鄂西某高磷鮞狀赤鐵礦煤基磁化焙燒—磁選試驗研究

韋 東 郭 澤 張鵬飛 路漫漫 張漢泉

(1.武鋼資源集團有限公司,湖北 武漢 430082;2.武漢工程大學資源與安全工程學院,湖北 武漢 430073)

鄂西高磷鮞狀赤鐵礦為典型“寧鄉式”沉積型鐵礦,探明儲量20多億t,其最大特征是礦石具有鮞狀結構,且雜質含量高,赤鐵礦與磷灰石呈鮞粒層狀結構嵌布[1-3]。鮞狀赤鐵礦的鐵品位與鮞粒數量相關,鮞粒多則礦石鐵品位高,鮞粒中的主要成分為赤鐵礦、菱鐵礦與磷灰石等[4]。工藝礦物學研究表明鮞粒一般呈橢圓狀、介殼狀,粒度一般在0.6 mm以下[5-6],鮞粒中的赤鐵礦和磷灰石層厚度僅為幾個微米,造成鐵礦物與脈石礦物單體解離困難,且在磨礦過程中易產生泥化現象[7]。正是由于高磷鮞狀赤鐵礦的特殊結構,使得該類鐵礦石一直得不到有效利用,目前屬于國內極難選的鐵礦石之一。隨著國內優質鐵礦資源的日益枯竭,我國的鐵礦石進口量和對外依存度不斷上升,如何開發利用國內難處理鐵礦,提高國內鐵礦石自給率成為擺在選礦研究者面前的一道難題。

針對高磷鮞狀赤鐵礦綜合利用,國內外選礦研究者做了大量的工作,采用的選別方法主要有重選、磁選、浮選、選擇性絮凝和濕法冶金等,這些方法具有成本高、脫磷率低和鐵損失率大等缺點[8-12]。磁化焙燒—磁選是利用難處理弱磁性鐵礦最常用的方法,其主要機理是將弱磁性鐵礦物在還原氣氛下焙燒,鐵礦物由弱磁性礦物轉變為強磁性的Fe3O4,而脈石礦物磁性則變化不大,后續再通過弱磁選手段分離[13]。由于高磷鮞狀赤鐵礦鮞粒中鐵礦物的鮞環厚度薄,且與磷灰石交替鑲嵌在一起,因此在使用磁化焙燒工藝處理該類礦石時,極易出現“過還原”或“欠還原”的現象,即鮞粒外層赤鐵礦被還原為無磁性的浮氏體,內部赤鐵礦仍未還原為Fe3O4。本文采用煤基磁化焙燒工藝,對鄂西高磷鮞狀赤鐵礦進行提鐵試驗研究,通過磁化焙燒溫度、焙燒時間、還原劑用量和磨礦細度條件試驗和磁選流程試驗,為使用磁化焙燒—磁選工藝低成本利用傳統焙燒和強磁技術無法處理的極難選鮞狀赤鐵礦提供了理論支撐和技術參考。

1 試驗原料

試驗原料取自鄂西武鋼恩施鐵礦涼水井—大莊礦區,破碎至-2 mm進行磁化焙燒試驗,原料主要化學成分和鐵物相分析結果見表1及表2。磁化焙燒所用的還原劑為煙煤,工業分析數據見表3。

表3 還原劑的工業分析結果Table 3 The results of industrial analysis of reducing agent %

由表1可以看出,原料鐵品位為47.71%,無法直接作為高爐爐料使用,需要通過選礦手段來提高鐵品位,有害成分磷的含量高達0.874%,不利于后續冶煉。原料磁性率m(TFe)/m(FeO)為11.10,鐵礦物主要賦存于赤鐵礦中,脈石組分主要為SiO2、Al2O3、CaO,含量分別為10.96%、4.93%、5.52%,四元堿度m(CaO+MgO)/m(SiO2+Al2O3)為 0.41＜0.5,屬酸性氧化礦石[14]。

由表2可以看出,原料中鐵的賦存狀態較為簡單,主要以Fe2O3的形式分布在赤(褐)鐵礦中,而其他鐵物相所占比例很低,分布率均不足1%。

從表3可以看出,試驗用煙煤揮發分含量較高,有利于磁化焙燒過程中還原劑的氣化,為鐵礦物還原創造合適氣氛。

2 試驗結果及討論

本研究采用靜態磁化焙燒法,將鐵礦粉與還原劑混勻后,靜置于馬弗爐內進行焙燒,磁化焙燒得到的焙燒產品經過磨礦后,采用磁選管進行選別,重點考察焙燒溫度、還原時間及還原劑用量對磁化焙燒效果的影響。磁選流程試驗中,采用濕式磁選機對焙燒產品進行選別。

磁化焙燒時,原料用量300 g/次,還原劑按試樣用量的百分比配加,原料與還原劑混勻后裝入馬弗爐(SX2-8-13),在設定條件下進行焙燒,焙燒完成后取出水淬烘干后即得焙燒產品。焙燒產品采用XMQ-φ150×50錐形球磨機進行磨礦,隨后采用XCGS-φ50磁選管進行選別。磁選流程試驗中,焙燒產品采用XMQ-φ240×90錐形球磨機進行磨礦,隨后采用RK/CRSφ400×300濕式弱磁選機進行選別。

