东鞍山含碳酸盐正浮选尾矿悬浮焙烧—弱磁选试验

东鞍山含碳酸盐正浮选尾矿悬浮焙烧—弱磁选试验
李文博;唐志东;杨光;韩跃新;李艳军
【摘要】Iron grade of Donganshan direct-flotation tailings containing 43.53％ Fe,iron mainly exists in form of hematite,magnetite and siderite.Suspension roasting-magnetic separation was carried out in order to provide technique basis for utilization of the direct-flotation tailings.The results indicated that,with gas flow rate of 12 m3/h,H2 concentration 40％,suspension roasting temperature at 600 ℃ for 8 s,roasted products ground to-0.043 mm 95％,via low intensity magnetic separation at intensity of 85.1 kA/m,iron concentrate with iron grade of 60.52％ and recovery of 78.78％ was obtained.Magnetism and XRD analysis on materials both before and after the suspension roasting indicated
that,iron-bearing low intensity magnetism material was changed to high intensity magnetism magnetite,enhance the magnetism,expanded the magnetism difference of iron ore and gangue minerals,effective separation can be obtained by low intensity magnetic separation.%东鞍山含碳酸盐正浮选尾矿铁品位为43.53％,主要含铁矿物为赤铁矿、磁铁矿和菱铁矿.为给该正浮选尾矿高效回收利用提供依据,采用悬浮焙烧—磁选工艺进行了选矿试验.结果表明:在气体流量为12 m3/h、H2浓度为40％、焙烧温度为600℃、焙烧时间为8 s条件下进行悬浮焙烧试验,焙烧产品磨细至-0.043 mm占95％,在磁场强度为85.1 kA/m条件下弱磁选,可获得铁品位为60.52％、回收率为78.68％的精矿.对悬浮焙烧前后物料的磁性检测、XRD分析可知,试样中弱磁性的含铁矿物经悬浮焙烧后
转变为强磁性的磁铁矿,磁性增强,扩大了铁矿物与脉石矿物的磁性差异,可通过弱磁选进行有效分离.
【期刊名称】《金属矿山》
【年(卷),期】2016(000)012
【总页数】5页(P13-17)
【关键词】正浮选尾矿;悬浮焙烧;菱铁矿;磁性
【作者】李文博;唐志东;杨光;韩跃新;李艳军
【作者单位】东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;鞍钢集团矿业公司,辽宁鞍山114001;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819
【正文语种】中文
【中图分类】TD951.1;TD925.7
我国铁矿石的主要特点是贫、细、杂，资源平均铁品位较低，复杂难选的含碳酸盐铁矿石所占比例较大，全国储量超过50亿t，其中辽宁鞍山地区的储量就有约10亿t[1-3]。

近几年来，在对东鞍山铁矿石选别实践中发现，随着开采深度的增加，采出矿石含碳酸盐赤铁矿石含量增加，由10%～15%增加到20%～30%，原有的阴离子反浮选工艺处理该部分矿石效果不佳，选别过程中经常出现精尾不分的现象[4-5]。

为此，东北大学提出了分步浮选技术处理东鞍山含碳酸盐铁矿石的技术路线，即第一步正浮选优先分离出菱铁矿，第二步进行赤铁矿的反浮选作业[6]。

但是第一步正浮选的尾矿含铁量超过40%，由于其中细粒碳酸铁含量较高，分选难
度较大，因而该部分铁资源并未实现高效回收，若单独存放则占用大量堆存场地，若进入选别流程则影响系统分选指标[1]。

近年来，国内许多研究单位围绕微细粒矿、菱铁矿、褐铁矿、鲕状赤铁矿等复杂难选铁矿资源的高效开发利用，开展了大量的基础研究和技术开发工作，基本达成了采用选冶联合工艺才能实现复杂难选铁矿资源高效利用的共识。

针对复杂难选铁矿的开发利用问题，东北大学开发了“预富集—悬浮焙烧—磁选”新技术(PSRM)[7]，针对湖北五峰状赤铁矿、渝东典型沉积型赤褐铁矿、鞍钢东部尾矿进行的试验，均获得了良好的分选指标[8]。

本研究以东鞍山含碳酸盐铁矿石正浮选尾矿为研究对象，针对气体流量、H2浓度、悬浮焙烧温度及焙烧时间等条件开展了系统的试验研究，为东鞍山含碳酸盐正浮选尾矿的高效利用提供了新的技术途径。

试验矿样取自东鞍山烧结厂分步浮选的正浮选尾矿，试样金属矿物主要为赤铁矿、菱铁矿、磁铁矿及少量褐铁矿、黄铁矿，铁矿物总含量为43.53%，主要脉石矿物为石英、绿泥石、白云石和方解石等，脉石矿物含量为56.47%。

