含铅锌褐铁矿综合选别工艺研究

2011-01-22沈进杰杨大兵唐庆华

中国矿业 2011年10期

沈进杰，杨大兵，鲁维，唐庆华

(1.武汉科技大学，湖北武汉 430081 ；2.首钢水城钢铁有限责任公司，贵州六盘水553028)

褐铁矿为无定形的铁的氧化物和氢氧化物，以针铁矿(α-FeOOH)、水针铁矿(α-FeOOH·nH2O)为主要组成，呈非晶质、隐晶质或胶状体，外表颜色呈黄褐色、暗褐至褐黑色，弱至中磁性。我国褐铁矿储量非常大，已探明储量约为12.3亿t。由于褐铁矿具有化学成分不固定、含铁量很不稳定、水分含量变化大、碎磨过程中容易过粉碎等特殊性质，属于极难选铁矿石[1]。我国褐铁矿资源利用率极低，大部分没有有效回收利用或根本没有开采。因此，开展褐铁矿石的高效选矿技术的研究已凸显其重要性和紧迫性。

目前，褐铁矿主要用重力选矿[2]、磁化焙烧-磁选联合[3]、磁选-浮选联合[4]等方法处理。国外则以絮凝-磁选工艺[5]选别细粒弱磁性褐铁矿。针对贵州褐铁矿矿石性质，采用重选-磁选-氯化还原焙烧-磁选工艺，获得了精矿铁品位64.08%、回收率84.74%的良好技术指标。

1 矿石性质

显微镜鉴定、X射线衍射分析结果表明，该铁矿矿物组成比较复杂，主要金属矿物有针铁矿、菱铁矿、菱锌矿、方铅矿，有少量磁铁矿、赤铁矿、黄铁矿、碳质-铁锰质矿物等；脉石矿物有石英、高岭石、绿泥石、碳酸盐矿物等。

显微镜鉴定结果显示，针铁矿、菱铁矿呈胶环状、多孔状分布，常与菱锌矿、脉石矿物混晶及连晶，是氧化矿床的主要金属矿物之一，集合体粒径一般0.1～1 mm之间。磁铁矿呈自形的八面体状，与针状、纤维状的赤铁矿一同分布在脉石矿物中，粒径0.001～0.01 mm间。偶见极细粒的黄铁矿分布在脉石矿物裂隙中，粒径0.001～0.01 mm之间。碳质-铁锰质矿物呈细粒纤维状或集合体状，替代植物体形成假象-木质细胞结构，粒径0.05～0.6 mm之间，最大1 mm左右。菱锌矿呈不规则粒状或胶环状分布，常与针铁矿、菱铁矿伴生，具极强的双反射和非均质性，白色内反射色，粒径0.01～0.4 mm之间。方铅矿呈不规则微细粒状分布在脉石矿物中，粒径0.001～0.005 mm之间。

矿石的化学多元素分析结果见表1。由表1可知，矿石中主要有用金属铁品位27.51%，铅品位4.75%，锌品位4.49%。铁品位比较低，但是铅锌潜在利用价值较大。

粒度筛析(湿筛)试验结果见表2。从表2可以看出，铁、铅、锌主要分布在+0.105 mm粒度范围(占一半左右)，三者品位较其他粒级高。在同一粒级范围内，铅、锌分布率非常接近；在不同粒级范围内，三者呈一定的相关性。粒度越细，铁品位越低。

表1 矿石化学多元素分析结果/%

表2 粒度筛析试验结果/%

2 选别工艺

2.1 强磁选工艺

称取试样(-2mm)若干份，在XMQ-67型球磨机上磨矿至不同粒度，用XCSQ-50×70湿式强磁选机进行分选。其中，给矿浓度为25%左右，搅拌速度恒定，每次给矿6s，冲洗水流量一定，精矿铁品位、回收率随磁选细度变化见图1，精矿铅锌品位随细度变化见图2。

图1 强磁选铁品位-回收率变化关系

由图1可知，磁选细度-74μm由66.5%变化到86.3%的过程中，精矿铁品位先升高后降低，回收率先减少后增加。当-74μm 占76.8%时，铁品位最大(场强为0.9T时为40.80%，1.6T时为41.91%)，回收率最低(0.9T时为41.82%，1.6T时为65.29%)；当磁选超过一定细度时，分选场强为1.6T时，精矿铁品位反而比0.9T时高，主要是因为过磨，使部分铁品位高的细颗粒在磁场强度不够时流失所致。同一磨矿细度，磁选场强大，则回收率高。

图2 强磁选精矿铅锌品位变化关系

从图2可以看出，精矿铅锌品位随着磁选细度的增加先降低后增加。在一定磁选细度范围内(-74μm 66%～72%)，场强越大，精矿铅锌品位越高，当磁选超过一定细度(-74μm 72%)时，场强越大，精矿铅锌品位越低。从粒度筛析结果分析可知，这是因为粗颗粒铁品位高，铅锌品位也高，部分铁品位低的细颗粒铅锌品位也低。

