难选褐铁矿氯化离析焙烧-磁选研究.pdf

第3 3 卷第2 期 2 0 1 3 年0 4 月 矿冶工程 ～ⅡN D i GA N DM 咂T A L I ，I 瓜G I C A LE N G D 咂凰m N G V 0 1 ．3 3 №2 A p r i l2 0 1 3 难选褐铁矿氯化离析焙烧- 磁选研究① 王在谦1 ，唐云1 ，一，舒聪伟1 ，张覃1 ’2 1 ．贵州大学矿业学院，贵州贵阳5 5 0 0 0 3 ；2 ．贵州非金属矿产资源综合利用重点实验室，贵州贵阳5 5 0 0 0 3 摘要针对某难选高铝硅褐铁矿，开展了氯化离析焙烧．磁选工艺试验研究，探讨了氯化剂用量、焙烧温度、焙烧时间、磨矿粒度、 磁场强度等工艺参数对选矿指标的影响。结果表明在氯化剂用量为1 0 ％、还原剂用量为2 0 ％、焙烧温度为10 0 0 ℃、焙烧时间为 6 0I n i n 、磨矿粒度为一0 ．0 3 8m m 粒级占9 7 ％、磁场强度为1 3 3 ．3 3k A ／m 条件下，可获得全铁含量7 0 ．4 1 ％、回收率7 5 ．7 2 ％、m O ，含 量4 ．2 6 ％、S i 0 2 含量7 ．8 9 ％的H 6 5 Ⅱ类铁精矿。 关键词褐铁矿；氯化离析；磁选；铁精矿 中图分类号T F l l l文献标识码Ad o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．0 2 5 3 删．2 0 1 3 ．0 2 ．0 2 1 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 3 0 2 0 0 8 l 0 3 S t I l d y 仰C M o r i d i z 啦S e g r e g a t i o nR 0 懿t i n g M a g n e t i cS e p a r 撕佃 f ．0 rR e f I r a c t o r 、rL i m o n i t e W A N GZ a i q i a n l ，T A N GY u n l ’2 ，S H UC o n g - w e i l ，Z H A N GQ i n l ’2 1 ．施，l 垤c o 如g e ，G “洗o u ‰沁瑙如y ，G M 咖愕5 5 0 0 0 3 ，G u 如b u ，仇i №；2 ．仇如b M 玉匆k 6 D r 口幻砂矿c o m p r e I I l e 瑚眈 眈以妇勘n 妒Ⅳo 凡一胱抛Z 胁施聊剐尺e s o M 嬲，仇咖n g5 5 0 0 0 3 ，仇如b u ，吼i 加 A b s t r a c t E x p e r i m e n t a ls t u d i e sw e r ep e d ．o m e do nc h l o r i d i z i n gs e g r e g a t i o nr 0 鹊t i n g m a g I l e t i cs e p a r a t i o nt e c h n o l o g yf o r s o m er e f h c t o r yl i m o n i t ew i 出h i g hc o n t e n to fa l u m i n u ma I l ds i l i c o n ．T h ee 珏- e c t so ft e c h n i c a lp 籼e t e 玛，s u c h 鹅d o s a g e o fc } l l o r i n a t i o na g e n t ，r o a s t i n gt e m p e r a t u r e ，r o a s t i n gt i m e ，咖n d i n gf i n e n e s sa n dm a 印e t i cf i e l di n t e n s i t y ，o nb e n e f i c i a t i o nw e r ea Ue x p l o r e d ．