从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究.pdf

第3 2 卷第1 期 2 0 1 1 年0 2 月 矿冶工程 M I N I N GA N DM E T A L L U R G I C A LE N G 耵忸E R 矾G V 0 1 ．3 2 №I F e b r u a r y2 0 1 2 从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究① 刘占华，孙体昌，孙昊，李永利，许言 北京科技大学土木与环境工程学院，北京1 0 0 0 8 3 摘要内蒙古某硫铁矿属以硫为主、伴生低品位铜锌的复杂硫化矿石，经浮选流程产生了铁品位为1 7 ．7 5 ％、硫含量为5 ．8 7 ％的 高硫铁尾矿。针对此高硫铁尾矿进行了磁选、摇床、磁选．反浮选和直接还原焙烧．磁选等一系列提铁降硫的探索试验研究。结果表 明，采用常规选矿方法很难达到理想的分选效果；而采用直接还原焙烧一磁选方法可获得铁品位为9 3 ．5 7 ％、硫含量为0 ．3 9 ％、对弱 磁精矿的回收率为8 2 ．O l ％的直接还原铁产品，为有效提高资源综合利用率提供了新的途径。 关键词高硫铁尾矿；磁选；直接还原焙烧；硫铁矿 中图分类号T D 9 2文献标识码A 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 2 O l 0 0 4 6 0 4 R e c o v e r yo fI r o nf r o mH i g h - p y r i t eT a i l i n g so f a P y r i t eO r ei nI n n e rM o n g o l i a L I UZ h a n - h u a ，S U NT i - c h a n g ，S U NH a o ，L IY o n g - l i ，X UY a h S c h o o lo fC i v i l E n v i r o n m e n tE n g i n e e r i n g ，B e r i n gU n i v e r s i t yo fS c i e n c ea n dT e c h n o l o g y ，B e i j i n g1 0 0 0 8 3 ，C h i n a A b s t r a c t H i g h p y r i t et a i l i n g sw i t ha ni r o ng r a d eo f1 7 ．7 5 ％a n das u l f u rc o n t e n to f5 ．8 7 ％W a gg e n e r a t e di nt h ef l o r a - t i o np r o c e s st or e c o v e rap y r i t eo r ef r o mI n n e rM o n g o l i a ，w h i c hb e l o n g st oac o m p l e xs u l f i d eo r ew i t hp 而t ea s s o c i a t e d w i t hl o w - g r a d ec o p p e ra n dz i n c ．T ot r e a tt h i st a i l i n g s ，s e r i e so fe x p l o r a t o r yt e s t so ni r o n - i n c r e a s i n ga n ds u l f u r r e d u c t i o n w e r ec a r r i e do u ta d o p t i n gp r o c e s s e so fm a g n e t i cs e p a r a t i o n ，s h a k i n gt a b l e ，m a g n e t i cs e p a r a t i o n - r e v e r s ef l o t a t i o n ，a n d d i r e c tr e d u c t i o nr o a s t i n g m a g n e t i cs e p a r a t i o n ．