高品位铁精粉制备工艺研究①_李锐.pdf

高品位铁精粉制备工艺研究 ① 李 锐１， 刘 杰２， 王 珏１， 宛彦鑫１， 夏一航１ （１．沈阳隆基电磁科技股份有限公司，辽宁 抚顺 １１３１２２； ２．东北大学，辽宁 沈阳 １１０８１９） 摘 要 以美国某磁铁矿为原料，分别采用磁悬浮精选和反浮选工艺对磁选精矿进行了提铁降硅研究。 结果表明，采用两种工艺 都可以将 ＴＦｅ 品位提高到 ７０％以上、ＳｉＯ２含量降到 １．５％以下，达到高品位铁精粉的要求。 但磁悬浮精选工艺可以得到较高的产率 和 ＴＦｅ 回收率，并且运行成本低、无污染物排放，是更高效环保的选矿方法。 关键词 磁铁矿； 磁悬浮精选； 反浮选； 铁精粉； 提铁降硅 中图分类号 ＴＤ９５１文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１８．０５．０１３ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１８）０５－００５１－０３ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｐｒｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ Ｈｉｇｈ⁃ｇｒａｄｅ Ｉｒｏｎ Ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ＬＩ Ｒｕｉ１， ＬＩＵ Ｊｉｅ２， ＷＡＮＧ Ｊｕｅ１， ＷＡＮ Ｙａｎ⁃ｘｉｎ１， ＸＩＡ Ｙｉ⁃ｈａｎｇ１ （１.Ｓｈｅｎｙａｎｇ Ｌｏｎｇｊｉ Ｍａｇｎｅｔ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｆｕｓｈｕｎ １１３１２２， Ｌｉａｏｎｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ； ２.Ｎｏｒｔｈｅａｓｔｅｒｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｓｈｅｎｙａｎｇ １１０８１９， Ｌｉａｏｎｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｍａｇｎｅｔｉｃ ｌｅｖｉｔａｔｉｏｎ ａｎｄ ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅｓ ｗｅｒｅ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｄ ｆｏｒ ｅｘｔｒａｃｔｉｎｇ ｉｒｏｎ ａｎｄ ｒｅｄｕｃｉｎｇ ｓｉｌｉｃｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｆｒｏｍ ｐｒｅｖｉｏｕｓ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｍａｇｎｅｔｉｔｅ ｆｒｏｍ ｔｈｅ Ｕｎｉｔｅｄ Ｓｔａｔｅｓ ａｓ ｒａｗ ｍａｔｅｒｉａｌ． Ｉｔ ｉｓ ｓｈｏｗｎ ｔｈａｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｕｓｉｎｇ ｅｉｔｈｅｒ ｐｒｏｃｅｓｓ ｃｏｕｌｄ ｈａｖｅ ｔｈｅ ＴＦｅ ｇｒａｄｅ ｉｎｃｒｅａｓｅｄ ｔｏ ｏｖｅｒ ７０％ ａｎｄ ＳｉＯ２ｃｏｎｔｅｎｔ ｒｅｄｕｃｅｄ ｔｏ ｂｅｌｏｗ １．５％， ｍｅｅｔｉｎｇ ｔｈｅ ｓｔａｎｄａｒｄ ｆｏｒ ｈｉｇｈ ｇｒａｄｅ ｉｒｏｎ ｐｏｗｄｅｒ． Ｃｏｍｐａｒａｔｉｖｅｌｙ， ｍａｇｎｅｔｉｃ ｌｅｖｉｔａｔｉｏｎ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｃａｎ ｌｅａｄ ｔｏ ｔｈｅ ｈｉｇｈｅｒ ｙｉｅｌｄ ａｎｄ ＴＦｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ， ａｎｄ ｉｓ ａｌｓｏ ｍｏｒｅ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｄｕｅ ｔｏ ｉｔｓ ｌｏｗｅｒ ｏｐｅｒａｔｉｎｇ ｃｏｓｔ ａｎｄ ｅｃｏ⁃ｆｒｉｅｎｄｌｙ ｗｉｔｈｏｕｔ ａｎｙ ｐｏｌｌｕｔａｎｔ ｄｉｓｃｈａｒｇｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｍａｇｎｅｔｉｔｅ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｌｅｖｉｔａｔｉｏｎ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｐｏｗｄｅｒ； ｉｒｏｎ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ａｎｄ ｓｉｌｉｃｏｎ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ 高品位铁精粉是粉末冶金、磁性材料、永磁铁氧体 产品生产的基础材料，也是生产海绵还原铁和直接炼 钢的重要原料，消耗量大，应用范围广。 一个国家粉末 冶金工业发展水平是以高品位铁精粉的产量、品种、质 量及成本来衡量的［１］。 据不完全统计，当前我国粉末冶金每年原材料需 求量可达数十万吨，磁性材料产量已达每年 １００ 多万 吨，从而导致对高品位铁粉的需求无论在数量上还是 质量上都有较大幅度增长。 在新的形势下，探索经济、 有效的方式生产高品位铁精粉至关重要［２］。 高品位铁精粉主要分为两类［３］一类是指铁品位 大于 ６９％、二氧化硅及其他杂质含量小于 ３％的磁铁 矿精矿；另一类是指铁品位大于 ７０．５％、二氧化硅及其 他杂质含量 ０．２％～３％的磁铁矿精矿。 高品位铁精矿 是将常规的铁精矿用浮选（包括正浮选和反浮选）、磁 选、重选、电选等联合流程进一步分选得到的［４－６］。 为 了得到 ＴＦｅ 品位高于７０％、ＳｉＯ２含量低于１．５％的高品 位铁精粉，本文对美国某磁铁矿经两段磨矿⁃三段磁选 所得的磁选精矿进行了磁悬浮精选和反浮选工艺提铁 降硅实验研究，并对比分析了两种工艺的优缺点，旨在 为现场工艺提供指导。 １ 原料性质 以美国某磁铁矿为原料，其化学成分分析结果见 表 １。 表 １ 原矿化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３Ｋ２ＯＮａ２ＯＦｅ２Ｏ３ＣａＯ ４１．０６０．１２９０．０４０．０４８４９．７６１．８７ ＭｇＯＭｎＯＰ２Ｏ５ＴｉＯ２ＺｎＯＳＯ３ ２．９５０．６９０．０８２０．００４０．００４０．００８ ①收稿日期 ２０１８－０４－１１ 作者简介 李 锐（１９８８－），女，辽宁抚顺人，工程师，硕士，主要从事选矿工艺研究工作。 第 ３８ 卷第 ５ 期 ２０１８ 年 １０ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３８ №５ Ｏｃｔｏｂｅｒ ２０１８ ChaoXing 由表 １ 可知，原料 ＳｉＯ２含量相对较高。 原矿矿物组成见表 ２。 磁铁矿和赤铁矿为矿石中 主要矿物，石英和滑石为矿石中主要的脉石矿物。 主 要矿物粒度分布统计结果见表 ３。 表 ２ 原矿矿物组成（质量分数） ／ ％ 磁铁矿赤铁矿钛铁矿金红石石英 ３１．０８１４．０６０．０３０．０２３９．７５ 滑石辉石斜长石高岭土方解石 ９．３７０．０１０．０２０．０１３．４７ 菱锰矿白云石独居石重晶石天青石 １．７７０．２１０．１８０．０１０．０１ 表 ３ 主要矿物粒度统计结果 粒级 ／ μｍ 含量／ ％ 磁铁矿赤铁矿石英滑石 ５００．００５．３００．００６．５０１６．６０ ３００．００８．７０１．００９．８０１７．５０ １５０．００７．１０４．３０１３．３０１８．６０ ７５．００１５．４０１０．２０１９．５０２３．２０ ３０．００３２．１０３４．８０３８．８０１６．５０ １０．００２５．３０４１．２０９．８０６．４０ １．００６．１０８．５０２．３０１．２０ 合计１００．００１００．００１００．００１００．００ ２ 实验方案 原矿中有用矿物主要为磁铁矿，杂质矿主要为赤 铁矿、石英和滑石。 