高磷赤褐铁矿提铁降磷氯化离析工艺条件试验研究_百科知识_行业资讯

随着我国钢铁工业的迅速发展，迫切需要依靠技术进步来最大限度地合理开发利用国内现有铁矿资源，尤其是受目前选矿技术限制而不能开发利用的复杂难选铁矿石，增储增效，充分挖掘现有铁矿山的生产潜力，提高铁矿石的自给率，缓解进口铁矿石的压力，维持稳定、足量、优质的铁矿原料供给，以保障钢铁工业持续稳定的发展。目前，我国有占总储量14.68%，问题达74.5亿t的高磷铁矿石，因技术问题而没有开发利用。所以，研究高磷铁矿石降磷的工艺，对保障我国钢铁工业原料的供给，具有十分重要的理论意义和现实意义。

本课题以云南某矿高磷赤褐铁矿为研究对象，进行了高磷赤褐铁矿提铁降杂试验研究。在常规的强磁选、重选和浮选得到的选矿指标不够理想的情况下，采用还原焙烧－弱磁选工艺得到了较好的选矿指标。

一、研究方法

（一）试样性质

试样是云南某高磷赤褐铁矿，试样光谱分析见表1，试样化学成分分析见表2，试样铁物相分析见表3

表1 试样光谱分析结果／%

元素	Ag	Al	As	B	Ba	Be	Bi	Ca
概量	0.0002	1	0.007	＜0.001	＜0.03	＜0.001	0.003	0.3
元素	Cd	Co	Cr	Cu	Fe	Ga	Ge	Mg
概量	＜0.001	0.01	0.002	0.03	＞＞10	0.001	＜0.001	0.2
元素	Mn	Mo	Ni	P	Pb	Sb	Si	Sn
概量	0.8	0.003	0.05	0.3	0.004	＜0.01	＞10	0.002
元素	Ti	V	W	Zn	In	Ta	Nb
概量	0.4	0.006	＜0.003	0.05	＜0.01	＜0.005	＜0.01

表2 试样化学成分分析结果

成分	Fe／10^－²	S／10^－²	P／10^－²	SiO₂／10^－²	As／10^－⁶
含量	35.55	0.026	0.88	30.18	＜1

表3 试样铁物相分析结果／%

成分	碳酸铁中Fe	赤褐铁矿中Fe	硫化铁	硅酸铁	磁性铁	总铁
含量	0.30	34.74	0.05	0.05	0.11	35.25
占有率	0.85	98.56	0.14	0.14	0.31	100.00

从表1、表2及表3可以看出，该矿中铁主要以赤褐铁矿形式存在，占总铁的98.56%。有害元素硫、砷的含量较低，对该矿石影响不大，经化学分析矿石磷超标严重。

经过矿石赋存状态研究，矿石中的铁主要是以褐铁矿的形式产出。其它脉石矿物主要为石英，另有少量的长石、绢云母和高岭石等。石英和长石容易从褐铁矿中选别出。经电子探针成分分析，褐铁矿中主要含MnO、SiO₂和P₂O₅等杂质。矿石中的磷含量为0.88%，其中85.9%的磷以类质同象的开工分布于褐铁矿中，这部份磷不能用机械选矿的方法和褐铁矿分离。另有14.1%的磷是以胶磷矿的形式产生，但胶磷矿也是以浸染状或极细的机械混入物的形式分布于褐铁矿中，这部份磷也难用机械选矿的方法和褐铁矿分离。

（二）试验方案

试验过程中发现，采用还原焙烧的方法，可以将铁的品位提高到55%左右，但磷含量仍然较高，仍不能达到合同指标。因此，在还原焙烧试验研究过程中，加入了其它药剂，把磷的含量降低到0.3%以下。该试验是将试样在一定温度下，干燥脱水后干磨制粉，加入一定量的氯化剂和还原剂与粉状试样混匀，将之置入焙烧中进行焙烧；焙烧后的产物，经过水淬、磨矿及弱磁场磁选机选别后，得到磁性产物；磁性产物经过过滤脱水干燥后，得最终的铁精矿。试验流程见图1。