I ts h o w st h a ti ti sd i f l i c u ht oo b t a i na ni d e a ls e p a r a t i o ni n d e xw i t hc o n v e n t i o n a lb e n e f i c i a t i o nm e t h o d s ，w h i l ea ni r o nc o n c e n t r a t e 稍t l la ni r o ng r a d eo f9 3 ．5 7 ％，as u l p h u rc o n t e n to f0 ．3 9 ％a n d ar e c o v e r yo ft h ec o n c e n t r a t ef r o ml o wi n t e n s i t ym a g n e t i cs e p a r a t i o no f8 2 ．0 1 ％，C a l lb eo b t a i n e du s i n gt h em e t h o do f d i r e c tr e d u c t i o nr o a s t i n g - m a g n e t i cs e p a r a t i o n ，w h i c hp r o p o s e dan e wa p p r o a c ht oe f f e c t i v e l yi m p r o v et h ec o m p r e h e n s i v e u t i l i z a t i o no fr e s o u r c e s ． K e yw o r d s h i g h - p y r i t et a i l i n g s ；m a g n e t i cs e p a r a t i o n ；d i r e c tr e d u c t i o nr o a s t i n g ；p y r i t e 据海关数据，2 0 1 1 年1 月份我国进口铁矿石6 8 9 7 万吨，比2 0 1 0 年1 2 月增加l0 8 9 万吨，环比增幅 1 8 ％，同比增长4 7 ．9 ％，进口量创历史纪录。铁矿石 进口均价每吨1 5 1 ．4 美元，同比涨幅6 6 ．1 ％，进口均 价仅次于2 0 0 8 年8 月份的高点⋯。 与我国进口铁矿石量日渐增长，进口价不断攀高 形成鲜明对比的是，2 0 0 9 年我国产出尾矿接近1 2 亿 吨，其中铁尾矿5 ．3 6 亿吨。我国铁矿尾矿的铁品位平 均为1 2 ％，有的甚至高达2 7 ％。以当前可选铁尾矿总 堆存量4 5 亿吨计算，尾矿中相当于存有5 ．4 亿吨 铁心] 。这些尾矿不仅侵占大量土地，污染矿区与周边 地区的环境，形成安全隐患，每年还需投人大量资金维 护尾矿库的正常运行。因此，如果能对这部分铁尾矿 进行有效地二次综合利用，不仅可以减少尾矿的堆存， 节约建坝、防洪等工程费用，减少环境污染，而且还能 为国家创造财富，取得一定的经济、社会和环境效益。 内蒙古齐华矿业公司采选的矿石为硫铁矿，属以 硫为主、伴生低品位铜锌的复杂硫化矿石。该矿石类 型主要有两种一种是黄铁矿型，它以黄铁矿为主，含 铜、锌较低；另一种为黄铜矿、黄铁矿型，它以黄铁矿为 主，含有较高的硫化铜，称为铜硫矿石旧J 。该矿石采 用浮选流程分别选出硫精矿和少量的铜锌等金属精 矿，浮选尾矿直接存入尾矿坝中。由于浮选过程未能 对磁黄铁矿、磁铁矿和菱铁矿进行有效回收，使得矿物 中的铁和部分硫损失于尾矿中，产生了大量的高硫铁 尾矿，尾矿中铁品位达到1 7 ％以上，硫品位为5 ．9 0 ％。 ①收稿日期2 0 1 1 - 0 9 - 0 9 作者简介刘占华 1 9 8 6 一 ，男。辽宁朝阳人，硕士研究生，主要研究方向为复杂难处理铁矿石直接还原焙烧新工艺及理论研究。 万方数据 第1 期 刘占华等从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究 4 7 目前该高硫铁尾矿堆存于尾矿库中，造成了资源的浪 费。为寻找该尾矿有效利用的方法，本文针对内蒙古 齐华高硫铁尾矿进行了提铁降硫选矿方法的研究。 