铁矿石作为钢铁工业的主要原料是一个国家的重要战略资源，近年来随着钢铁冶金工业的飞速发展，对铁矿石原材料的需求也越来越大。但是地球上有限的富铁矿和易选铁矿资源将逐步枯竭，研究高磷铁矿石的高效分选技术显得十分重要。高磷铁矿的选矿一直是选矿界的一大难题，我国高磷铁矿石储量占总储量的14.86%，达74.5亿t。因此加大对高磷铁矿石选矿和降磷的研究，开发有效、经济、实用的新方法、新技术势在必行[1、2]。云南某高磷铁矿矿石储量大，原矿含铁42%左右，铁矿物主要以赤铁矿和褐铁矿形式存在，有害杂质磷含量达0.586%，且磷矿物与铁矿物相互浸染，嵌布粒度极细，属高磷难选铁矿石。通过大量试验，确定采用还原焙烧－磁选－反浮选工艺处理该矿石，获得了铁精矿铁品位为61.72%、铁的回收率67.48%，铁精矿磷含量为0.20%选矿指标。
一、矿石性质
云南某高磷铁矿石中主要矿物为赤铁矿和褐铁矿，还有少量磁铁矿。脉石矿物主要为方解石、绿泥石、石英等。主要元素分析结果及物相分析结果见表1和表2。
表1 原矿主要化学成分(质量分数)/%
表2 铜物相分析结果
由表1和表2可知，该铁矿物主要目的元素是铁，原矿铁品位达到42.66%；有害元素硫和砷含量较低，有害元素磷的含量较高，为0.586%；该铁矿属于铁质泥铁矿，铁主要以赤褐铁矿形态存在，属高磷赤褐铁矿石，且磷矿物与铁矿物相互浸染，主要呈粒状分布于赤铁矿和褐铁矿中，嵌布粒度极细，属于非常难选铁矿石。
二、试验方案
对矿样分别进行了单一流程试验(强磁选、重选、直接浮选)和联合流程的试验(分级磁选、分级重选、磁浮/浮.磁联合选别和磁.重/重一磁联合选别)，均未得到较好指标的铁精矿，精矿中磷的含量也不能降到0.2%以下。为此，改变思路，决定先用还原焙烧的方法把原矿还原为磁铁矿，再用磁选方法选出铁品位较高的铁精矿，再用反浮选的方法将铁精矿中的磷降到0.2%以下，得到品位合格和杂质磷不超标的铁精矿。
三、试验结果
（一）还原焙烧试验
焙烧温度、还原剂用量和焙烧时间是焙烧试验的主要影响因素。温度太低，反应进行太慢；温度太高会生成弱磁性的富氏铁或硅酸铁，从而影响精矿指标。焙烧时间太短，反应没有完全进行，会降低精矿品位和回收率；焙烧时间太长，会消耗大量的热能，同时使反应生成物的磁性大大降低，影响后面磁选的效果[3]。
将原矿破碎到－2mm后与粒度为－1mm、用量为5%的焦炭混合，还原焙烧20min，然后磨至－0.074mm粒级占100%，在磁选电流为2A条件下进行磁选，还原焙烧温度对试验效果的影响见图1。
图1 焙烧温度试验结果
由图1可见，随着焙烧温度升高，铁品位和回收率均呈上升趋势。当焙烧温度达到1000℃之后，铁品位和回收率均下降。可见适宜的焙烧温度为1000℃。
将原矿破碎到－2mm后与－1mm的焦粉混合，焙烧温度为1000℃时还原焙烧20min，然后磨至－0.074mm粒级占100%，在磁选电流为2A条件下进行磁选，还原剂焦炭的用量对试验效果的影响见图2。
图2 还原剂用量试验结果
由图2可见，随着焦炭用量增加，铁品位和铁回收率均呈先上升后下降的趋势，在焦炭用量为8%时出现极值。可见适宜的焦炭用量为8%。
将原矿破碎到－2mm后与－1mm焦炭混合，焦炭用量为8%，在1000oC下还原焙烧，然后磨至－0.074mill粒级占100%，在磁选电流为2A条件下进行磁选，还原焙烧时间对试验效果的影响见图3。
图3 还原焙烧时间试验结果
由图3可见，随着还原焙烧时间延长，铁品位和铁回收均呈先上升后下降的趋势，在还原焙烧时间为30min时，铁品位和回收率均达到最大值。可见适宜的还原焙烧时间为30min。
（二）磁选试验
