某鐵礦石懸浮磁化焙燒—磁選實驗研究

孔德翠，劉杰，張淑敏，李艷軍

（東北大學資源與土木工程學院，難采選鐵礦資源高效開發利用技術國家地方聯合工程研究中心，遼寧 沈陽 110819）

我國鐵礦資源總探明儲量大，但其中很多屬于難選鐵礦石，有著微細粒嵌布、品位低等特點，采用傳統的選礦工藝不能取得較好的分選效果[1-3]。磁化焙燒—弱磁分選技術，可以有效地處理復雜難選鐵礦石。東北大學團隊在磁化焙燒的基礎上開發了懸浮磁化焙燒—磁選技術，在流態化還原氣氛和一定溫度下，鐵礦石進行磁化還原反應，使弱磁性物料發生磁性轉變，然后進行相應的磁選工藝可以得到高品位、高回收率的選礦指標[4-6]。酒鋼粉鐵[7-8]采用預富集-懸浮磁化焙燒-磁選-反浮選工藝流程，取得優異的選別指標：精礦鐵品位60.67%、鐵回收率為76.27%，其中脈石礦物石英的含量僅有4.52%。與傳統的單一磁選相比，精礦指標獲得了極大的提高，SiO2含量很明顯降低，懸浮磁化焙燒技術為酒鋼粉礦高效分選提供新的辦法，極大提高選廠的效益。袁帥[9]等對國外某微細粒嵌布的赤鐵礦進行了懸浮磁化焙燒-磁選實驗，取得了精礦鐵品位58.29%和鐵回收率為91.45%的優異指標。

1 礦石性質

原礦化學多元素分析、鐵物相分析和XRD分析結果見表1、2和圖1。從表1分析結果可知，原礦石中具有回收價值的元素是鐵，TFe含量為56.36%。主要雜質為SiO2和Al2O3，兩者含量分別為3.38%和7.0%。雜質MgO含量僅有0.68%，有害元素P和S質量分數比較低，對提高精礦品位影響較小，燒失量8.59%。

表1 原礦的化學多元素分析/%Table 1 Multi-element analysis of the raw ore

由表2 鐵物相分析結果可知，原礦石中的鐵物相分布比較集中，主要以赤（鏡、褐）鐵礦的形式存在，赤（褐、鏡）鐵礦含量為53.36%，在原礦中的分布率高達92.93%。碳酸鐵、硫化鐵和硅酸鐵含量都比較低，三者總的分布率小于2%。

表2 鐵物相分析結果Table 2 Analysis results of irons phase

由圖1可知，原礦中主要礦物為赤鐵礦，脈石礦物主要為石英和鋁土礦，由于其他脈石礦物含量較低，未能檢測出來。

圖1 礦樣XRD分析Fig.1 XRD analysis of ore samples

2 實驗方法與設備

懸浮磁化焙燒在Φ350 mm管式電爐中進行，首先通入N2將電爐中的空氣排盡，在電爐上設置所需要的溫度進行升溫。升溫完成后，將30 g試樣放入管式爐中，通入一定濃度的CO，當達到指定的焙燒還原時間立即停止通入還原氣體CO，關閉加熱裝置。繼續通入N2以排盡爐內剩余的CO，最后關閉N2并取出物料，經水淬、烘干、稱重得到焙燒樣品。

焙燒產品在XMB-70 II三輥四筒棒磨機進行細磨，取15 g樣品在XCSG型Φ50 mm磁選管中進行弱磁選實驗。將磁選的精礦和尾礦分別進行烘干、稱重和化驗Fe質量分數以計算鐵的回收率。

3 結果與討論

3.1 給料粒度條件實驗

給料粒度的大小決定礦石與還原氣氛是否充分接觸，是懸浮磁化焙燒重要影響因素。根據查閱資料，將焙燒溫度設置為560℃，在還原氣體的氣量為500 mL/min、CO濃度為30%，還原時間為10 min的條件下進行焙燒實驗，然后將焙燒產品磨至-0.074 mm 95%[4]，在磁場強度90 kA/m，選別時間5 min的條件下進行弱磁選實驗，結果見圖2。