1 矿石性质 试验矿样为均匀采取的存放在尾矿坝中的高硫铁 尾矿 以下称原尾矿 。原尾矿属磁铁矿、磁黄铁矿型 尾矿，其含铁量高达1 7 ．7 5 ％，且硫含量达到5 ．9 0 ％。 原尾矿的化学多元素化学分析结果和铁物相分析结果 分别如表l 和表2 所示。 表l 原尾矿化学多元素分析结果 质量分数 ／％ 磁铁矿中铁 磁黄铁矿中铁 硫化物中铁 碳酸盐矿物中铁 其他铁” 总铁 4 ．1 5 2 ．9 6 3 ．4 2 4 ．5 0 2 ．7 6 1 7 ．7 9 2 3 ．3 3 1 6 ．6 4 1 9 ．2 2 2 5 ．3 0 1 5 ．5 l 1 0 0 ．0 0 1 主要指硅酸盐矿物中的铁。 从表l 和表2 可以看出，原尾矿中可供回收的有 价元素主要为F e ，还伴生有C u 、P b 、z n 等有色金属元 素，但它们的含量比较低；原尾矿中铁较为分散。 在显微镜及扫描电镜下对该原尾矿中的矿物进行 了鉴定，同时利用化学分析数据对各矿物进行了定量， 结果见表3 。 表3 原尾矿中的矿物组成及相对含量 质量分数1 ／％ 从表3 可以看出，原尾矿中除磁铁矿、磁黄铁矿和 黄铁矿外，其他的金属矿物还有闪锌矿、方铅矿和黄铜 矿，但它们的矿物含量低，无回收价值；脉石矿物主要为 石英、长石、云母以及碳酸盐矿物和少量的磷酸盐矿物。 由于金属矿中磁黄铁矿相对含量较高，而磁黄铁 矿多属于强磁性矿物，在磁选作业时将随磁铁矿一起 富集在铁精矿中，进而直接影响铁精矿的质量。对该 原尾矿选铁而言，应视磁黄铁矿和磁铁矿的嵌布关系、 嵌布粒度以及磁铁矿和黄铁矿的共生关系来确定合理 的选矿工艺流程。 为了解磁铁矿等金属矿物的嵌布粒度，对原尾矿 中金属矿物粒度组成进行了分析。结果表明，原尾矿 中磁铁矿的粒度最细，在 0 ．0 7 4m m 粒级中磁铁矿的 占有率仅为1 0 ．1 9 ％，一0 ．0 4 3m m 粒级中磁铁矿的占 有率为7 6 ．5 5 ％；相比之下，磁黄铁矿的粒度比磁铁矿 的粒度粗，而黄铁矿的粒度最粗，在 0 ．0 7 4m i l l 粒级 中黄铁矿的占有率仅为4 5 ．7 0 ％，磁黄铁矿的占有率 仅为2 1 ．8 1 ％。 该原尾矿选铁的优势是无需先进行磨矿，可以直 接磁选抛尾，使磁性铁得到富集，仅对铁粗精矿再磨， 磨矿量较少；缺点在于磁铁矿嵌布粒度较细，虽经细 磨，单体解离度不高，主要与脉石矿物和磁黄铁矿连 生，影响铁精矿铁品位和硫含量。 2 试验方案与方法 优先采用常规选矿方法对原尾矿分选进行探索。 分别采用磁选、重选 摇床 和浮选工艺对原尾矿进行 了分选探索试验，但均未能达到提铁降硫的目的。故 此考虑采用直接还原焙烧一磁选的方法来处理该原尾 矿，以达到提铁降硫的目的。直接还原焙烧一磁选试验 具体方法如下将煤破碎到一0 ．6 3m m ，与助熔剂、试 样按一定比例混匀，装入石墨坩埚，置于马弗炉中进行 直接还原焙烧；焙烧产物进行阶段磨选，一段磨矿粒度 为一0 ．0 7 4n l n l 占9 9 ．0 l ％，二段磨矿粒度为一0 ．0 4 3 m m 占9 9 ．6 5 ％，磁选磁场强度为9 5 ．5 4k A ／m 。试验 中还原剂和助熔剂的用量以它们与原矿的质量百分数 表示。 3 试验结果与分析 研究发现，用焙烧一磁选技术来处理低品位难选铁 矿石，其流程简单，焙烧矿的可磨度和金属回收率大幅 度提高，同时可降低磨矿电耗成本、提高产值，为选矿 总体成本降低提供了依据一J 。鉴于常规选矿方法对 齐华高硫尾矿提铁降硫都不能取得理想的效果，因此 对直接还原焙烧一磁选工艺进行了研究。 由于原尾矿品位较低，不能对原尾矿直接进行还 原焙烧。弱磁选的精矿铁品位较高，且分选过程简单 易行。原尾矿在磁场强度为8 3 ．6 0k A ／m 下经滚筒式 磁选机磁选，可获得铁品位为4 3 ．5 3 ％、硫含量为 1 0 ．6 4 ％、回收率为3 7 ．6 9 ％的弱磁精矿，以此弱磁精 万方数据 矿冶工程 第3 2 卷 矿为原料进行直接还原焙烧一磁选试验。 3 ．1 还原剂用量试验 参考其他铁矿石的试验经验[ 5 。6 】，在焙烧温度为 l2 0 0 ℃，焙烧时间为6 0m i n ，助熔剂N G 的用量为 2 0 ％的条件下进行了还原剂用量试验，还原剂采用 一0 ．