试样化学多元素分析结果见表1，铁物相分析结果见表2。

由表1可知，试样主要有价组分为铁，其含量为43.53%，主要杂质为SiO2，且
矿石的烧失量较大，达8.17%，这说明矿石中含有可分解组分，在加热过程中发
生了分解。

由表2可知，试样赤褐铁矿中铁分布率为64.64%；磁性铁中铁的分布率为
23.23%；碳酸铁中铁的分布率为11.51%；赤铁矿、磁铁矿和菱铁矿中铁占有率
合计为99.39%。

由此可见，该正浮选尾矿的主要回收对象为赤褐铁矿、磁铁矿和菱铁矿。

试样粒度筛析结果见表3。

由表3可见，试样铁矿物嵌布粒度较细，-0.074 mm粒级占96.72%，铁矿物主
要分布于该粒级中，其分布率为98.32%，铁在-0.038 mm粒级的分布率达
94.12%。

正浮选尾矿的平均粒度偏小为进一步分选带来极大困难，采用常规选别
方法难以实现东鞍山含碳酸盐铁矿石正浮选尾矿的高效回收利用。

2.1 试验方法
在实验室间歇式悬浮磁化焙烧炉中进行悬浮焙烧试验。

首先将悬浮焙烧炉升温至预定温度，然后通入N2排净炉内空气，再将一定浓度比例的N2和H2混合气体给入炉内还原腔体(H2浓度以H2占N2和H2混合气体的体积分数表示)，然后将待焙烧物料给入炉内，进行悬浮磁化焙烧。

待物料完成磁化焙烧后，关闭加热系统并停止通入还原气体H2，继续通入N2使焙烧物料冷却至室温，得到悬浮焙烧产品。

最后，将焙烧产品细磨至-0.043 mm占95%，在磁场强度为85.1kA/m的条件下进行弱磁选。

试验流程见图1。

2.2 试验原理
磁化焙烧试验过程中，采用H2为还原剂，试样铁矿物主要为赤铁矿、磁铁矿及菱铁矿，且在焙烧过程中，菱铁矿在较低温度下便可分解转变为FeO或Fe3O4，因此可能发生的主要反应有
当温度大于570 ℃时：
Fe3O4(s)+H2(g)=3FeO(s)+H2O(g)
FeO(s)+H2(g)=Fe(s)+H2O(g)
当温度小于570 ℃时：
Fe3O4(s)+4H2(g)=3Fe(s)+4H2O(g)
各反应在不同温度下平衡时的H2浓度如图2所示。

由图2可知，4条曲线把反应划为A、B、C、D 4个区域。

A为Fe2O3稳定区域，这个区域很小，表明该反应非常容易进行，即使在H2浓度很低的情况下，反应也能进行；B为Fe3O4稳定
区域，C为浮士体稳定区域，D为金属Fe稳定区域。

赤铁矿磁化焙烧热力学分析表明，赤铁矿还原为磁铁矿的热力学趋势很大，在很低的H2浓度下，反应即可发
生，当H2浓度过高时，生成的磁铁矿容易被进一步还原成金属Fe或者浮士体(FeO)。

3.1 悬浮焙烧试验3.1.1 气体流量试验
在焙烧温度为600 ℃，H2浓度为40%，焙烧时间为2 s，气体流量分别为8、10、12、14 m3/h条件下，考察气体流量对精矿指标的影响，结果如图3所示。

由图3可知：随着气体流量由8 m3/h增加至12 m3/h，精矿铁品位和回收率均
逐渐提高；当气体流量为12 m3/h时，精矿铁回收率达到最大值，为40.20%；
当气体流量大于12 m3/h时，精矿铁品位随气体流量增加提高不明显，精矿铁回收率逐渐下降。

气体流量过高会导致物料在悬浮焙烧炉内停留时间缩短，物料中的弱磁性铁矿物无法充分还原为磁铁矿，导致磁选指标不佳。

综合考虑，确定气体流量为12 m3/h，此时获得的精矿铁品位和回收率分别为60.63%、40.20%。

3.1.2 H2浓度试验
在焙烧温度为600 ℃，气体流量为12 m3/h，焙烧时间为2 s，H2浓度分别为20%、30%、40%、50%条件下，考察H2浓度对精矿指标的影响，结果如图4
所示。

由图4可知，随着H2浓度的增加，精矿铁品位和回收率均先提高后降低。

这是由于不同浓度的还原剂进行磁化焙烧会形成不同的还原气氛，其还原能力和还原效率存在一定的差异。

当H2浓度过高时会发生反应，生成弱磁性的Fe3O4-FeO固熔体[9]，进入磁选尾矿，进而导致精矿铁回收率降低。

综合考虑，确定H2浓度为40%。

3.1.3 焙烧温度试验
在气体流量为12 m3/h，H2浓度为40%，焙烧时间为2 s，焙烧温度分别为500、550、600、650 ℃条件下，考察焙烧温度对精矿指标的影响，结果如图5所示。