图1 氯化离析－弱磁选工艺流程

二、研究结果与讨论

（一）氯化剂用量试验

氯化剂用量试验结果见表4。焙烧温度900℃，焙烧时间60min，磁选物料细度－0.074mm占75%，弱磁选磁场强度H＝0.1T。

表4 氯化剂用量试验结果

用量／%	产物	产率／%	品位／%		回收率／%
用量／%	产物	产率／%	Fe	P	Fe	P
10	铁精矿	42.37	62.66	0.600	65.03	24.22
	尾矿	57.23	24.95	1.38	34.97	75.78
	合计	100.00	40.82	1.05	100.00	100.00
15	铁精矿	37.90	74.50	0.328	68.66	12.06
	尾矿	62.10	20.75	1.46	31.34	87.94
	合计	100.00	41.12	1.03	100.00	100.00
20	铁精矿	43.75	74.17	0.315	77.33	13.28
	尾矿	56.25	16.91	1.60	22.67	86.72
	合计	100.00	41.96	1.04	100.00	100.00
25	铁精矿	40.34	77.70	0.280	74.58	10.95
	尾矿	59.66	17.91	1.54	25.42	89.05
	合计	100.00	42.02	1.03	100.00	100.00
30	铁精矿	40.35	77.30	0.279	74.30	10.92
	尾矿	59.65	18.09	1.54	25.70	89.08
	合计	100.00	41.98	1.03	100.00	100.00

从表4可以看出，随着氯化剂用量的增加，铁品位呈逐渐上升趋势变化，铁回收率先呈升高趋势变化，当氯化剂用量增加至25%时，铁回收率有一定的降低；铁精矿中的磷含量呈逐渐降低的趋势变化。综合考虑，选择氯化剂用量为25%比较合适，可以得到产率为40.34%、含磷0.280%、铁品位为77.70%、铁回收率74.58%的铁精矿选矿指标。

（二）还原剂用量试验

还原剂用量试验结果见表5。焙烧温度900℃，焙烧时间60min，磨矿细度－0.074mm占75%，弱磁选磁场强度H＝0.1T。

表5 还原剂用量试验结果

用量／%	产物	产率／%	品位／%		回收率／%
用量／%	产物	产率／%	Fe	P	Fe	P
5	铁精矿	12.94	77.16	0.244	23.83	2.99
	尾矿	87.26	36.00	1.156	76.17	97.01
	合计	100.00	41.24	1.04	100.00	100.00
7	铁精矿	23.26	69.34	0.214	43.40	4.93
	尾矿	76.74	27.41	1.25	56.60	95.07
	合计	100.00	37.16	1.01	100.00	100.00
9	铁精矿	42.42	76.98	0.191	79.99	7.95
	尾矿	57.58	14.18	1.63	20.01	92.05
	合计	100.00	40.82	1.02	100.00	100.00
11	铁精矿	40.98	79.04	0.168	80.66	6.42
	尾矿	59.02	13.16	1.70	19.34	93.58
	合计	100.00	40.16	1.07	100.00	100.00

从表5可以看出，随着还原剂用量的增加，铁品位呈逐渐上升趋势变化，铁回收率先呈升高趋势变化，铁的回收率有一定的降低；铁精矿中的磷含量呈逐渐降低的趋势变化。综合考虑，选择还原剂用量为11%比较合适，可以得到产率为40.98%、含磷0.191%、铁品位为79.04%、铁回收率74.58%的铁精矿选矿指标。

（三）磁场强度试验

磁场强度试验结果见表6。焙烧温度900℃，焙烧时间60min，磁选物料细度－0.074mm占75%。

表6 磁场强度试验结果

磁场强度／T	产物	产率／%	品位／%		回收率／%
磁场强度／T	产物	产率／%	Fe	P	Fe	P
0.06	铁精矿	36.46	78.94	0.196	68.44	7.69
	尾矿	63.54	20.88	1.35	32.56	92.31
	合计	100.00	42.05	0.93	100.00	100.00
0.08	铁精矿	42.68	78.11	0.198	79.11	9.17
	尾矿	57.32	15.36	1.46	20.89	90.83
	合计	100.00	42.16	0.92	100.00	100.00
0.10	铁精矿	43.29	78.02	0.214	80.11	10.19
	尾矿	56.71	14.79	1.44	19.89	89.81
	合计	100.00	42.16	0.91	100.00	100.00
0.12	铁精矿	43.93	77.68	0.219	81.14	10.91
	尾矿	56.07	14.15	1.49	18.86	89.01
	合计	100.00	42.06	0.93	100.00	100.00
0.15	铁精矿	44.42	76.92	0.223	81.39	10.36
	尾矿	55.58	14.06	1.49	18.61	89.64
	合计	100.00	41.98	0.94	100.00	100.00
0.20	铁精矿	44.45	76.90	0.240	81.43	11.35
	尾矿	55.55	14.03	1.50	18.57	88.65
	合计	100.00	41.98	0.94	100.00	100.00