6 3r a i n 煤粉，试验结果如图l 所示。 琴 、 矩 詈 函 还原剂相对用量／％ 图1 还原剂用量试验结果 由图l 可知，随着还原剂用量增加，还原铁品位先 是略有下降，在还原剂用量为3 0 ％时迅速下降到 8 6 ．6 9 ％；还原铁回收率先是逐渐升高，在还原剂用量 为3 0 ％时达到最大，之后略有下降。还原铁中硫含量 有所升高，但综合考虑到还原铁品位和回收率，还原剂 的最佳用量为3 0 ％。 3 ．2 助熔剂用量试验 在还原剂用量为3 0 ％，其他条件不变的情况下进 行了助熔剂N G 用量试验，结果如图2 所示。 受 艟 蓍 圈2 助熔剂用量试验结果 由图2 可知，随着助熔剂N G 用量不断增加，还原 铁的回收率先是有所提高，在N G 用量为3 0 ％时达到 最高值8 7 ．1 8 ％，之后有所下降，硫含量也在此时达到 最低，而还原铁品位波动不大，故确定助熔剂最佳用量 为3 0 ％。助熔剂的主要作用是在焙烧过程中与还原 剂共同作用，使试样发生还原反应，在较低温度下生成 品位较高的还原铁，同时使杂质以渣或气体的形式分 离出去，以达到更好的提铁降硫效果。 3 ．3 焙烧时间试验 在还原剂和助熔剂的用量均为3 0 ％，其他条件不 变的情况下进行了焙烧时间试验，结果如图3 所示。 芝 骥 蓍 焙烧时间／m l n 图3 焙烧时间试验结果 由图3 可知，随着焙烧时间延长，还原铁品位提高， 在焙烧时间为6 0m i n 时铁品位达到最高值9 4 ．8 5 ％，之 后迅速下降，还原铁的回收率也在此时达到最大值 8 6 ．9 2 ％，而还原铁中硫含量则略有波动。还原铁品位 的下降和回收率的下降很有可能是因为随着焙烧时间 的增加，还原剂不断消耗，还原性气氛降低，而氧化性 气氛增强，从而使已还原的矿石再氧化一j 。综合考虑 还原铁各项指标，焙烧时间为6 0m i n 较合适。 3 ．4 焙烧温度试验 焙烧时间6 0r a i n ，还原剂和助熔剂N G 用量均为 3 0 ％的条件下，进行了焙烧温度的影响试验，结果如图 4 所示。 芝 避 詈 焙烧温度／℃ 图4 焙烧温度试验结果 寥 ＼ 趔 喀 ∞ 由图4 可知，随着焙烧温度升高，还原铁品位在 l1 0 0 ℃达到最大值之后有所下降，硫含量则不断下 降，铁回收率不断升高，综合考虑在12 0 0 ℃时直接还原 效果较理想。由试验结果可以看出，通过焙烧磁选提铁 降硫是可行的，使得铁品位从弱磁精矿的4 3 ．5 3 ％提高 到9 3 ．5 7 ％，硫含量从1 0 ．6 4 ％大幅降低到0 ．3 9 ％，同 时对弱磁精矿中铁的回收率达到8 2 ．0 l ％。 万方数据 第1 期 刘占华等从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究 3 ．5 综合试验 在还原荆和助熔剂N G 用量分别为3 0 ％，焙烧温 度为12 0 0 ℃，焙烧时间为6 0m i n 的条件下进行了直 接还原焙烧．磁选综合试验。 由试验结果可知，焙烧产品经二段磨矿二段磁选 后，可获得较好的提铁降硫效果，且分选效果稳定。同 时由试验还可知，磨矿磁选条件对还原铁指标有一定的 影响，但考虑到能耗等原因，在能达到一定的提铁降硫 效果的条件下，尽量选择在较粗的磨矿粒度下实现分 选，即在一段磨矿粒度为一0 ．0 7 4r n l n 占9 9 ．0 1 ％，二段 磨矿粒度为一0 ．0 4 3m m 占9 8 ．9 2 ％，磁选磁场强度为 9 5 ．5 4k A ／m 的条件下，可获得铁品位为9 2 ．8 6 ％，相 对弱磁精矿的回收率为8 2 ．3 7 ％，硫含量为0 ．4 0 ％的 还原铁。 可见通过添加还原剂和助熔剂在一定温度下进行 的直接还原焙烧一磁选可在一定程度上达到较好地提 铁降硫效果，实现对原尾矿的有效分选，但是铁产品中 硫含量仍然略高。 4 结语 1 内蒙古齐华矿业公司浮选尾矿中可供利用的 主要是铁，品位为1 7 ．7 5 ％，铁的分布较为分散，采用 常规的磁选、重选 摇床 和浮选工艺均不能达到提铁 降硅的目的。 2 用弱磁选．直接还原焙烧．磁选工艺处理该原 尾矿，可获得铁品位为9 2 ．8 6 ％，相对弱磁精矿回收率 为8 2 ．3 7 ％，硫含量为O ．4 0 ％的还原铁，获得了较好的 提铁降硫效果。