7 1 1 l er e s u l t ss h o w e dt h a t ，t e s tw i t hl O ％c h l o r i n a t i o na g e n ta n d 2 0 ％r e d u c t a n t ，r e s p e c t i v e l y ，a ta m a s t i n gt e m p e r a t u r eo f10 0 0 ℃f o r6 0m i n ，w i t } Ia 咖n d i n gf i n e n e s so f 一0 ．0 3 8m m9 7 ％锄dm a 弘e t i cf i e l di n t e n s 畸 o f1 3 3 ．3 3k A ／m ，r e s u l t e di naH 6 5 Ⅱ一t r p ei r o nc o n c e n t r a t ew i t ht o t a li r o nc o n t e n to f7 0 ．4 1 ％a tar e c o v e r yo f 7 5 ．7 2 ％，w i t l lA 1 2 0 3c o n t e n to f4 ．2 6 ％a n dS i 0 2c o n t e n to f7 ．8 9 ％． K e yw o r d s l i m o n i t e ；c h l o r i d i z i n gs e g r e g a t i o n ；m a g n e t i cs e p a r a t i o n ；i r o nc o n c e n t r a t e 2 1 世纪以来，随着世界经济复苏和结构调整加 快，钢铁工业飞速发展，使得铁矿石价格全球性持续上 涨，铁矿供求关系日益紧张⋯。近1 0 多年来，我国铁 矿石产量居世界第一，2 0 1 1 年生产铁矿石1 3 ．2 6 亿 吨，但其中大部分属低品位矿，平均品位约3 2 ．6 7 ％， 铝、硅、磷等杂质含量高，且嵌布粒度细，共伴生关系复 杂，9 7 ．5 ％以上需要通过选矿提高矿石品级才能入炉 冶炼旧。3J 。这就使得我国不得不大量进口高价铁矿 石。为了解决我国钢铁行业供需矛盾，迫切需要开发 和利用国内现有铁矿资源，提高铁矿石的自给率，从而 保障钢铁业的可持续发展H ‘6J 。 本文以贵州某高铝硅褐铁矿为研究对象，通过前 期探索发现，矿石脉石组成复杂，泥化现象严重，采用 强化分散一湿式强磁选、高梯度磁选、反浮选及强磁．反 浮选等常规工艺，很难富集矿石中的铁矿物。而采用 还原焙烧．弱磁选工艺，虽可得到铁精矿品位5 6 ．0 9 ％、 回收率6 0 ．8 7 ％的分选指标“ J ，但并不是很理想。在 此基础上，采用氯化离析焙烧一弱磁选工艺对该矿石进 行了提铁降杂探索研究，获得了全铁含量7 0 ．4 l ％、回 收率7 5 ．7 2 ％、A 1 2 0 3 含量4 ．2 6 ％、s i 0 2 含量7 ．8 9 ％的 H 6 5 Ⅱ类铁精矿。 1 研究方法 1 ．1 矿石性质 研究对象为贵州某高铝硅褐铁矿，其化学成分、矿 物组成及相对含量数据分别见表1 ～2 。 ①收稿日期2 0 1 2 1 2 - 1 7 基金项目贵州省优秀科技教育人才省长专项基金 z 0 7 3 2 1 8 ，院级创新项目 作者简介王在谦 1 9 8 9 一 ，男，甘肃兰州人，硕士研究生，主要研究方向为难选矿石的选矿技术及资源综合利用。 通讯作者唐云 1 9 7 1 一 ，女，贵州大方人，教授，硕士，主要研究方向为难选矿石的选矿技术及资源综合利用。 