从表6可以看出，随着磁场强度的增加，铁品位变化较小，铁回收率呈升高趋势变化，铁的回收率有一定的降低；铁精矿中的磷含量变化比较小。综合考虑，选择磁场强度H＝0.15T比较合适，可以得到产率为44.42%、含磷0.223%、铁品位为76.92%、铁回收率81.39%的铁精矿选矿指标。

（四）磨矿细度试验

焙烧温度900℃，焙烧时间60min，磨矿细弱磁选磁场强度H＝0.1T，磨矿细度试验结果见表7。

表7 磨矿细度试验结果

细度	产物	产率／%	品位／%		回收率／%
细度	产物	产率／%	Fe	P	Fe	P
－0.154mm占100%	铁精矿	36.91	60.63	0.531	54.53	20.70
	尾矿	63.09	29.58	1.19	45.47	79.30
	合计	100.00	41.04	0.95	100.0	100.00
－0.100mm占100%	铁精矿	39.07	70.12	0.355	66.63	14.61
	尾矿	60.93	22.52	1.33	33.37	85.39
	合计	100.00	41.12	0.95	100.00	100.00
－0.074mm占100%	铁精矿	39.75	82.33	0.239	79.66	9.99
	尾矿	60.25	13.87	1.42	20.34	90.01
	合计	100.00	41.08	0.95	100.00	100.00
－0.045mm占100%	铁精矿	38.77	80.29	0.202	76.13	8.05
	尾矿	61.23	15.94	1.46	23.87	91.95
	合计	100.00	40.89	0.97	100.00	100.00
－0.038mm占100%	铁精矿	34.77	80.69	0.202	68.53	8.05
	尾矿	65.23	19.75	1.46	31.47	91.95
	合计	100.00	40.91	0.97	100.00	100.00

从表7可以看出，随着细度的增加，铁品位变化较小，铁回收率先呈升高趋势变化，但细度增加至－0.045mm铁品位变化比较小，铁的回收率有一定的降低；铁精矿中的磷含量变化比较小。综合考虑，选择磁场细度为－0.074mm占100%比较合适，可以得到产率为39.75%、含磷0.239%、铁品位为82.33%、铁回收率79.66%的铁精矿选矿指标。

（五）氯化离析－弱磁选工艺流程全程试验

采用氧化离析－弱磁选工艺对包子铺铁矿的混合样进行了工艺条件试验，得到了试验条件；焙烧温度900℃、焙烧时间60min、还原剂用量11%，氯化剂用量25%，弱磁选磁场强度H＝0.10T，磁选物料细度－0.074mm占100%。下面就所取得的试验条件，分别对高品位样和混合样进行氯化离析－弱磁选工艺流程全程试验，试验结果见表8。

表8 氯化离析－弱磁选工艺流程全程试验结果

产物	产率／%	品位／%		回收率／%
产物	产率／%	Fe	P	Fe	P
铁精矿	36.26	77.24	0.218	80.20	9.76
烧失率	16.26	0.00	0.00	0.00	0.00
尾矿	47.48	14.56	1.54	19.80	90.24
合计	100.00	41.70	0.967	100.00	100.00

从表8的氯化离析－弱磁选工艺流程全程试验结果可知，对试样可以得到铁品位为77.24%、含P 0.218%、铁回收率为80.20%的选矿指标。

三、结论

（一）经过矿石赋存状态研究，矿石中的铁主要是以褐铁矿的形式产出，褐铁矿中主要含MnO、SiO₂和P₂O₅等杂质。矿石中的磷含量为0.88%，其中85.9%的磷以类质同象的形式分布于褐铁矿中，另有14.1%的磷是胶磷矿的形式产出。

（二）在常规的强磁选、重选和浮选得到的选矿指标不够理想的情况下，采用还原焙烧－弱磁选工艺得到较好的选矿指标。试验表明：氯化剂用量为25%，还原剂用量为11%，磁场强度为0.15T，磁场细度为－0.074mm占100%比较合适。在最优工艺下，进行氯化离析－弱磁选工艺流程全程试验，可以得到产率64.46%、铁品位为55.77%、铁回收率为85.48%的铁精矿选矿指标。

高磷赤褐铁矿提铁降磷氯化离析工艺条件试验研究

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