由图5可知：随着焙烧温度由500 ℃提高到650 ℃，精矿铁品位变化不明显，说
明焙烧温度变化对铁精矿品位的影响较小；随着焙烧温度由500 ℃提高到650 ℃，精矿铁回收率由31.86%增加至40.39%，增长幅度较大。

试样中大部分铁矿物为
赤褐铁矿，其还原反应为吸热反应。

升高温度既可以提高反应速率，又可以使还原反应更加充分。

但温度过高会使Fe3O4与H2继续反应，发生过还原现象，生成
弱磁性的Fe3O4-FeO固熔体[10]，降低精矿铁回收率。

综合考虑，确定焙烧温度为600 ℃，此时获得的精矿铁品位和回收率分别为60.63%、40.20%。

3.1.4 焙烧时间试验
在气体流量为12 m3/h，H2浓度为40%，焙烧温度为600 ℃，焙烧时间分别为2、4、6、8 s条件下，考察焙烧时间对精矿指标的影响，结果如图6所示。

由图6可知，随着焙烧时间的延长，精矿铁品位变化不明显，铁回收率逐渐提高，提高幅度逐渐变小。

综合考虑，确定焙烧时间为8 s，此时获得的精矿铁品位和回收率为别为60.52%、78.68%。

3.2 悬浮焙烧对物料成分的影响
悬浮焙烧前后物料的XRD分析结果见图7。

由图7可知：焙烧前物料中含铁矿物主要为赤铁矿、菱铁矿、磁铁矿，焙烧后物
料中含铁矿物主要为磁铁矿，且磁铁矿特征峰峰行尖锐，峰值较高。

物料焙烧后产生了大量强磁性的磁铁矿，且磁铁矿结晶程度较高；同时未见赤铁矿和菱铁矿的特征峰，说明赤铁矿和菱铁矿通过悬浮焙烧以后基本转变为强磁性的磁铁矿。

3.3 悬浮焙烧对物料磁性的影响
矿物比磁化率的大小是衡量矿物磁性强弱的重要参数，是判断磁选分选可行性的重要依据。

为探明悬浮焙烧前后物料的磁性变化，采用振动样品磁强计对悬浮焙烧前后物料的磁化强度和比磁化率分别进行测定。

悬浮焙烧前后物料的磁化强度和比磁化率随磁化磁场强度的变化如图8所示。

由图8可知：焙烧前物料的磁化强度随外加磁场的增加呈线性逐渐提高，且未达
到磁饱和，表现为顺磁性；烧后物料的磁化强度随外加磁场的增加迅速提高，随后趋于平稳，达到磁饱和；焙烧前物料比磁化率随外加磁场的增加小幅降低，表明悬浮焙烧前物料呈弱磁性；焙烧后物料比磁化率随磁化磁场的增加先迅速增加，在磁化磁场强度为44.35 kA/m时达到最大值，为3.69×10-4 m3/kg，继续增加磁场强度，物料比磁化率则逐渐降低，外加磁场较低时，随着磁场强度的增大，强磁性的磁铁矿中的磁畴壁迅速发生位移，磁矩转向磁场方向，直至达到饱和状态，磁饱和后继续增加磁场强度，磁矩不变，磁化磁场强度不断增大，而比磁化率不断降低。

因此，焙烧前物料中弱磁性铁矿物经悬浮焙烧后转变为强磁性磁铁矿，矿石的比磁化率显著提高，扩大了铁矿物与脉石矿物的磁性差异，可通过弱磁选进行有效分离。

(1)东鞍山含碳酸盐铁矿石正浮选尾矿铁品位为43.53%，主要有用元素为铁，金属矿物主要为赤铁矿、菱铁矿、磁铁矿及少量褐铁矿、黄铁矿，主要脉石矿物为石英、绿泥石、白云石和方解石等。

(2)在气体流量为12 m3/h、氢气浓度为40%、焙烧温度为600 ℃、焙烧时间为8 s条件下，进行悬浮焙烧，焙烧产品磨细至-0.043 mm占95%，在磁场强度为85.1 kA/m条件下经弱磁选，可获得铁品位为60.52%、回收率78.68%的铁精矿。

(3)通过对悬浮磁化焙烧前后物料的磁性检测及XRD分析可知，试样中弱磁性的含铁矿物经悬浮焙烧后转变为强磁性的磁铁矿，磁性增强，扩大了铁矿物与脉石矿物的磁性差异，可通过弱磁选进行有效分离。

【相关文献】
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