万方数据 矿冶工程第3 3 卷 表1 原矿主要化学成分 质量分数 ／％ 褐铁矿赤铁矿高岭石蒙脱石勃姆石叶腊石石英石膏伊利石 6 2 ．2 68 ．3 l1 4 ．2 74 ．3 63 ．1 22 ．8 62 ．8 31 ．1 5O ．8 4 矿石中的铁矿物主要为褐铁矿及赤铁矿，两种矿 物中全铁分布率为9 7 ．3 2 ％；脉石矿物以高岭石、伊利 石、蒙脱石等铝硅质粘土矿物为主，矿石中A l O 。和 s i O 含量分别高达2 6 ．1 1 ％、1 3 ．8 8 ％；镜下观察可知， 部分铁氧化物浸染状嵌布于粘土类脉石当中。 1 ．2 试验方案 根据上述矿石性质，探索试验阶段进行了还原焙烧、 钠盐焙烧和氯化离析焙烧的对比试验，试验结果见图1 。 零 ＼ 骥 杂 奄 姆 图1 不同焙烧方案选矿指标对比 从图1 可以看出，虽然钠化焙烧工艺所得到的精 矿回收率较高，但品位低，无法满足高炉冶炼要求；而 无论从精矿品位还是精矿回收率来看，氯化离析焙烧 工艺均优于还原焙烧，故选择氯化离析焙烧工艺进一 步试验研究。 对所研究矿石而言，氯化离析焙烧过程就是在高 温条件下，氯化剂依靠褐铁矿高温分解出的水蒸气水 解为高活性H c l 气体，H C l 气体与矿石中金属氧化物 主要为F e O ，、A l O ， 发生化学反应，快速生成挥发 性金属氯化物，而金属氯化物受碳质还原剂的强烈吸 附，在还原气氛中离析并覆盖在还原剂表面1 ，然后 再通过常规选矿手段将有用矿物富集。 氯化离析焙烧过程中理论上将发生如下化学反应 6 H C l F e 2 0 3 2 F e C l 3 3 H 2 0 2 F e C l 3 C 3 H 2 0 一2 F e O C O 6 H C l 2 F e C l 3 C O 3 H 2 0 一2 F e O C 0 2 6 H C l F e O F e 2 0 3 一F e 3 0 4 6 H C l A 1 2 0 3 2 A l C l 3 3 H 2 0 从以上反应方程式中可以看出，在反应完全条件 下，焙烧后生成的固体产物主要为F e ，O 。、灿C l ，。由于 A l C l ，沸点较低，为1 8 2 ．7 ℃，高温条件下其以蒸汽形 式离开矿石，并吸附于剩余的碳质还原剂表面，矿石中 的含铝矿物与含铁矿物得以离析分离；与此同时，非磁 性的褐铁矿通过焙烧，转化为强磁性的磁铁矿，通过弱 磁选便可将铁矿物富集。 将5 0g 破碎至一2m m 的矿样、1 0g 棒磨至一0 ．5 m m 的煤粉还原剂和适量氯化剂粉末混匀后放人瓷坩 埚，在马弗炉中进行焙烧，待焙烧产品冷却后磨矿并进 行弱磁选。试验流程见图2 。 原矿 - 2 m m 煎监垦蔓 图2 氯化离析焙烧- 弱磁选试验流程 2 研究结果与讨论 2 ．1 氯化剂用量试验 在焙烧温度为10 5 0 ℃，焙烧时间为3 0m i n ，还原 剂用量为2 0 ％，焙烧样棒磨至一O ．0 3 8m m 粒级占 8 0 ％左右，磁选磁场强度为1 7 3 ．3 3k A ／m 的条件下， 考察氯化剂用量对选矿指标的影响，试验结果见图3 。 零 ＼ 趔 喀 氯化剂用量／％ 图3 氯化剂用量对选矿指标的影响 从图3 可以看出，随氯化剂用量增加，铁品位大体 呈上升趋势，但在氯化剂用量为1 2 ％时，有一定的降 低。而铁回收率则总体缓慢下降。综合考虑，选择氯 化剂用量1 0 ％较为合适，可以获得产率4 4 ．1 2 ％、品位 ∞帅舳加砷卯帅∞加加。 万方数据 第2 期 王在谦等难选褐铁矿氯化离析焙烧．磁选研究 6 1 ．2 5 ％、回收率7 1 ．6 1 ％的铁精矿。 2 ．2 焙烧温度试验 氯化剂用量为1 0 ％，其它条件不变，考察焙烧温 度对选矿指标的影响，试验结果见图4 。 琴 ＼ 趔 喀 焙烧温度／℃ 图4 焙烧温度对选矿指标的影响 零 ＼ 鼍 擎 国 从图4 可以看出，随着焙烧温度升高，铁品位呈上 升趋势，尤其在9 7 5 ℃，铁品位有一突增。