首先采用一段磨矿⁃一段磁选⁃二 段磨矿⁃二段磁选⁃三段磁选的工艺流程，尽可能回收 有用矿物，得到普通铁精矿。 但该原矿中有用矿物和 杂质矿物嵌布关系复杂，采用磨矿⁃磁选工艺无法将二 氧化硅含量降到合格标准。 因此，对三段磁选精矿分 别采用磁悬浮精选和反浮选工艺进行降硅。 实验所用磁选设备为沈阳隆基电磁科技股份有限 公司生产的 ＬＣＴＹ 系列磁选机、ＬＪＣ 系列磁悬浮精选 机；浮选设备为 ＦＸ２－７ 型连续浮选机；磨矿设备为 ＸＭＱＬ 型格子球磨机、５０ Ｌ 塔磨机。 ３ 实验结果与讨论 ３．１ 一段磨矿与磁选 采用 ０．１８ Ｔ 的磁选机进行一段磁选，一段磨矿细 度对精矿 ＴＦｅ 品位、ＴＦｅ 回收率、ＳｉＯ２含量的影响分别 见图１ 和图２。 由图１ 和图２ 可以看出，随着磨矿细度 增加，精矿 ＴＦｅ 品位逐渐增加，ＳｉＯ２含量逐渐降低，精 矿 ＴＦｅ 回收率逐渐降低。 当磨矿粒度为－０．０７４ ｍｍ 粒 级占 ９５％时，可得到精矿 ＴＦｅ 品位 ６６．５６％、ＳｉＯ２含量 -0.074 mm粒级含量/ ■ ■ ■ ■ ■ ■ 80 60 40 20 0 504060708090100 品位/ ● ● ● ● ● ● SiO2 TFe ■ ● 图 １ 精矿 ＴＦｅ 品位和 ＳｉＯ２含量随磨矿细度变化曲线 -0.074 mm粒级含量/ ■ ■ ■ ■ ■ ■ 72 70 68 66 64 62 504060708090100 TFe回收率/ 图 ２ 精矿 ＴＦｅ 回收率随磨矿细度变化曲线 ５．６６％，与目标含量差距较大。 石英是矿石中含量最 多的脉石矿物，其嵌布特征复杂，相互交织，主要表现 为半自形粒状、他形粒状，有些还与滑石有交代现象， 因此其解离难度较高，采用一段磨矿⁃磁选工艺无法得 到合格产品。 综合考虑，选择一段磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７５％。 ３．２ 二段磨矿与磁选 由原矿物相分析结果可知，若想将 ＴＦｅ 品位提高 到 ７０％以上、ＳｉＯ２含量降到 １．５％以下，需要将一段磁 选精矿磨矿细度控制在－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８５％以上， 即－０．０２５ ｍｍ 粒级占 ４５％以上。 采用 ５０ Ｌ 塔磨机，将 一段磁选精矿分别磨矿至不同粒度，采用 ０．１６ Ｔ 和 ０．１０ Ｔ 磁选机进行二段磁选实验，结果分别见图 ３ 和 图 ４。 -0.025 mm粒级含量/ ■ ■■■■ 80 60 40 20 0 504060708090100 品位/ ●●● ● ● SiO2 TFe ■ ● 图 ３ 精矿 ＴＦｅ 品位和 ＳｉＯ２含量随磨矿细度变化曲线 ２５矿 冶 工 程第 ３８ 卷 ChaoXing -0.025 mm粒级含量/ ■ ■ ■ ■ ■ 92 91 90 89 88 6050708090100 TFe回收率/ 图 ４ 精矿 ＴＦｅ 回收率随磨矿细度变化曲线 通过窄级别磨矿，磁铁矿物能够高效解离，从而将 有用矿物与杂质矿物充分解离，为磁选奠定基础。 由 图 ３ 和图 ４ 可以看出，当磨矿细度为－０．０２５ ｍｍ 粒级 占 ９５％ 时， 精矿 ＴＦｅ 品位为 ６９． ８３％、 ＳｉＯ２含量为 １．７３％，ＴＦｅ 回收率为 ８９．９９％。 ＴＦｅ 品位和 ＳｉＯ２含量 接近目标，但仍未达到要求。 为了进一步分析磨矿⁃磁选工艺对提铁降硅的影 响，对三段磁选精矿进行了产品检测，结果见表 ４。 表 ４ 三段磁选精矿产品矿物组成（质量分数） ／ ％ 磁铁矿赤铁矿石英滑石方解石铁菱锰矿 ８６．８８．２１．４１．７１．６０．３ 由表 ５ 可以看出，滑石含量１．７％，相对较高的滑 石含量是导致 ＳｉＯ２含量偏高的主要原因，而滑石主要 分布在石英的空隙间，呈纤维状集合体，其硬度非常 低，在磨矿过程中容易泥化，较细的粒度导致采用单纯 的磁选工艺很难将 ＳｉＯ２含量降到合格标准。 ３．３ 精选降硅 为了解决细粒级精矿除硅问题，分别采用磁悬浮 精选和反浮选对不同磨矿细度的三段磁选精矿进行提 铁降硅，结果见表 ５。 