如进行更详细的条件试验，有可能获 得更好的提铁降硫效果，为该浮选尾矿的有效利用提 供新的途径。 参考文献 [ 1 ] 王松才．铁矿石进口创新高钢价持续高位运行[ N 】．中国经济 时报，2 0 1 1 2 1 7 0 0 8 ． [ 2 】孟跃辉，倪文，张玉燕．我国尾矿综合利用发展现状及前景 [ J ] ．中国矿山工程，2 0 1 0 ，3 9 5 4 9 ． [ 3 】刘德江．炭窑1 2 1 硫铁矿铜硫矿石浮选流程的选择[ J 】．化工矿山 技术。1 9 9 4 ，2 3 5 2 2 2 4 ． [ 4 ]徐承焱，孙体昌，杨慧芬，等．铁矿直接还原工艺及理论的研究现 状及进展[ J ] ．矿产保护与利用，2 0 1 0 4 4 8 5 4 ． [ 5 ] 杨大伟，孙体昌，徐承焱．高磷鲕状赤铁矿还原焙烧同步脱磷工 艺研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 0 ，3 0 6 2 9 3 1 ． [ 6 ]曾建红，张明强，包志威．某高硫尾矿中铁矿物的回收试验研究 [ J ] ．矿冶工程，2 0 1 0 ，3 0 3 4 9 5 2 ． [ 7 ] 朱德庆，翟勇，潘建．煤基直接还原一磁选超微细贫赤铁矿新 工艺[ J ] ．中南大学学报 自然科学版 ，2 0 0 8 ，3 9 6 1 1 3 2 一 1 1 3 8 ． 上接第4 5 页 表6 闭路试验结果 产品产率 品位／％网收率／％ 名称／％ C u P bZ n A S ” C aP bZ n A S 铜精矿1 ．7 21 8 ．1 1 26 ．3 6 9 ．0 24 7 3 55 7 ．5 05 ．镐5 ．1 06 5 ．2 7 铅精矿1 ．2 92 。为5 1 ．4 3 9 ．2 14 8 8 ．9 65 ．3 33 3 ．2 03 ．9 05 ．0 5 馨器2 ．7 0 2 ．7 53 1 ．5 33 8 ．4 6 蚍21 3 ．7 54 2 ．5 63 4 ．晒8 ．4 5 锌精矿3 ．2 6 1 ．2 12 ．7 1 9 4 5 ．8 32 9 8 ．57 ．3 04 ．4 3 鹤．9 57 ．7 8 尾矿9 1 ．0 30 ．1 00 ．3 1 50 ．2 6 8 1 8 ．4 71 6 ．1 21 4 ．3 38 ．0 01 3 ．4 5 原矿1 0 0 ．00 ．5 4 2 ．0 0 3 ．∞1 2 51 0 0 ．01 0 0 ．01 0 0 ．01 0 0 ．0 1 单位为g ／t 。 3 结语 1 某铜铅锌多金属矿为铜铅锌难选复杂多金属硫 化矿，主要有用矿物为闪锌矿、方铅矿和黝铜矿。由于 矿物形态复杂多样，嵌布粒度细，且不均匀，部分闪锌矿 和方铅矿、黝铜矿相互包裹或连生，增加了分选难度。 2 经过大量的探索和条件试验，并且根据该矿的 特点研制了新型浮选药剂Y K 3 0 9 和Y K l 1 1 ，最后 结合该样品的实际情况与市场需求情况选择采用优先 浮选工艺流程，产品共分为铜精矿、铅精矿、锌精矿和 铅锌混合精矿。 3 采用铜、铅、锌依次优先浮选工艺流程，闭路试 验铜精矿中铜品位和回收率分别为1 8 ．0 2 ％和 5 7 ．5 0 ％；铅精矿中铅品位和回收率分别为5 1 ．4 3 ％和 3 3 ．2 0 ％；铅锌混合精矿中P b Z n 品位为6 9 ．9 9 ％，铅 回收率4 2 ．5 6 ％，锌回收率3 4 ．0 5 ％；锌精矿锌品位和 回收率分别为4 5 ．8 2 5 ％和4 8 ．9 5 ％；几个精矿中银的 总回收率为8 6 ．5 5 ％；铅的有用回收率为7 5 ．7 6 ％；锌 的总有用回收率为8 3 ％。该流程结构合理、数据可 靠，获得了较好的分选效果。 参考文献 [ 1 ] 刘安荣。唐云，陈福林．西藏某铜铅锌硫化矿浮选工艺试验研 究[ J ] ．矿冶工程，2 0 0 9 2 2 2 2 6 ． 【2 ] 张晓玲．青海都兰铜铅锌矿浮选工艺研究[ J ] ．湖南有色金属． 2 0 0 7 2 1 3 一1 6 ． [ 3 ] 钱鑫．铜的选矿[ M ] ．北京冶金工业出版社，1 9 8 2 ． [ 4 】陈家模．多金属硫化矿浮选分离[ M ] ．贵阳贵州科技出社， 2 0 0 I ． 万方数据