2.1 磁化焙燒工藝試驗

2.1.1 焙燒時間試驗

焙燒時間是影響礦物還原程度的重要因素。固定焙燒溫度800℃、還原劑煤粉添加量15%進行焙燒時間試驗。焙燒產品在磨礦細度-0.045 mm占76.53%條件下,采用磁選管進行弱磁選,磁場強度為120 kA/m,不同焙燒時間下精礦鐵品位和回收率如圖1所示。

1、深化財政體制改革需要具體的財政事權清單。深化財政體制改革應在收入劃分既定的基礎上，列出財政事權的具體清單，將財政事權按照中央事權、地方事權和中央地方共擔事權進一步劃分，根據財政事權劃分的屬性原則，盡可能劃分出具體清晰的事權清單。財政事權的清單，是與行政部門的行政事權清單有機統一，是“錢”與“事”的有機統一，所以每個領域的事權清單都要體現業務管理部門的主體責任，體現行業的特殊屬性，與此相結合，形成錢事統一的事權清單。

從圖1可知,磁化焙燒磁選精礦鐵品位隨焙燒時間變化不大,總體在57.31%～57.75%范圍內波動。當焙燒時間達到90 min時,精礦鐵回收率達到最高,為91.29%,同時鐵品位沒有大幅下降,為57.31%。隨著焙燒時間的延長,赤鐵礦顆粒內部逐漸完成磁化過程,原料整體磁化率上升,使得精礦鐵回收率升高。隨后,再繼續延長焙燒時間,礦物顆粒表面部分赤鐵礦發生了過還原反應,生成了無磁性的富氏體,導致鐵回收率下降。綜上,選取焙燒時間為90 min。

圖1 焙燒時間對磁選精礦指標的影響Fig.1 Effect of roasting time on indexes of magnetic concentrate

2.1.2 焙燒溫度試驗

固定焙燒時間90min、還原劑用量15%進行磁化焙燒。焙燒產品在磨礦細度-0.045 mm占76.53%條件下,采用磁選管進行弱磁選,磁場強度為120 kA/m,考察不同焙燒溫度對鐵精礦品位及鐵回收率的影響,試驗結果如圖2所示。

圖2 焙燒溫度對磁選精礦指標的影響Fig.2 Effect of roasting temperature on indexes of magnetic concentrate

由圖2可知,當焙燒溫度由700℃提高至850℃后,弱磁選精礦鐵品位隨焙燒溫度的升高而升高,從55.24%提高到60.80%。另一方面,鐵回收率隨著焙燒溫度呈先升后降的趨勢,在800℃時達到最高值,為90.73%。當焙燒溫度升高至850℃時,鐵回收率反而下降至84.01%,主要原因是當焙燒溫度升高至850℃后,鮞狀赤鐵礦顆粒外層鐵礦物有部分發生了過還原現象,生成了無磁性的浮氏體,降低了鐵回收率。綜上,選取焙燒溫度為800℃。

2.1.3 還原劑用量試驗

固定焙燒時間90min、焙燒溫度800℃進行磁化焙燒。焙燒產品在磨礦細度-0.045 mm占76.53%條件下,采用磁選管進行弱磁選,磁場強度為120 kA/m,考察不同還原劑用量對鐵精礦品位及鐵回收率的影響,試驗結果如圖3所示。

圖3 還原劑用量對磁選精礦指標的影響Fig.3 Effect of reducant dosage on indexes of magnetic concentrate

從圖3可以看出,精礦鐵品位隨還原劑用量變化不大,而鐵回收率從75.86%增加到87.12%。主要原因是隨著還原劑用量的增加,反應物濃度增加促使還原反應正向進行,促進了Fe2O3向Fe3O4的轉變。但是,當還原劑使用過量后,很難進一步提高精礦鐵回收率,同時,未反應的煤粉進入尾礦,會降低尾礦的鐵品位。綜上,選擇還原劑用量為15%。

2.2 磁化焙燒—弱磁選流程試驗

2.2.1 磨礦細度試驗

圖4 磨礦細度對磁選精礦指標的影響Fig.4 Effect of grinding fineness on indexes of magnetic concentrate

從圖4可以看出,當給料粒度從-0.045 mm占比57.10%增加到98.97%時,精礦鐵品位從58.81%增加至60.21%,但是,鐵回收率從90.96%下降到66.70%。主要原因是磁鐵礦磁性與礦物粒度呈負相關性,當焙燒產品粒度減小后,其磁性下降,降低了鐵回收率。綜合考慮,選擇磨礦細度為-0.045 mm占74.53%。此時,獲得的精礦鐵品位(TFe)為58.36%,鐵回收率為87.20%。