圖2 給料粒度對磁化焙燒實驗的影響Fig.2 Effect of feeding size on magnetization roasting test

由圖2可知，在給料粒度-0.074 mm 33.85%～56.11%的范圍內，精礦鐵品位和回收率顯著提高，精礦鐵品位從63.71%提高至64.41%，精礦鐵回收率由91.76%提高至94.59%。這主要是因為給料粒度變細，使得物料可以增大與氣體的接觸面積，使得物料更好地磁化還原。給料粒度-0.074 mm 56.11%時，精礦鐵品位達到較大值64.41%。給料粒度-0.074 mm 56.11%，精礦鐵品位不斷下降，精礦回收率變化不明顯。給料粒度-0.074 mm 90%時，鐵精礦的品位是62.94%。其中主要是因為給料粒度越細，鐵礦的單體解離度就越高，在弱磁選過程中，赤鐵礦容易被介質包住進入尾礦中，造成品位和回收率的降低[10]。根據精礦鐵的分選指標和磨礦成本確定實驗較佳給料粒度為-0.074 mm 56.11%。

3.2 焙燒溫度條件實驗

焙燒溫度是對焙燒速率有重要影響的因素，也對物質的轉化具有關鍵作用。使用上述礦石較佳給料粒度-0.074 mm 56.11%，CO濃度為30%，時間為10 min進行不同焙燒溫度的實驗。焙燒產品的磁選實驗條件不變，實驗結果見圖3。

由圖3可知，在焙燒溫度500～580℃范圍內，磁選精礦鐵品位以及回收率均隨著溫度的升高而變大；溫度上升至560℃時，精礦鐵品位和回收率達到較大值64.27%和94.02%；溫度為580℃，精礦鐵品位下降到63.65%，精礦鐵回收率緩慢升高至94.38%。根據赤鐵礦轉化為磁鐵礦的熱力學分析可知：在一定范圍內溫度越高，鐵礦物的反應速率越快，磁鐵礦也更容易存在。但是焙燒溫度過高可能造成鐵礦物的過還原，生成浮氏體（FeO）和金屬Fe，其中FeO易與CaO、MgO等脈石礦物發生固相反應，降低精礦鐵品位[11]。綜合考慮精礦鐵品位和回收率的變化，確定焙燒溫度為560℃。

3.3 還原氣體濃度條件實驗

為了衡量不同還原氣體濃度對懸浮磁化焙燒的影響。根據給料粒度實驗和焙燒溫度實驗，確定給料粒度為-0.074 mm 56.11%，焙燒溫度560℃，磁化反應時間不變的條件下進行CO濃度實驗。后續的磁選實驗與前面一致，結果見圖4。

通過圖4可知，還原氣體CO濃度在10%～30%范圍內，精礦鐵品位和回收率變化均是上升的；還原氣體CO濃度為30%，精礦鐵品位和回收率均達到極大值，分別是63.89%和94.87%；這主要是由于CO濃度增加，相當于CO分子數增加，增大還原性氣體與物料接觸的概率，從而提高了磁化還原反應效率。當CO濃度大于30%時，精礦鐵品位有明顯的下降，而精礦鐵回收率變化幅度比較小。當CO濃度為50%時，精礦鐵品位和回收率分別是62.10%和93.35%。根據精礦的分選指標，確定CO濃度為30%。

3.4 還原時間對焙燒實驗的影響

在上述較佳給料粒度、焙燒溫度、還原氣體濃度條件下，進行不同還原時間的條件實驗，得到的焙燒產品進行后續的磁選實驗，結果見圖5。

圖5 還原時間對磁化焙燒實驗的影響Fig.5 Effect of roasting time on magnetization roasting test

由圖5可知，還原時間在2.5～15 min范圍內，精礦鐵品位和精礦鐵回收率都顯著變化，精礦鐵品位由58.57%上升至64.42%，精礦回收率由60.12%上升至94.49%；還原時間繼續延長，精礦鐵品位和回收率都有輕微降低，精礦鐵品位為63.01%，回收率降低至91.35%。還原時間短，還原氣體和物料之間的反應不充分；由于時間過長，可能造成焙燒產品的過還原，從而導致精礦鐵品位和回收率的降低。綜合選別指標考慮，將還原時間設置為15 min，精礦鐵品位和回收率分別是64.42%和94.49 %。

根據實驗研究結果確定針對該鐵礦懸浮磁化焙燒較佳焙燒條件為焙燒溫度560℃，給料粒度-0.074 mm 56.11%，總氣量500 mL/min、CO濃度30%，焙燒時間為15 min。

