四川某高磷鲕状赤褐铁矿石选矿试验研究

    鲕状赤、褐铁矿石是目前公认的最难选的铁矿石。随着我国可利用的铁矿资源逐渐减少，研究鲕状赤、褐铁矿石的高效选矿技术已凸显重要性和紧迫性。四川某铁矿矿石储量大，原矿含铁38%左右，铁矿物主要以鲕状赤、褐铁矿形式存在，有害杂质磷含量达0.654%，属高磷鲕状赤褐铁矿石，且磷矿物与铁矿物相互浸染，嵌布粒度极细。昆明理工大学通过大量试验，对该矿石采用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺，获得了较好的选别指标。     一、矿石性质     试验矿样中铁矿物主要为赤铁矿和褐铁矿，有少量磁铁矿；脉石矿物主要为方解石、绿泥石、石英等，并含有磷灰石。试样的光谱分析、化学多元素分析和铁物相分析结果见表1～表3。 表1  试样光谱分析结果               %

元素	Ag	Al	B	Ba	Be	Bi
含量	0.0001	1	＜0.001	0.04	＜0.001	＜0.001
元素	Ca	Cd	Co	Cr	Cu	Fe
含量	1	＜0.001	0.004	0.003	0.008	＞10
元素	Ga	Ge	Mg	Mn	Mo	Ni
含量	0.002	＜0.001	0.5	0.2	0.004	0.01
元素	P	Pb	Sb	Si	Sn	Ti
含量	0.3	0.006	＜0.01	＞10	0.003	0.03
元素	V	W	Zn	In	Ta	Nb
含量	0.01	＜0.003	0.02	＜0.01	＜0.005	＜0.01

 表2  试样化学多元素分析结果             %

元素	Fe	S	P	SiO2	Al2O3	CaO	As
含量	38.30	0.028	0.654	15.87	5.16	1.60	＜0.0001

 表3  试样铁物相分析结果                 %

铁物相	磁铁矿	赤褐铁矿	碳酸铁	硅酸铁	硫化铁	合计
铁含量	4.07	30.22	1.02	2.69	0.13	38.13
铁分布率	10.67	79.26	2.68	7.05	0.34	100.00

     由铁物相分析结果可以看出，矿样中的铁主要以赤褐铁矿形式存在，赤褐铁矿中铁的分布率达79.26%。     工艺矿物学研究表明：赤铁矿以集合体的形式产出，其单位粒度细级，一般在0.004mm以下。褐（针）铁矿主要以胶结物的形式分布于鲕粒之间，磁铁矿也嵌布于绿泥石较多的鲕粒中。绿泥石一部分与鳞片状的赤铁矿相互呈浸染状分布，一部分呈同心圈层状与赤铁矿圈层构成鲕粒。石英有两种类型，一种是以碎屑的形式产出，分布于鲕粒间，常被褐铁矿、赤铁矿包裹；另一种为后生石英，常呈脉状产出，彼此以缝合线状接触。磷灰石是矿石中有害元素磷的主要存在形式，主要呈粒状、它形粒状分布于赤铁矿和褐铁矿的胶结物中及赤铁矿鲕粒的核部，粒度一般在0.005～0.2mm。     二、试验方案     对试验矿样进行了强磁选、直接浮选、强磁选脱泥—正浮选、强磁选脱泥—反浮选等方案的大量探索性试验，但由于矿石性质所决定，选别效果都不好，精矿中磷的含量也不能降到0.3%以下。为此，决定采用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理该矿石，即先通过还原焙烧将赤褐铁矿还原为磁铁矿，然后通过弱磁选选出铁品位较高的铁精矿，最后再用反浮选将精矿中的磷降到0.3%以下。     三、还原焙烧试验     （一）焙烧温度试验     以粒度为－1mm、用量为5%的焦炭为还原剂，将破碎到－3mm的原矿分别在900、950、1000、1050℃下还原焙烧15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见图1。图1  焙烧温度试验结果■—铁品位；◆—铁回收率     由图1可以看出：焙烧温度太低时，还原不够充分，铁精矿的品位和回收率都较低；而焙烧温度太高又会引起过还原，同样影响铁精矿的品位和回收率；当焙烧温度为1000℃时，铁精矿的品位和回收率均达到最高。因此，确定焙烧温度为1000℃。     （二）还原剂用量试验     将破碎到－3mm的原矿分别添加粒度为－1mm，用量为3%、5%、8%、10%的焦炭，在1000℃下还原焙烧15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见图2。图2  还原剂用量试验结果■—铁品位；◆—铁回收率     由图2可以看出，还原剂焦炭的用量以5%为宜，此时焙烧矿的磁选指标最好。     （三）焙烧时间试验     将破碎到－3mm的原矿添加粒度为－1mm、用量为5%的焦炭，在1000℃下分别还原焙烧5、7.5、10、12.5、15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见图3。图3  焙烧时间试验结果■—铁品位；◆—铁回收率     由图3可以看出，焙烧时间为15min时，焙烧效果最好，磁选精矿的铁品位和回收率均达到最高，因此确定焙烧时间为15min。     （四）还原剂粒度试验     将破碎到－3mm的原矿添加用量为5%，粒度分别为＋3mm、－3＋2mm、－2＋1mm、－1mm的焦炭，在1000℃下还原焙烧15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见表4。 表4  还原剂粒度试验结果