铁回收率在 9 5 0 ～9 7 5 ℃区间明显降低，但超过9 7 5 ℃后，又有明 显上升趋势。这说明9 7 5 ℃是氯化离析焙烧过程发生 的最低反应温度，低于此温度铁品位升高的原因主要 归结于还原焙烧。焙烧温度在l0 5 0 ℃时，选矿指标 相对较好，但由于此条件下，焙烧过程中发生局部融 化，造成熔结现象，导致松脆易磨的焙烧产品变得致密 难磨，因此不再考察更高温度焙烧。综合考虑，焙烧温 度以10 0 0 ℃为宜，此时可以获得产率4 2 ．9 9 ％、品位 6 1 ．2 3 ％、回收率6 8 ．6 5 ％的铁精矿。 2 ．3 焙烧时间试验 焙烧温度为10 0 0 ℃，其它条件不变，考察焙烧时 间对选矿指标的影响，试验结果见图5 。 零 ＼ 笾 喀 图5 焙烧时间对选矿指标的影响 零 ＼ * 掣 国 从图5 可以看出，焙烧时间对铁品位的影响不大， 精矿全铁含量在6 l ％～6 5 ％范围内变动。但随着焙烧 时间增加，铁回收率有明显上升趋势。综合考虑，选择 焙烧时间6 0m i n 较为适宜，此时可以获得产率 4 9 ．2 3 ％、品位6 4 ．6 1 ％、回收率8 1 ．5 4 ％的铁精矿。 2 ．4 磨矿粒度试验 焙烧时间为6 0 Ⅱl i n ，其它条件不变，考察磨矿粒度 对选矿指标的影响，试验结果见图6 。 零 ＼ 翅 嚯 也∞8 帅粒级含量／％ 图6 磨矿粒度对选矿指标的影响 从图6 可以看出，磨矿粒度变细，有利于铁品位的 提高，而铁回收率变化并不大，在磨矿粒度为一o ．0 3 8 m m 粒级占9 7 ％左右，铁品位达到最大值后保持稳定， 说明在此粒度下铁矿物达到单体解离。综合考虑品 位、回收率以及磨矿能耗等因素，确定磨矿粒度为 一0 ．0 3 8m m 粒级占9 r 7 ％，此时可以获得产率4 1 ．9 1 ％、 品位7 0 ．5 6 ％、回收率7 5 ．9 0 ％的铁精矿。 2 ．5 磁场强度试验 焙烧样磨矿粒度为一0 ．0 3 8m m 粒级占9 7 ％，其 它条件不变，考察磁场强度对选矿指标的影响，试验结 果见图7 。 零 ＼ 趟 喀 磁场强度／ I A ．毗t 图7 磁场强度对选矿指标的影响 零 ＼ 鼍 鍪 回 从图7 可以看出，随磁场强度增大，铁品位、铁回收 率先上升后下降，但变化也不明显。综合考虑，选择磁 场强度为1 3 3 ．3 3k A ／m ，此时可以获得产率4 1 ．8 3 ％、品 位7 0 ．4 1 ％、回收率7 5 ．7 2 ％的铁精矿。 对最终精矿进行铝、硅、铁三元素化学分析，结果 表明，产品中全铁含量为7 0 ．4 l ％，A l 0 3 和s i 0 2 含量 分别为4 ．2 6 ％、7 ．8 9 ％。参照铁精粉质量标准，该精 矿达到H 6 5 Ⅱ类品级。采用氯化离析焙烧．弱磁选工 艺处理该类矿石，有效完成了提铁降杂的目的。 下转第8 7 页 万方数据 第2 期宋岷蔚等硫氰酸铵法提金工艺研究 溶解焙烧精金矿过程中产生的F e 0 ，，解离出F e 3 如 反应式 4 一 6 ，这样不仅使金暴露，有利于金的浸 出，而且所产生的F e 3 同样可作为氧化剂，节约了氧 化剂的用量；另外，由于硫氰酸铵稳定性好，受杂质的 干扰小∞1 。 4 F e S 2 11 0 2 二 2 F e 2 0 3 8 S 0 2 4 2 F e A s S 5 0 2 F e 2 0 3 A s 2 0 3 2 S 0 2 5 F e 2 0 3 6 H 一2 F e 3 3 H 2 0 6 3 结论 1 硫氰酸铵毒性小，化学性质稳定，以其为浸取 剂提金，比常用氰化法浸出速度快且金浸出率高。 2 用F e 3 或M n O 作氧化剂，在硫氰酸铵浸金时 能有效提高浸金率，特别是F e 3 的效果比M n O 更好， 金的浸出率可高达9 6 ％以上，且硫氰酸铵用量相对较 少，降低了成本，具有一定的应用前景。 