表 ５ 磁悬浮精选和反浮选实验结果对比表 －０．０２５ ｍｍ 粒级含量／ ％ 精选 方案 产率 ／ ％ 精矿指标／ ％ ＴＦｅ 品位ＳｉＯ２品位回收率 尾矿 ＴＦｅ 品位／ ％ ９５ 磁悬浮２４．４９７０．４０１．３２５６．４６１７．９４ 反浮选２３．９６７０．５３１．２９５４．６３１８．６５ ８５ 磁悬浮２５．２４７０．１６１．４２５７．６２１７．６５ 反浮选２４．３４７０．４８１．３５５５．２８１８．４１ ７５ 磁悬浮２５．９２６９．３８１．９３５８．６０１７．３９ 反浮选２４．６３６９．５７１．８２５５．６０１８．３１ 由表 ５ 可以看出，随着二段磨矿细度增加，精矿 ＴＦｅ 品位逐渐增加，且反浮选精矿 ＴＦｅ 品位高于磁悬浮 精选 ＴＦｅ 品位；精矿 ＳｉＯ２含量逐渐降低，且反浮选精矿 ＳｉＯ２含量低于磁悬浮精选 ＳｉＯ２含量。 由此可见反浮选 降硅效果比较好。 但是，随着磨矿细度增加，精矿产 率、ＴＦｅ 回收率逐渐降低，且磁悬浮精选精矿产率、ＴＦｅ 回收率高于反浮选精矿产率和 ＴＦｅ 回收率。 由此可见 磁悬浮精选可以回收更多的有用矿物。 二段磨矿细度 为－０．０２５ ｍｍ 粒级占 ８５％时，可得到精矿 ＴＦｅ 品位大 于 ７０％、ＳｉＯ２含量小于 １．５％。 因此，二段磨矿细度选 择－０．０２５ ｍｍ 粒级占 ８５％。 为了分析精矿、尾矿的 ＴＦｅ 回收情况，分别对磨矿 细度为－０．０２５ ｍｍ 粒级占 ８５％时，磁悬浮精选和反浮选 实验所得精矿和尾矿进行了产品检测，结果见表 ６～７。 表 ６ 精矿产品检测结果（质量分数） ／ ％ 工艺磁铁矿赤铁矿石英滑石方解石 铁菱锰矿 磁悬浮精选９０．９５．６１．２０．３１．６０．４ 反浮选９１．５４．７１．１０．４１．９０．４ 表 ７ 尾矿产品检测结果（质量分数） ／ ％ 工艺磁铁矿赤铁矿石英滑石方解石 铁菱锰矿 磁悬浮精选２．６０６．２０５６．８０２４．４０７．１０２．９０ 反浮选３．２０６．３０５６．２０２４．５０６．９０２．９０ 由产品检测结果可以看出，通过两种工艺所得精矿 磁铁矿和石英含量相差不大。 与三段磁选精矿产品组 成分析对比可知，滑石含量降低是降硅的关键所在。 磁 悬浮精选和反浮选工艺应用于细粒级矿物的提纯都有 显著的效果。 由于磁悬浮精选可以分离贫连生体，使得 细粒级矿物的夹杂少，因此采用磁悬浮精选的方式进行 提铁降硅可以得到更高的铁回收率。 另外，相比于浮选 工艺，其运行成本低，无污染，对环境保护具有深远意义。 ３．４ 最终实验流程 原矿经过一段磨矿⁃一段磁选⁃二段磨矿⁃二段磁 选⁃三段磁选⁃磁悬浮精选的实验流程，最终将 ＴＦｅ 品 位由 ３３．９４％提高到了 ７０．１６％，ＳｉＯ２含量由 ４１．０６％降 到了 １．４２％。 最终实验流程见图 ５，结果见表 ８。 原矿 三段 磁选 二段 磁选 一段 磁选 一段磨矿 二段磨矿 磁悬浮 精选 精矿尾矿 图 ５ 最终实验流程 （下转第 ５７ 页） ３５第 ５ 期李 锐等 高品位铁精粉制备工艺研究 ChaoXing 锌 粗选 尾矿锌精矿 铁 磁选 4 min 4 min4 min 4 min4 min 原矿 磨矿 药剂单位g/t -0.075 mm占90 扫选 1精选 1 精选 2扫选 2 铁精矿 硫酸铜 丁黄药 2油 150 100 30 0.16 T 3 min 3 min 1 min 丁黄药 2油 50 30 3 min 1 min 石灰 3005 min 丁黄药 2油 20 10 3 min 1 min 石灰 2005 min 图 ９ 闭路试验流程 表 ３ 闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ 铁锌铁锌 铁精矿１）４８．９５６５．７２０．２１８６．１０６．７２ 锌精矿２．５７６．７０５２．９００．４６８８．８５ 尾矿４８．４８１０．３６０．１４１３．４４４．４３ 原矿１００．００３７．３６１．５３１００．００１００．００ １） 铁精矿含硫 ０．０６８％，含磷 ０．０２８％。 形式存在，而锌则主要表现为硫化锌。 脉石矿物较常 见的是绢云母、阳起石和透辉石。 ２） 开发的先磁选后浮选工艺技术，实现了铁和锌 的高效回收。 