第３３卷第２期　２０１３年ｏ４月　矿　冶　工　程　ＭＩＮＩＮＧ　ＡＮＤ　ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ　ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ　Ｖ０１．３３№２　Ａｐｒｉｌ　２０１３　难选褐铁矿氯化离析焙烧一磁选研究①　王在谦　，唐云　，舒聪伟　，张覃　，　（１．贵州大学矿业学院，贵州贵阳５５０００３；２．贵州非金属矿产资源综合利用重点实验室，贵州贵阳５５０００３）　摘要：针对某难选高铝硅褐铁矿，开展了氯化离析焙烧一磁选工艺试验研究，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１０％、还原剂用量为２０％、焙烧温度为１　０００　ｏＣ、焙烧时间为　６０　ｒａｉｎ、磨矿粒度为一０．０３８　ｍｍ粒级占９７％、磁场强度为１３３．３３　ｋＡ／ｍ条件下，可获得全铁含量７０．４１％、回收率７５．７２％、Ａ１：Ｏ３含　量４．２６％、ＳｉＯ２含量７．８９％的Ｈ６５　１Ｉ类铁精矿。　关键词：褐铁矿；氯化离析；磁选；铁精矿　中图分类号：ＴＦ１１１　文献标识码：Ａ　ｄｏｉ：１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１３．０２．０２１　文章编号：０２５３—６０９９（２０１３）０２一ｏｏ８１—０３　Ｓｔｕｄｙ　ｏｎ　Ｃｈｌｏｒｉｄｉｚｉｎｇ　Ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　Ｒｏａｓｔｉｎｇ－Ｍａｇｎｅｔｉｃ　Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｆｏｒ　Ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ　Ｌｉｍｏｎｉｔｅ　ＷＡＮＧ　Ｚａｉ—ｑｉａｎ　，ＴＡＮＧ　Ｙｕｎ　’　，ＳＨＵ　Ｃｏｎｇ—ｗｅｉ　，ＺＨＡＮＧ　Ｑｉｎ　’　（１．Ｍｉｎｉｎｇ　Ｃｏｌｌｅｇｅ，Ｇｕｉｚｈｏｕ　Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｇｕｉｙａｎｇ　５５０００３，Ｇｕｉｚｈｏｕ，Ｃｈｉｎａ；２．Ｇｕｉｚｈｏｕ　Ｋｅｙ　Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ　ｏｆＣｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ　Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ　ｏｆ　Ｎｏｎ－ｍｅｔａｌｌｉｃ　Ｍｉｎｅｒａｌ　Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ，Ｇｕｉｙａｎｇ　５５０００３，Ｇｕｉｚｈｏｕ，Ｃｈｉｎａ）　Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ　ｓｔｕｄｉｅｓ　ｗｅｒｅ　ｐｅｒｆｏｒｍｅｄ　ｏｎ　ｃｈｌｏｒｉｄｉｚｉｎｇ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇ－ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　ｆｏｒ　ｓｏｍｅ　ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ　ｌｉｍｏｎｉｔｅ　ｗｉｔｈ　ｈｉｇｈ　ｃｏｎｔｅｎｔ　ｏｆ　ａｌｕｍｉｎｕｍ　ａｎｄ　ｓｉｌｉｃｏｎ．Ｔｈｅ　ｅｆｆｅｃｔｓ　ｏｆ　ｔｅｃｈｎｉｃａｌ　ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ，ｓｕｃｈ　ａｓ　ｄｏｓａｇｅ　ｏｆ　ｃｈｌｏｒｉｎａｔｉｏｎ　ａｇｅｎｔ，ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ，ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｔｉｍｅ，ｇｒｉｎｄｉｎｇ　ｆｉｎｅｎｅｓｓ　ａｎｄ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｆｉｅｌｄ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ，ｏｎ　ｂｅｎｅｆｉｃｉａ—　ｔｉｏｎ　ｗｅｒｅ　ａｌｌ　ｅｘｐｌｏｒｅｄ．Ｔｈｅ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｓｈｏｗｅｄ　ｔｈａｔ，ｔｅｓｔ　ｗｉｔｈ　１０％ｃｈｌｏｒｉｎａｔｉｏｎ　ａｇｅｎｔ　ａｎｄ　２０％ｒｅｄｕｃｔａｎｔ，ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ，ａｔ　ａ　ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ　ｏｆ　１　０００　ｏＣ　ｆｏｒ　６０　ｍｉｎ，ｗｉｔｈ　ａ　ｇｒｉｎｄｉｎｇ　ｆｉｎｅｎｅｓｓ　ｏｆ一０．０３８　ｍｍ　９７％ａｎｄ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｆｉｅｌｄ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ　ｏｆ　１３３．３３　ｋＡ／ｍ．ｒｅｓｕｌｔｅｄ　ｉｎ　ａ　Ｈ６５　ＩＩ－ｔｙｐｅ　ｉｒｏｎ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ　ｗｉｔｈ　ｔｏｔａｌ　ｉｒｏｎ　ｃｏｎｔｅｎｔ　ｏｆ　７０．４１％ａｔ　ａ　ｒｅｃｏｖｅｒｙ　ｏｆ　７５．７２％，ｗｉｔｈ　Ａ１２０３　ｃｏｎｔｅｎｔ　ｏｆ　４．２６％ａｎｄ　ＳｉＯ２　ｃｏｎｔｅｎｔ　ｏｆ　７．８９％．　Ｋｅｙ　ｗｏｒｄｓ：ｌｉｍｏｎｉｔｅ；ｃｈｌｏｒｉｄｉｚｉｎｇ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ；ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ；ｉｒｏｎ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ　２１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１０多年来，我国铁　矿石产量居世界第一，２０１１年生产铁矿石１３．２６亿　吨，但其中大部分属低品位矿，平均品位约３２．６７％，　铝、硅、磷等杂质含量高，且嵌布粒度细，共伴生关系复　杂，９７．５％以上需要通过选矿提高矿石品级才能人炉　冶炼　。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　ｊ。　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、反浮选及强磁一反　浮选等常规工艺，很难富集矿石中的铁矿物。而采用　还原焙烧一弱磁选工艺，虽可得到铁精矿品位５６．０９％、　回收率６０．８７％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７Ｏ．４１％、回　收率７５．７２％、Ａ１２０３含量４．２６％、ＳｉＯ２含量７．８９％的　Ｈ６５　１Ｉ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：２０１２—１２—１７　基金项目：贵州省优秀科技教育人才省长专项基金（ｚ０７３２１８），院级创新项目　作者简介：王在谦（１９８９一），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（１９７１一），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。