参考文献 [ 1 ] s y e ds ．R e c o v e r yo f9 0 l df 如ms e c o n d a r ys o u r c e s Ar e v i e w [ J ] ． H y d m m e t a l l u r 盯，2 0 1 2 1 1 5 一1 1 6 3 0 5 1 ． [ 2 ]何桂春，吴艺鹏，冯金妮．含金硫精矿焙烧除砷选铁一硫脲法提金 试验研究[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 2 5 6 2 6 6 ． [ 3 ] 刘孝柱，杜家山，鲍云启．金泥氰化提金厂工艺技术改造实践 [ J ] ．矿冶工程，2 0 1 2 1 8 1 8 3 ． [ 4 ]白成庆．非氰浸金试剂的应用现状及发展[ J ] ．矿业快报，2 0 0 8 4 7 6 1 2 一1 7 ． 『5 1冀少华．安莲英．唐明林．硫氰酸盐法从工、l k 废渣中浸取金银的 实验研究[ J ] ．矿产综合利用，2 0 0 9 1 4 3 4 5 ． [ 6 ]M u r t h yD A R ，P l 铀a dPM ．L e ∞h i n go f9 0 l d 粕ds i l v e rh nM i u e r P r o c e 晒d m 鲻t l I m u 曲n o n c y a n i d el e 神h a n t s [ J ] ．H 如I r 蛐e t a u u r 盯， 1 9 9 6 4 2 ；2 7 3 3 ． [ 7 ]K h o l m o 舭vAG ，K o 加n o v a0N ，P 鹄h k o vGL ．卟i o c y 蛐a t es o l u t i o 璐i n9 0 l dt e c h n o l o g y [ J ] ．H y d 嗍e t a l l u r g y ，2 0 0 2 “ 4 3 4 8 ． [ 8 ] 庞锡涛，薛山．硫氰酸盐提金影响硫氰酸盐稳定性的因素[ J ] ． 黄金，1 9 9 5 ，8 1 6 2 2 2 5 ． [ 9 ]J i n s h ∞u ，s a d e g l ls a f a r ∞d e hM ，M i c h a dsM o a t s ．1 1 I i o c y 锄a t eh y - d m 咖t a l l u r g y f o r t l l eI e c o v e r y0 fg o l dP a r t Ⅲn i ∞y 删I t e “汕t y [ J ] ．H y d m m e t a u u r l 盯，2 0 1 2 1 1 3 1 1 4 1 9 2 4 ． [ 1 0 ]王治科，陈东辉，陈亮．硫氰酸盐浸金体系选择氧化剂的热力 学判据[ J ] ．有色金属，2 0 0 6 ，5 8 4 2 6 2 8 ． [ 1 1 ] z h i k ew 锄g ，D o n g I l u ic h e n ，L i 船gc h e n ．叫dc e 眦n 叫∞h m m i o c y 跚a t e ∞l u t i ∞sb yi m np o w d e r [ J ] ． M i n e r a l sE n 曲腻d I l g ， 2 0 0 7 2 0 5 8 1 5 9 0 ． [ 1 2 ] w h i t eH A ．’r h e ∞l u b i l i t yo f9 0 l di nt l I i ∞I l l p h a t e s ∞dt l I i o c y a n a t e s [ J ] ．