1、磁场强度试验将原矿破碎到－2mm后添加－1mm焦炭8%，在1000℃下焙烧30min，然后磨至－0.074mm粒级占100%，进行磁选，磁选电流对试验效果的影响结果见图4。
图4 磁选电流试验结果
由图4可以看出，磁选电流太高时精矿铁品位达不到60%，磁选电流太低则铁精矿回收率达不到50%。磁选的电流为2.5A时选别指标较为适宜，此时的精矿品位为61.77%，回收率为68.25%。
2、磨矿粒度试验将原矿破碎到－2mm后添加－1mm焦炭8%，在1000℃下焙烧30min，然后磨矿，在磁选电流为2.5A条件下进行弱磁选，磨矿粒度对试验效果的影响结果见图5。
图5 磨矿粒度试验结果
由图5可以看出，物料越细，铁矿物单体解离越充分，精矿铁品位越高，但物料太细导致磁选时铁的损失严重。根据试验结果，确定适宜的磨矿粒度为－0.054mm粒级占90%。
3、综合试验通过条件试验，确定各工艺参数后进行了综合试验。将原矿破碎到－2mm后添加－1mm焦炭8%，在1000℃下焙烧30min，然后磨矿至－0.054mm粒级占90%，在磁选电流为2.5A条件下进行弱磁选，可获得铁品位为60.86%、磷含量为0.42%、回收率为70.68%铁精矿。
（三）铁精矿降磷试验
由于该铁矿所含的磷矿物与铁矿紧密共生，浸染于氧化铁矿物颗粒边缘，并有少量的磷存在于铁矿石及铁质粘土的晶格中，部分磷矿物在焙烧过程中与铁矿物分离开，磷的含量由原来的0.59%降到了0.42%，但仍有部分磷矿物留在磁选精矿中，造成铁精矿的磷含量超标，所以进行了铁精矿反浮选降磷试验[4]。
以碳酸钠为pH调整剂、淀粉为抑制剂、RP为捕收剂、2油为起泡剂，对弱磁选精矿进行了一粗一精反浮选脱磷，试验流程见图6，试验结果见表3。
图6 反浮选流程
表3 反浮选试验结果
由表3结果可知，反浮选流程可以得到铁品位61.68%、回收率91.87%的铁精矿(相对于原矿为65.93%)，铁精矿中磷降到了0.21%。
（四）全流程试验
在以上条件试验的基础上进行了全流程试验，试验流程见图7，试验结果见表4。
图7 还原焙烧－磁选－反浮选全流程
表4 全流程试验结果
由表4结果可知，采用还原焙烧.磁选.反浮选工艺处理该赤褐铁矿石，获得了铁精矿铁品位为61.72%、铁的回收率67.48%，铁精矿磷含量为0.20%的选矿指标。
四、结语
1、云南某铁矿石铁矿物主要以赤褐铁矿形式存在，磷含量达0.586%，矿物嵌布粒度微细，用常规物理选矿方法难以获得符合冶炼要求的铁精矿。通过大量试验，确定用还原焙烧－磁选－反浮选工艺流程处理该矿石，获得了精矿铁品位61.72%、磷含量0.20%、铁回收率67.48%的较好选别指标。
2、随着铁矿石资源的日益紧张和冶炼对原料越来越高的要求，本研究提出的焙烧－磁选－反浮选工艺为类似难处理微细粒高磷赤褐铁矿的开发利用提供了新的思路。
参考文献：
[1] 林祥辉,罗仁美.鄂西难选铁矿的选矿与药剂研究新进展[J].矿冶工程,2007(3):28－29.
[2] 孙炳泉.近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展[J].金属矿山,2006(3):11－13.
[3] 肖军辉.某细粒难选赤褐铁矿提铁降磷新工艺工业试验[J].金属矿山,2007(1):44－46.
[4] 李广涛,张宗华.四川某高磷鲕状赤褐铁矿石选矿试验研究[J].金属矿山.2008(4):43－46.
作者单位
江西理工大学（艾光华、余新阳）
广西大学（魏宗武）
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