磁选回收铁，获得的铁精矿含铁 ６５．７２％、 含硫 ０．０６８％、含磷 ０．０２８％，铁回收率为 ８６．１０％；采用 硫酸铜作活化剂、丁黄药作捕收剂、石灰作精选抑制剂 浮选回收锌，获得的锌精矿含锌 ５２．９０％，锌回收率达 到 ８８．８５％。 参考文献 ［１］ 倪章元，肖 丽． 某难选锌铁硫矿选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１１（１）３３－３５． ［２］ 刘万峰，董干国，孙志健． 河北某铁锌矿石选矿试验研究［Ｊ］． 有 色金属（选矿部分）， ２００９（６）３１－３５． ［３］ 王学军，刘 旭． 内蒙古某锌铁矿选矿试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１４（２）５４－５６． ［４］ 杨 敏，邱廷省，代志鹏，等． 某锌铁多金属硫化矿选矿试验研 究［Ｊ］． 矿产综合利用， ２００８（６）１１－１４． ［５］ 杨久流，王学军． 某锌铁多金属矿石选矿工艺研究［Ｊ］． 有色金属 （选矿部分）， ２００８（５）８－１０． ［６］ 李天霞，朱一民，周 菁． 某低品位锌硫铁多金属矿选矿工艺流程 研究［Ｊ］． 湖南有色金属， ２０１５（４）１５－１９． ［７］ 甘 恒，陈建华，李世凯． 广西某铅锌矿酸性矿石浮选试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１７，３７（４）４１－４４． 引用本文 廖 乾． 某铁锌矿选矿工艺技术研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１８， ３８（５）５４－５７． （上接第 ５３ 页） 表 ８ 最终实验结果 产品 名称 产率 ／ ％ ＴＦｅ 品位 ／ ％ ＴＦｅ 回收率 ／ ％ ＳｉＯ２含量 ／ ％ 精矿２５．２４７０．１６５７．６２１．４２ 尾矿７４．７６１７．６５４２．３８５４．４４ 给矿１００．００３３．９４１００．００４１．０６ ４ 结 语 １） 美国某磁铁矿主要含铁矿物为磁铁矿，主要杂 质矿物为赤铁矿、石英、滑石。 主要矿物粒度微细，嵌 布关系较复杂，矿物之间的胶结致密，采用单纯磁选工 艺无法得到合格产品。 ２） 磁悬浮精选可以分离贫连生体，使得细粒级矿 物的夹杂少，因此采用磁悬浮精选进行提铁降硅相比 于反浮选可以得到更高的铁回收率，并且运行成本低， 无污染物的排放。 ３） 采用磁悬浮精选工艺进行提铁降硅，最终获得 精矿产率 ２５．２４％、ＴＦｅ 品位７０．１６％、ＴＦｅ 回收率５７．６２％、 ＳｉＯ２含量 １．４２％，达到了 ＴＦｅ 品位大于 ７０．０％、ＳｉＯ２含 量小于 １．５％的要求，即达到了高品位铁精粉的要求。 参考文献 ［１］ 李艳军，袁志涛，韩跃新． 高品位铁精矿的制备技术及其应用［Ｃ］∥ ２００６ 年全国金属矿节约资源及高效选矿加工利用学术研讨与技 术成果交流会论文集， ２００６２７１－２７３． ［２］ 张维栋． 高纯铁精矿生产的可行性与经济效益分析［Ｊ］． 金属矿 山， １９９０（３）５２－５４． ［３］ 李艳军，张兆元． 高品位铁精矿的应用现状及前景展望［Ｊ］． 金属 矿山， ２００６（１１）５－８． ［４］ 袁致涛，马玉新，李庚辉，等． 某铁尾矿再回收铁矿物试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１６，３６（４）３７－４０． ［５］ 陈志友，冯其明，石 晴． 微细磁铁矿选矿尾矿中回收赤铁矿的工 艺研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１６，３６（５）６０－６３． ［６］ 张晋霞，牛福生． 用某铁精粉制取超纯铁精矿的试验研究［Ｊ］． 金 属矿山， ２００９（５）７３－７５． 引用本文 李 锐，刘 杰，王 珏，等． 高品位铁精粉制备工艺研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１８，３８（５）５１－５３． ７５第 ５ 期廖 乾 某铁锌矿选矿工艺技术研究 ChaoXing