2.2.2 磁化焙燒—弱磁選流程試驗

為了考察磁場強度對焙燒產品磁選效果的影響。固定焙燒溫度為800℃、焙燒時間為90 min、還原劑用量15%,焙燒產品磨細至-0.045 mm占74.53%后,對焙燒產品按圖5所示流程進行磁選試驗研究,結果見表3。

圖5 磁選試驗流程Fig.5 The flow chart of magnetic separation experiments

由表3可知,當綜合精礦鐵品位達到60.00%時,其鐵精礦產率為58.50%,鐵回收率只有72.06%。當鐵回收率達到最高值87.68%時,精礦產率為71.77%,鐵品位為59.51%,尾礦鐵品位21.26%。

表3 磁化焙燒—磁選流程試驗結果Table 3 The results of magnetization roasting-magnetic separation process experiments

需要說明的是,由于焙燒產品中磁鐵礦為赤鐵礦還原轉化形成,晶格缺陷多,比磁化系數存在一定的波動范圍,不為恒定值,而且較天然磁鐵礦的比磁化系數低。因而在進行磁選時,需要更高的磁場強度。另一方面,由于焙燒產品中存在部分未轉化完全的弱磁性鐵礦,因此適當提高磁選磁場強度可以增加鐵回收率,降低尾礦鐵品位。

采用最佳焙燒條件(焙燒溫度為800℃、焙燒時間為90 min、還原劑用量15%)批量制備焙燒產品,隨后使用弱磁選機采用1粗1精的磁選流程進行磁選選別。由于該流程試驗采用大規模批量磨礦,磨礦條件與前文條件試驗有所區別,焙燒產品磨礦細度選擇-0.045 mm占87.84%,焙燒產品不同磁場強度試驗結果列于表4。

表4 焙燒產品弱磁選指標Table 4 The indexes of low intensity magnetic separation on roasted products

從表4可知,當粗選磁場強度較弱(239 kA/m),精選磁場強度較強(199 kA/m)時,綜合精礦鐵品位59.70%,鐵回收率82.19%。選用粗選磁場強度278 kA/m、精選磁場強度159 kA/m時,其精礦鐵品位為59.66%,鐵回收率為78.66%。當粗選磁場強度為239 kA/m、精選磁場強度為159 kA/m時,綜合精礦鐵品位59.01%,鐵回收率85.76%。精選流程對精礦鐵品位提升不大,鐵品位僅能提升1個百分點左右。同時,精選后,鐵回收率均有一定幅度下降。主要原因是,弱磁選機精選時,磁磁場強度度不高,產生了產率7.17%～12.01%,含鐵46.52～53.88%的中礦,這部分中礦鐵回收率為7.79%～13.72%。為了進一步提高精礦鐵回收率,將上一步磁選試驗得到的中礦混勻作為中礦綜合樣(鐵品位50.92%),使用磁選管進行中礦再磨再選試驗,磨礦細度-0.045 mm占90%,具體試驗結果如表5所示。

表5 中礦再磨再選試驗結果Table 5 The results of re-grinding and re-separation of medium ore

由表5可知,通過磁場強度為167 kA/m的弱磁選,可以獲得鐵品位56.35%的精礦產品,此時鐵回收為90.39%。該結果說明,通過中礦再磨再選,可以在精礦鐵品位幅降不大的前提下,有效回收其中的鐵礦物,進一步提高鐵回收率。

2.2.3 連續磨礦—再磨再選流程

根據前文弱磁選條件試驗結果,確定焙燒產品的連續磨礦—再磨再選試驗中焙燒產品磨礦細度為-0.045 mm占87.84%,采用1粗1精,磁選精選尾礦再磨掃選流程,粗選磁場強度239 kA/m,精選磁場強度199 kA/m,再磨掃選磁場強度159 kA/m。中礦再磨粒度-0.045 mm占92.50%,連續磨礦—再磨再選數質量流程如圖6所示。

圖6 焙燒產品連續磨礦—再磨再選流程Fig.6 The flow chart of continuous grinding re-grinding and re-separation of roasted products

由圖6可知,采用連續磨礦1粗1精磁選,精選尾礦再磨掃選流程,最終精礦鐵品位為59.42%,鐵回收率為89.23%,綜合尾礦的鐵品位僅為17.02%,可結合生產實際,開展階段磨礦—再磨再選流程探索與優化[14-15]。

3 結 論

(1)鄂西鮞狀赤鐵礦中鐵礦物與脈石礦物嵌布關系復雜、有害元素含高,屬于極難選鐵礦。針對全鐵品位47.71%的鮞狀赤鐵礦完成了磁化焙燒條件和磁選流程試驗。在最佳焙燒條件:焙燒溫度800℃、焙燒時間90 min、還原劑用量15%的條件下,原礦磁化還原轉化率在90%以上。在此最佳條件下,精鐵礦鐵品位可達58%以上,鐵回收率為90%左右。

(2)焙燒產品磨礦細度-0.045 mm占87.84%時,采用連續磨礦1粗1精磁選,精選尾礦掃選再磨流程,最終獲得鐵品位59.42%的鐵精礦,鐵回收率達到89.23%,綜合尾礦鐵品位僅為17.02%,分選指標較好。