　８２　矿冶工程　第３３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　６２．２６　８．３１　ｌ４．２７　ｇ．３６　３．１２　２．８６　２．８３　１．１５　Ｏ．８４　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９７．３２％；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ＡＩ　Ｏ　和　ＳｉＯ　含量分别高达２６．１１％、１３．８８％；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。　摹　＼　塘　图１　不同焙烧方案选矿指标对比　从图ｌ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ＨＣ１气体，ＨＣ１气体与矿石中金属氧化物　（主要为Ｆｅ　０　、ＡＩ　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　，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：　６ＨＣＩ＋Ｆｅ２Ｏ３＝一２ＦｅＣ１３＋３Ｈ２Ｏ　２ＦｅＣ１３＋Ｃ＋３Ｈ２Ｏ＝＝＝２ＦｅＯ＋ＣＯ＋６ＨＣ１　２ＦｅＣ１３＋ＣＯ＋３Ｈ２Ｏ＝＝一２ＦｅＯ＋ＣＯ２＋６ＨＣ１　ＦｅＯ＋Ｆｅ２Ｏ３＝一Ｆｅ３Ｏ４　６ＨＣ１＋Ａ１，Ｏ３＝一２Ａ１Ｃ１３＋３Ｈ２Ｏ　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Ｆｅ　Ｏ　、Ａ１Ｃ１。。由于　Ａ１ＣＩ，沸点较低，为１８２．７　ｏＣ，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５０　ｇ破碎至一２　ｍｍ的矿样、１０　ｇ棒磨至一０．５　ｍｍ的煤粉还原剂和适量氯化剂粉末混匀后放入瓷坩　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（－２ｍｍ）　塑　垦　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１　０５０℃，焙烧时间为３０　ｍｉｎ，还原　剂用量为２０％，焙烧样棒磨至一０．０３８　ｍｍ粒级占　８０％左右，磁选磁场强度为１７３．３３　ｋＡ／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。　＼　魍　喀　氯化剂用量／％　图３氯化剂用量对选矿指标的影响　＼　姗　回　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１２％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１０％较为合适，可以获得产率４４．１２％、品位　∞帅鲫　砷如加如　ｍ　０　第２期　王在谦等：难选褐铁矿氯化离析焙烧一磁选研究　６１．２５％、回收率７１．６１％的铁精矿。　２．２焙烧温度试验　氯化剂用量为１０％，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。　＼　翅　喀　焙烧温度／＊ｃ　图４焙烧温度对选矿指标的影响　＼　瓣　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９７５℃，铁品位有一突增。铁回收率在　９５０—９７５℃区间明显降低，但超过９７５℃后，又有明　显上升趋势。这说明９７５℃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１　０５０℃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１　０００　ｏＣ为宜，此时可以获得产率４２．９９％、品位　６１．２３％、回收率６８．６５％的铁精矿。　２．３焙烧时间试验　焙烧温度为１　０００℃，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。　＼　坦　喀　图５焙烧时间对选矿指标的影响　＼　锝　回　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６１％一６５％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６０　ｍｉｎ较为适宜，此时可以获得产率　４９．２３％、品位６４．６１％、回收率８１．５４％的铁精矿。　２．４磨矿粒度试验　焙烧时间为６０　ｍｉｎ，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。　＼　蹬　正薹　一０．０３８　１１１１１１１粒级含量／％　图６磨矿粒度对选矿指标的影响　＼　瓣　擎　回　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，在磨矿粒度为一０．０３８　ｍｍ粒级占９７％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　一０．０３８　１１３１１＂１粒级占９７％，此时可以获得产率４１．９１％、　品位７０．５６％、回收率７５．９０％的铁精矿。　２．５磁场强度试验　焙烧样磨矿粒度为一０．０３８　ｍｍ粒级占９７％，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。　＼　趟　丑星　磁场强度／（ｋＡ．『ｒ｜１）　图７磁场强度对选矿指标的影响　＼　僻　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１３３．３３　ｋＡ／ｍ，此时可以获得产率４１．８３％、品　位７０．４１％、回收率７５．７２％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７０．４ｌ％，Ａ１　０３和ＳｉＯ　含量　分别为４．２６％、７．８９％。参照铁精粉质量标准，该精　矿达到Ｈ６５　ＩＩ类品级。采用氯化离析焙烧一弱磁选工　艺处理该类矿石，有效完成了提铁降杂的目的。　（下转第８７页）