J0 ft I I ec h e m ，M e t a l ∞dM i n i n gs o c0 f ‰t l lA 伍c a ，1 9 0 5 5 1 0 9 1 1 1 ． [ 1 3 ] 张潇尹．废印刷线路板硫氰酸盐法浸金[ D ] ．上海东华大学环 境科学与工程学院，2 0 0 8 ． [ 1 4 ]J i n s h ∞“，MS 8 d e g l ls a f h m d e h ，M i c h 神lsM o a t s ．1 1 I i o c y ∞a t e h y d m m e t a l l u r g yf 曲t l l er e c o v e r y0 fg o l dp a I tI c h e m i c a la n dt l l e r - m o ．d y I l 咖i cc 仰s i d e m t i o n s [ J ] ． H y d r 叫l e t a l l u r g y ，2 0 1 2 1 1 3 1 1 4 l 一9 ． [ 1 5 ] 刘滨婵，刘建业，张淑敏，等．氰化浸金中氧化剂的探讨[ J ] ．黄 金，1 9 9 8 ，4 1 9 3 3 3 5 ． [ 1 6 ] 李丛奎，陈隆玉．影响氰化浸金的因素[ J ] ．世界采矿快报，1 9 9 3 1 1 6 8 ． [ 1 7 ] 唐林生，傅丽荣．非氰浸金剂研究进展[ J ] ．中国石油和化工， 1 9 9 5 5 3 1 3 2 ． 上接第8 3 页 3 结论 1 针对该类难选高铝硅褐铁矿，在常规选矿工艺 无法获得理想选矿指标的情况下，以还原焙烧为基础， 采用氯化离析焙烧一磁选工艺能够得到较好的选矿指 标。在氯化剂用量1 0 ％、还原剂用量2 0 ％、焙烧温度 10 0 0 ℃、焙烧时间6 0m i n 、磨矿粒度一0 ．0 3 8m m 粒级 占9 7 ％、磁场强度1 3 3 ．3 3k A ／m 条件下，可获得全铁 含量7 0 ．4 1 ％、回收率7 5 ．7 2 ％、A 1 2 0 3 含量4 ．2 6 ％、 S i 0 2 含量7 ．8 9 ％的H 6 5 Ⅱ类铁精矿。 2 高温条件下，氯化剂依靠褐铁矿高温分解出的 水蒸气水解为高活性H C l 气体，H C l 气体与矿石中金 属氧化物发生反应，快速生成挥发性金属氯化物 M e c l 。，金属氯化物M e C l 。受碳质还原剂强烈吸附，在 还原气氛中离析并覆盖在还原剂表面。另一方面，氯 化剂 碱金属盐 能使铁氧化物的点阵发生畸变，产生 微孔，还原气氛可以通过缺陷扩散到反应界面，使还原 作用更充分，这样不仅可以有效地将非磁性褐铁矿还 原为强磁性磁铁矿，而且在金属氧化物离析过程中，改 变各矿物间的嵌布关系，有利于后续有用矿物的磁选 富集。 参考文献 [ 1 ]余永富，张汉泉．我国钢铁发展对铁矿石选矿科技发展的影响 [ J ] ．武汉理工大学学报，2 0 0 9 1 1 7 ． [ 2 ]印万忠．难选铁矿石选矿技术的最新发展[ J ] ．金属矿山，2 0 1 1 增刊 1 0 l6 ． [ 3 ] 余永福，余侃萍，翁孝卿．我国难选铁矿石技术进展[ J ] ．金属矿 山，2 0 1 1 增刊 1 3 ． [ 4 ] 王淀佐．中国黑色金属矿选矿实践[ M ] ．北京科学出版社， 2 0 0 8 ． [ 5 ] 李光辉，周太华．高铝褐铁矿铝铁分离新工艺及其机理[ J ] ．中 国有色金属学报，2 0 0 8 1 1 2 0 8 7 2 0 9 0 ． [ 6 ] 袁致涛，高太，印万忠，等．我国难选铁矿石资源利用的现状及 发展方向[ J ] ．金属矿山，2 0 0 7 1 l 一6 ． [ 7 ] 王在谦，唐云．难选高铝硅铁矿焙烧道选试验研究[ J ] ．矿业 研究与开发，2 0 l l 5 5 8 6 1 ． [ 8 ] 王淀佐，邱冠周，胡岳华．资源加工学[ M ] ．北京科学出版社， 2 0 0 8 ． 万方数据