從方便管理和操作的角度看, 可采用全粒級入選流程。螺旋溜槽和強磁選拋尾流程可預(yù)先拋除產(chǎn)率43%以上的尾礦, 為搖床下一步分選創(chuàng)造有利條件, 同時大大減少搖床臺數(shù), 兩種拋尾設(shè)備運行可靠, 處理量大, 可考慮使用。磁選是最適宜的流程, 由于該設(shè)備處理量大, 僅需很少的臺數(shù)就可完成大量搖床的工作量, 而且操作簡單, 運行可靠,指標穩(wěn)定, 管理方便, 缺點是設(shè)備價格高, 單臺設(shè)備耗電量大。以上試驗流程各有優(yōu)缺點, 應(yīng)根據(jù)建廠情況及經(jīng)濟對比選擇適合實際的、成本低的選別流程。
為了盡可能多的回收鉻鐵礦, 在各選別流程的中礦再選作業(yè)中, 截取的中礦量較大, 使得中礦再選進入搖床的礦量也大。從選別指標看, 再選精礦產(chǎn)率很低, 絕大部分礦量重新進入尾礦, 所以在實際生產(chǎn)中可減少一段搖床的中礦量, 從而減輕二段搖床的負擔。
5 產(chǎn)品分析
對磁選拋尾—搖床全粒級流程選別的精礦進行多元素化學分析, 結(jié)果見表2。
可見, 精礦中主要脈石成分為Al2O3和MgO, 兩者總含量高達25.11%, 嚴重影響著精礦品位。MgO 在原礦中含量就較高, 選礦后在鉻精礦中有較大幅度的降低,說明大部分Mg 以單獨的礦物存在于鉻鐵礦中, 經(jīng)選礦能與鉻鐵礦分離開來。而Al2O3 卻大量在鉻精礦中富集, 富集比高達5.8( 其在原礦中含量僅為1.78%) , 表明Al元素很可能進入鉻鐵礦晶格,與鉻元素呈類質(zhì)同相存在, 采用機械方法無法將其與鉻分離開來。
6 總結(jié)
6.1 某貧鉻鐵礦中Cr2O3 含量僅為8.19%。經(jīng)過適當工藝的選別, 可以得到Cr2O3含量39%以上的合格產(chǎn)品, 表明該貧鉻鐵礦是可選的。
6.2 采用搖床選別流程, 在全粒級入選時可得到產(chǎn)率14.50%、品位38.53%、鉻回收率67.40%的選別指標。分粒級入選時, 可得到產(chǎn)率16.91%、品位36.09%、回收率73.97%的選別指標。綜合比較, 全粒級入選指標相對稍好。全搖床流程的優(yōu)點是分選精度高, 缺點是處理量小, 所需設(shè)備臺數(shù)多, 占地面積大。
6.3 采用螺旋溜槽及強磁選工藝均可預(yù)先脫除43%以上的尾礦, 為搖床精選創(chuàng)造條件, 同時大大減少搖床設(shè)備臺數(shù)及廠房占地面積。兩者比較, 強磁選尾礦品位低, 可直接作為合格尾礦拋棄, 而螺旋溜槽尾礦品位相對稍高。兩種拋尾設(shè)備處理量大、運行可靠。
6.4 采用強磁選拋尾—搖床選別流程可得到產(chǎn)率13.28%、品位39.98%、回收率64.74% 的鉻精礦, 精礦中SiO2 含量4.07%。螺旋溜槽拋尾—搖床選別流程可獲得精礦品位39.54%、產(chǎn)率12.50%、鉻回收率60.28%的指標, 精礦中SiO2 含量為4.15%。前者選別指標相對較好。