还原剂粒度/mm	产品	产率/%	铁品位/%	铁回收率/%
＋3	精矿尾矿原矿	47.4552.55100.00	56.3721.6638.13	70.1529.85100.00
－3＋2	精矿尾矿原矿	47.5552.45100.00	57.8320.2738.13	72.1227.88100.00
－2＋1	精矿尾矿原矿	48.0151.99100.00	58.9318.9238.13	74.1925.81100.00
－1	精矿尾矿原矿	48.3651.64100.00	60.8516.8538.13	77.1822.82100.00

     由表4可以看出，在磁化焙烧的温度、时间和还原剂用量相同的情况下，还原剂焦炭的粒度越细，焙烧矿的磁选效果越好。这是由于细粒还原剂表面积大，与矿物接触充分，因而还原反应较为完全。但如果还原剂粒度太细，在工业上会加大加工成本。因此，确定还原剂焦炭的粒度为－1mm。     （五）焙烧矿铁物相分析     对在上述适宜还原焙烧条件下获得的焙烧矿进行铁物相分析，结果见表5。 表5  焙烧矿铁物相分析结果              %

铁物相	磁铁矿	赤褐铁矿	碳酸铁	硅酸铁	硫化铁	合计
铁含量	33.90	4.71	0.38	2.76	0.11	41.86
铁分布率	80.99	11.25	0.91	6.59	0.26	100.00

     由表5可以看出，将原矿破碎到－3mm，添加用量为5%、粒度为－1mm的焦炭，在1000℃下焙烧15min，可使矿石中磁性铁的分布率由10.67%提高到80.99%，还原效果比较理想。     四、弱磁选试验     （一）磁场强度试验     将破碎到－3mm的原矿添加用量为5%、粒度为－1mm的焦炭，在1000℃下焙烧15min，然后磨至－300目占95%，分别在55.70、71.62、111.41、143.24kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见表6。 表6  弱磁选磁场强度试验结果

磁场强度/（kA/m）	产品	产率/%	铁品位/%	铁回收率/%
55.70	精矿尾矿原矿	30.9369.07100.00	61.5127.6638.13	49.8950.11100.00
71.62	精矿尾矿原矿	48.3651.64100.00	60.8516.8538.13	77.1822.82100.00
111.41	精矿尾矿原矿	51.8648.14100.00	59.0315.6138.13	80.2919.71100.00
143.24	精矿尾矿原矿	53.6446.36100.00	57.7915.3838.13	81.3018.70100.00

