梁居明 朱海龍 王開(kāi)揚(yáng) 李志明
(1.海南礦業(yè)股份有限公司;2.東北大學(xué)資源與土木工程學(xué)院)
海南石碌鐵礦床屬于大型火山沉積—變質(zhì)型鐵礦床,主要礦石礦物為赤褐鐵礦,赤褐鐵占總鐵的70%以上,有害成分S 含量高達(dá)1.30%左右。礦石中赤鐵礦結(jié)晶粒度微細(xì),采用傳統(tǒng)選礦方法難以獲得良好的技術(shù)指標(biāo),因此亟需依據(jù)資源的特點(diǎn)確定適宜的選礦工藝。
近年來(lái),圍繞微細(xì)粒菱鐵礦、褐鐵礦、鮞狀赤鐵礦等復(fù)雜難選鐵礦石資源的高效開(kāi)發(fā)與利用,國(guó)內(nèi)相關(guān)研究單位開(kāi)展了大量的基礎(chǔ)研究和技術(shù)開(kāi)發(fā)工作,采用選冶聯(lián)合工藝實(shí)現(xiàn)此類(lèi)資源的高效利用基本成為共識(shí)[1-4],其中磁化焙燒是處理該類(lèi)礦石最有效的技術(shù)手段[5-6]。
本研究將采用磁化焙燒—弱磁選技術(shù),確定海南石碌鐵礦石的高效開(kāi)發(fā)利用方案。
試樣為海南石碌鐵礦有代表性礦樣,主要化學(xué)成分分析結(jié)果見(jiàn)表1,XRD圖譜見(jiàn)圖1,鐵物相分析結(jié)果見(jiàn)表2。
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由表1可以看出,試樣中主要有回收價(jià)值的成分為鐵,品位為40.21%;主要雜質(zhì)成分SiO2含量為30.30%,其他雜質(zhì)Al2O3、CaO 含量分別為2.83%和2.60%,主要有害成分磷含量較低、硫含量較高,達(dá)1.32%。
由圖1 及表2 可以看出,試樣中鐵主要以赤鐵礦的形式存在,含量為29.58%,鐵分布率達(dá)73.56%。因此,試樣中的主要回收對(duì)象為赤鐵礦。
基于試樣硫含量較高,為了降低焙燒料的硫含量,同時(shí)減少入爐量,先對(duì)試樣進(jìn)行了反浮選脫硫、磁選拋尾預(yù)富集試驗(yàn)。預(yù)富集工藝采用磨礦—1粗1精1 掃反浮選—1 次中磁選+1 次強(qiáng)磁選流程,見(jiàn)圖2,試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表3。
由表3 可以看出,試樣在磨礦細(xì)度為-0.074 mm占62.18%的條件下,采用1 粗1 精1 掃、中礦順序返回反浮選流程脫硫,1 次中磁選+1 次強(qiáng)磁選預(yù)富集,可獲得鐵品位為45.61%、鐵回收率為93.81%、S 含量為0.54%的預(yù)富集精礦,以及硫品位為28.32%、硫回收率為43.25%的硫精礦,進(jìn)入后續(xù)磁化焙燒—弱磁選工藝的礦量減少16.50%。
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針對(duì)預(yù)富集精礦開(kāi)展磁化焙燒—弱磁選試驗(yàn)。在實(shí)驗(yàn)室管式爐中進(jìn)行磁化焙燒,待管式爐內(nèi)溫度達(dá)到設(shè)定值后通入N2,排凈爐內(nèi)空氣,迅速將磨礦至一定細(xì)度的30 g 預(yù)富集精礦置于管式爐內(nèi),采用H2與CO、N2的混合氣體(還原氣體H2與CO 的體積比為3∶1)進(jìn)行還原,一定時(shí)間后關(guān)閉加熱系統(tǒng)同時(shí)通入N2,使焙燒熟料冷卻至室溫,再細(xì)磨至一定細(xì)度后用磁選管進(jìn)行弱磁選(85.15 kA/m)。