2.2 重选工艺

重选在LYN(S)-1100×500型摇床上完成。当给矿浓度10%左右，给矿细度-74μm占90%左右，摇床冲程为16mm时所得产品指标见表3。

表3 重选试验结果/%

注：中矿和尾矿合并为轻矿物。

由表3可以看出，重选对于铅的选别效果比较好，但是仍然有一半的铅进入了轻矿物，对于锌铁分离效果不明显，接下来必须寻求一种能使锌铁分离的有效方法。

2.3 氯化还原焙烧-弱磁选工艺

经过大量试验研究探索发现，氯化还原焙烧-弱磁选可以实现锌铁分离。试验基本原理是，添加一定量的煤粉和氯化钙，在焙烧过程中将铁还原为磁性铁，锌和铅转化为低熔点的氯化物挥发掉，然后通过磁选回收铁，通过回收焙烧烟气达到回收铅锌的目的。

试验主要考察了焙烧温度、保温时间、氯化剂用量对精矿指标的影响。

2.3.1 焙烧温度试验

在煤粉用量为30%，氯化钙用量为10%，于马弗炉中保温时间100 min，磁选细度-0.074 mm占90.0%，磁选磁场强度350 mT条件下，不同温度下试验数据关系图，见图3、图4。

从图3可以看出，随着焙烧温度的增加，精矿铁品位先增加后减少，当温度大于1050℃时，品位变化不大，回收率在85%附近波动。温度越高，越有利于铅的挥发。锌的挥发率随温度波动比较大，可能是因为反应生成的氯化锌自身也是一种氯化剂，促进了其他物质的挥发[6]，从而影响了自身的挥发。在1150℃时，铅的挥发率为78.6%，锌的挥发率为91.1%。

从图4可知，随着焙烧温度的升高，精矿中铅、锌的品位呈降低趋势。1150℃时，铁品位为59.60%，此时铅2.76%，锌0.52%。

当不添加氯化钙(只添加煤粉)，其他试验条件不变，我们做了一组对比试验，以说明添加氯化钙的优越性，见图5。

图3 焙烧温度-品位-回收、挥发率关系

图4 焙烧温度-精矿铅锌品位关系

图5 添加与不添加氯化钙对比试验

由图5可知，当温度在1000℃时，添加与不添加氯化钙相比，铁品位均达到各自最大值，分别为68.77%、70.70%。但添加比不添加时铁回收率高出17个百分点，为84.18%，铅锌挥发率比不添加时高出30～40个百分点。由此可见，添加氯化钙可以提高铁的回收率及铅锌的挥发率，其效果相当明显。

2.3.2 保温时间试验

在焙烧温度为1150℃，其他试验条件不变的情况下，铁品位、回收率、铅锌挥发率随保温时间变化关系见图6，精矿铅、锌品位随保温时间变化关系见图7。

从图6可以看出，随着保温时间的延长，铁回收率，铅、锌挥发率三者均呈升高趋势。当保温时间为80 min时，铁品位达到最大值60.41%，大于80 min铁品位下降。保温时间大于60 min，铁回收率均大于80%，铅挥发率在74%左右，锌挥发率在90%以上。

由图7可知，在一定保温时间内，精矿铅锌品位随保温时间延长而降低。当保温时间超过100 min时，铅的品位有所回升，此时锌品位0.41%。

2.3.3 氯化剂用量试验

试验选取保温时间为100 min，其他试验条件不变，铁品位、回收率、铅锌挥发率随氯化剂用量变化关系见图8，精矿铅锌品位随氯化剂用量变化关系见图9。

图6 保温时间-品位-回收、挥发率关系

图7 保温时间-铅锌品位关系

图8 氯化钙用量-品位-回收、挥发率关系

图9 氯化钙用量-铅锌品位关系

由图8可知，铅锌挥发率均随氯化钙用量的增加而增加，铁品位呈上升趋势，主要是因为氯化钙对铅锌挥发具有促进作用的同时兼有助熔作用，有利于铁的还原。当氯化钙用量由4%增加到6%时，铁品位略有下降，之后又上升，可能是因为当氯化钙用量较低时，反应生成铁酸钙体系使铁品位降低，当氯化钙用量增加后铁酸钙减少，反应生成硅酸钙体系，有利于通过磁选提高铁的品位，所以铁品位又增加。

从图9可以看出，精矿铅锌含量随着氯化钙用量的增加而降低。由此可知，适当增加氯化钙用量，对于降低精矿铅锌品位是有利的。

2.4 重选-强磁选-氯化还原焙烧-弱磁选工艺

由于重选选铅比较有效果，但重矿物铁回收率有15%，锌回收率17%，而氯化还原焙烧-弱磁选对于锌铁分离效果明显，铅铁分离效果次之。综合考虑以上工艺，制定了重选-强磁选-氯化还原焙烧-弱磁选工艺，将重选部分中矿并入重矿物，然后将重矿物做强磁选，尾矿为粗铅矿，磁性矿物与重选轻矿物合并再做氯化还原焙烧-弱磁选，试验流程如图10所示。

当煤粉用量为30%，氯化钙用量为10%，焙烧温度1150℃保温100 min时，所得产品各项指标见表4。

从表4可以看出，采用重选-强磁选-氯化还原焙烧-弱磁选工艺处理该矿石是可行的。但是，铁精矿铅品位仍然很高，主要原因是铅的熔点比较低，高温焙烧后矿石结构变得复杂，在磁选过程中跟随精矿富集。这就要求进入焙烧环节时，矿石中铅必须除干净，该铁精矿有待作进一步处理。