     由表6可以看出，弱磁选磁场强度宜为71.62kA/m，磁场强度太高时精矿铁品位达不到60%，磁场强度太低则精矿铁回收率达不到50%。     （二）磨矿细度试验     将破碎到－3mm的原矿添加用量为5%、粒度为－1mm的焦炭，在1000℃下焙烧15min，然后分别磨至－200目、－300目、－400目、－500目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见表7。 表7  弱磁选磨矿细度试验结果               %

磨矿细度	产品	产率	铁品位	铁回收率
－200目95	精矿尾矿原矿	53.4546.55100.00	57.2316.1938.13	80.2319.77100.00
－300目95	精矿尾矿原矿	48.3651.64100.00	60.8516.8538.13	77.1822.82100.00
－400目95	精矿尾矿原矿	34.5265.48100.00	61.6025.7638.13	55.7744.23100.00
－500目95	精矿尾矿原矿	31.1468.86100.00	61.5227.5538.13	50.2449.76100.00

     由表7可以看出，磨矿细度越细，铁矿物单体解离越充分，铁矿铁品位越高，但磨矿细度太细导致磁选时铁的损失严重。根据试验结果，确定适宜的磨矿细度－300目占95%。     （三）弱磁选流程试验     以上试验表明，焙烧矿直接磨至－300目占95%后进行弱磁选，虽然可以获得铁品位在60%以上的铁精矿，但铁的回收率较低，若再对铁精矿进行反浮选降磷，则铁的回收率将进一步下降。为此，决定对焙烧矿进行阶段磨选，即先在较粗的磨矿细度下通过弱磁粗选抛弃一部分尾矿，然后对粗选精矿进行再磨精选，以降低细磨矿量，减少泥化对铁回收率的影响。试验流程及条件见图4，试验结果见表8。图4  焙烧—弱磁选试验流程及条件 表8  焙烧—弱磁选试验结果             %

产品	产率	品位		回收率
		Fe	P	Fe	P
精矿尾矿原矿	50.1449.86100.00	60.1316.0138.13	0.4960.7130.604	79.0620.94100.00	41.2358.77100.00

     由表8可以看出，采取阶段磨矿、阶段弱磁选措施后，铁回收率得到了提高，同时保证了精矿铁品位在60%以上，但精矿中磷含量为0.496%，不符合冶炼要求，须通过反浮选将磷降至0.3%以下。     五、反浮选降磷试验     以碳酸钠为pH调整剂、淀粉为铁矿物的抑制剂、PB为磷矿物的捕收剂、2^#油为起泡剂，对弱磁选精矿进行一粗一精反浮选（见图5），结果使精矿中的磷含量降到了0.225%（见表9）。图5  反浮选降磷试验流程及条件 表9  反浮选降磷试验结果               %

产品	产率	品位		回收率
		Fe	P	Fe	P
精矿尾矿原矿	90.819.19100.00	60.9252.3460.13	0.2253.1780.496	92.008.00100.00	41.1358.87100.00

     六、全流程试验结果     还原焙烧—弱磁选—反浮选试验全流程及试验条件见图6，最终试验结果见表10。图6  还原焙烧—弱磁选—反浮选试验流程及条件 表10  全流程试验结果                 %

产品	产率	品位		回收率
		Fe	P	Fe	P
精矿尾矿原矿	45.5354.47100.00	60.9219.0838.13	0.2250.9210.604	72.7427.26100.00	16.9683.04100.00

     表10表明，采用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理四川某高磷鲕状赤褐铁矿石，可以得到铁品位为60.92%、含磷量为0.225%的合格铁精矿，并使铁回收率达到72.74%。     七、结论     （一）四川某铁矿石铁矿物主要以鲕状赤、褐铁矿形式存在，磷含量达0.604%，属于高磷鲕状难选铁矿石，采用常规机械选矿方法难以获得合格铁精矿。     （二）本研究通过大量试验，确定用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺流程处理该矿石，获得了精矿铁品位60.92%、磷含量0.225%、铁回收率72.74%的较好选别指标，为该矿石的开发利用打下了基础。