還原溫度試驗(yàn)固定還原氣體的體積濃度為30%、還原焙燒時(shí)間為20 min、氣體流量為500 mL/min,弱磁選給礦細(xì)度為-0.038 mm 占90%,試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)圖3。
由圖3 可以看出,隨著還原溫度的升高,精礦鐵品位先略有下降后趨于穩(wěn)定、回收率先顯著上升后趨于平緩。綜合考慮,確定焙燒溫度為520 ℃。
還原劑濃度試驗(yàn)固定磁化焙燒溫度為520 ℃、還原時(shí)間為20 min、氣體流量為500 mL/min,弱磁選給礦細(xì)度為-0.038 mm占90%,試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)圖4。
由圖4 可以看出,隨著還原劑濃度的提高,精礦鐵品位下降、回收率先顯著上升后趨于穩(wěn)定。綜合考慮,確定還原氣體濃度為30%。
還原時(shí)間是影響磁化焙燒效果的重要因素之一,還原時(shí)間過(guò)短鐵礦物還原不完全,而過(guò)長(zhǎng)又會(huì)發(fā)生過(guò)還原。因此必須進(jìn)行還原時(shí)間試驗(yàn)。試驗(yàn)固定磁化焙燒溫度為520 ℃、還原氣體濃度為30%、氣體流量為500 mL/min,弱磁選給礦細(xì)度為-0.038 mm 占90%,試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)圖5。
由圖5 可以看出,隨著還原時(shí)間的延長(zhǎng),精礦鐵品位先升后降、回收率先明顯升高后趨于平穩(wěn)。綜合考慮,確定還原時(shí)間為20 min。對(duì)應(yīng)的弱磁選精礦鐵品位為66.86%、回收率為92.27%。
為查明試驗(yàn)過(guò)程中重要產(chǎn)品的成分,對(duì)焙燒熟料和弱磁選精礦均進(jìn)行了主要化學(xué)成分分析和XRD圖譜分析,結(jié)果分別見(jiàn)表4。
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由表4 可以看出,焙燒熟料TFe 和FeO 含量分別為49.08% 和19.18%,主要雜質(zhì)成分SiO2含量為24.29%,次要雜質(zhì) Al2O3、CaO 和 MgO 含量分別 為2.23%、1.79%和1.20%,有害成分硫含量為0.65%;弱磁選精礦TFe品位為66.87%,主要雜質(zhì)成分SiO2顯著下降至5.59%,有害成分硫含量為0.31%。
XRD 分析表明:焙燒熟料中的主要鐵礦物為磁鐵礦,主要脈石礦物為石英;預(yù)富集精礦經(jīng)磁化焙燒,其中的赤鐵礦轉(zhuǎn)化成了磁鐵礦。磁選精礦中絕大部分為磁鐵礦,只有極少量的脈石礦物石英。
(1)海南石碌鐵礦石中主要有回收價(jià)值的成分鐵含量為40.21%,主要雜質(zhì)成分SiO2含量為30.30%,主要有害成分硫含量達(dá)1.32%;鐵主要以赤鐵礦的形式存在,分布率達(dá)73.56%。
(2)試樣在磨礦細(xì)度為-0.074 mm占62.18%的條件下,采用1粗1精1掃、中礦順序返回反浮選流程脫硫,1 次中磁選+1 次強(qiáng)磁選預(yù)富集,獲得了鐵品位為45.61%、鐵回收率為93.81%、S 含量為0.54%的預(yù)富集精礦,以及硫品位為28.32%、硫回收率為43.51%的硫精礦,進(jìn)入磁化焙燒—弱磁選工藝的礦量減少了16.50%。
(3)預(yù)富集精礦在還原溫度為520 ℃、還原劑濃度為30%、還原時(shí)間為20 min,弱磁選給礦細(xì)度為-0.038 mm 占90%的情況下可獲得鐵品位為66.86%、回收率為92.27%的鐵精礦,試驗(yàn)指標(biāo)良好。