3.5 焙燒產品物相分析

在上述較佳焙燒條件下獲得的焙燒樣品進行化學多元素分析和鐵物相分析，結果見表3、4。

表3 焙燒產品化學多元素分析/%Table 3 Multi-element analysis of the roasted ore

對比表1、3可知， TFe含量由原來的56.36%提高至58.16%；SiO2、Al2O3和其他雜質含量都有少量的升高；FeO含量有明顯的增加，含量為25.29%。懸浮磁化焙燒過程存在的菱鐵礦、褐鐵礦等其他礦物在高溫下發生還原和熱分解反應，使礦樣中的C、H、O元素以氣態的形式揮發出去，因此造成SiO2、Al2O3等成分的增加。

表4 焙燒后鐵物相分析Table 4 Iron phase analysis after roasting

對比表2、4可知，經懸浮磁化焙燒之后鐵質量分數由56.67%提升到58.20%。磁鐵礦的含量也提高至51.68%，其分布率高達85.15%。相應赤鐵礦的分布率由92.93%降低至10.84%，可知，大部分的赤褐鐵礦都轉化成磁鐵礦。其中，碳酸鐵、硫化鐵和硅酸鐵都有少量的降低，分別為0.1%、0.4%、0.13%。由表5可知還有部分殘留的赤鐵礦未轉化成磁鐵礦。存在少量赤鐵礦可能有兩種原因：1)懸浮磁化焙燒結束，物料在冷卻的過程中，當溫度在300℃左右時，磁鐵礦與空氣接觸氧化形成磁赤鐵礦[12]。經過磁選后，磁赤鐵礦和磁鐵礦一起富集到精礦中得到有效的回收；2) 部分粗顆粒磁化過程是由外往里逐漸進行轉變的，先從粗顆粒邊緣開始反應生成磁鐵礦，如果焙燒時間短氣固發應不充分，僅顆粒表層轉化為磁鐵礦，顆粒內部完全轉化為磁鐵礦有很大的難度，造成了赤鐵礦的少量殘留。后續的磨礦使得磁鐵礦和赤鐵礦解離，殘留的赤鐵礦進入尾礦，沒有對精礦產品造成影響。

表5 磁選精礦產品化學多元素分析/%Table 5 Multi-element analysis of magnetic separation concentrate

3.6 磁選精礦產品物相分析

在上述較佳條件下獲得的焙燒樣品進行細磨至-0.074 mm 95%，在磁場強度90 kA/m，選別時間15 min的條件下進行弱磁選實驗，獲得的精礦產品進行XRD分析（圖6）和化學多元素分析（表5）。

圖6與圖1結果對比可知，赤鐵礦已經完全反應，磁選精礦主要礦物為磁鐵礦，還有少量的鐵尖晶石。存在鐵尖晶石的主要原因是在焙燒過程中鐵礦發生過還原反應生成浮氏體（FeO），FeO可能與Al2O3、MgO、CaO發生反應生成鐵尖晶石[13]MFeO4。

圖6 磁選精礦XRD分析Fig.6 XRD analysis of magnetic separation concentrate

由表5可知，磁選后精礦鐵品位為64.54%，SiO2含量為1.64%。不利元素P和S含量較低，含量分別為0.1%和0.037%。其中FeO含量為22.29%，相比焙燒產品中FeO含量有所下降，可能是因為在懸浮磁化焙燒過程中過還原生成的FeO，經過磁選后進入尾礦。精礦中主要的脈石成分是Al2O3，其含量為5.65%，并未達到精礦鐵的品質要求，需要進一步浮選除雜。

4 結 論

（1）某鐵礦TFe品位56.36%，SiO2和Al2O3含量分別為3.38%和7.0%；有用礦物主要是赤褐鐵礦，占比為95.92%；脈石礦物主要是石英和鋁土礦。

（2）懸浮磁化焙燒實驗后確定較佳焙燒條件為：給料粒度為-0.074 mm 56.11%，焙燒溫度為560℃，總氣量為500 mL/min、CO濃度為30%，還原時間為15 min。焙燒產品磨至-0.074 mm 95%，選別時間5 min條件下進行弱磁選實驗，得到精礦鐵品位64.42%、鐵回收率94.49 %的優異選別指標。

（3）通過懸浮磁化焙燒之后，鐵礦中赤鐵礦大部分轉化成磁鐵礦，這使鐵礦物和脈石礦物的磁性相差比較大，可以通過磁選達到有效的分離。這為難選鐵礦石高效開發利用提供新的辦法和借鑒。