含鉛鋅褐鐵礦綜合選別工藝研究

沈進杰，楊大兵，魯 維，唐慶華

(1.武漢科技大學，湖北 武漢 430081 ；2.首鋼水城鋼鐵有限責任公司，貴州 六盤水553028)

褐鐵礦為無定形的鐵的氧化物和氫氧化物，以針鐵礦(α-FeOOH)、水針鐵礦(α-FeOOH·nH2O)為主要組成，呈非晶質、隱晶質或膠狀體，外表顏色呈黃褐色、暗褐至褐黑色，弱至中磁性。我國褐鐵礦儲量非常大，已探明儲量約為12.3億t。由于褐鐵礦具有化學成分不固定、含鐵量很不穩定、水分含量變化大、碎磨過程中容易過粉碎等特殊性質，屬于極難選鐵礦石[1]。我國褐鐵礦資源利用率極低，大部分沒有有效回收利用或根本沒有開采。因此，開展褐鐵礦石的高效選礦技術的研究已凸顯其重要性和緊迫性。

目前，褐鐵礦主要用重力選礦[2]、磁化焙燒-磁選聯合[3]、磁選-浮選聯合[4]等方法處理。國外則以絮凝-磁選工藝[5]選別細粒弱磁性褐鐵礦。針對貴州褐鐵礦礦石性質，采用重選-磁選-氯化還原焙燒-磁選工藝，獲得了精礦鐵品位64.08%、回收率84.74%的良好技術指標。

1 礦石性質

顯微鏡鑒定、X射線衍射分析結果表明，該鐵礦礦物組成比較復雜，主要金屬礦物有針鐵礦、菱鐵礦、菱鋅礦、方鉛礦，有少量磁鐵礦、赤鐵礦、黃鐵礦、碳質-鐵錳質礦物等；脈石礦物有石英、高嶺石、綠泥石、碳酸鹽礦物等。

顯微鏡鑒定結果顯示，針鐵礦、菱鐵礦呈膠環狀、多孔狀分布，常與菱鋅礦、脈石礦物混晶及連晶，是氧化礦床的主要金屬礦物之一，集合體粒徑一般0.1～1 mm之間。磁鐵礦呈自形的八面體狀，與針狀、纖維狀的赤鐵礦一同分布在脈石礦物中，粒徑0.001～0.01 mm間。偶見極細粒的黃鐵礦分布在脈石礦物裂隙中，粒徑0.001～0.01 mm之間。碳質-鐵錳質礦物呈細粒纖維狀或集合體狀，替代植物體形成假象-木質細胞結構，粒徑0.05～0.6 mm之間，最大1 mm左右。菱鋅礦呈不規則粒狀或膠環狀分布，常與針鐵礦、菱鐵礦伴生，具極強的雙反射和非均質性，白色內反射色，粒徑0.01～0.4 mm之間。方鉛礦呈不規則微細粒狀分布在脈石礦物中，粒徑0.001～0.005 mm之間。

礦石的化學多元素分析結果見表1。由表1可知，礦石中主要有用金屬鐵品位27.51%，鉛品位4.75%，鋅品位4.49%。鐵品位比較低，但是鉛鋅潛在利用價值較大。

粒度篩析(濕篩)試驗結果見表2。從表2可以看出，鐵、鉛、鋅主要分布在+0.105 mm粒度范圍(占一半左右)，三者品位較其他粒級高。在同一粒級范圍內，鉛、鋅分布率非常接近；在不同粒級范圍內，三者呈一定的相關性。粒度越細，鐵品位越低。

表1 礦石化學多元素分析結果/%

表2 粒度篩析試驗結果/%

2 選別工藝

2.1 強磁選工藝

稱取試樣(-2mm)若干份，在XMQ-67型球磨機上磨礦至不同粒度，用XCSQ-50×70濕式強磁選機進行分選。其中，給礦濃度為25%左右，攪拌速度恒定，每次給礦6s，沖洗水流量一定，精礦鐵品位、回收率隨磁選細度變化見圖1，精礦鉛鋅品位隨細度變化見圖2。

圖1 強磁選鐵品位-回收率變化關系

由圖1可知，磁選細度-74μm由66.5%變化到86.3%的過程中，精礦鐵品位先升高后降低，回收率先減少后增加。當-74μm 占76.8%時，鐵品位最大(場強為0.9T時為40.80%，1.6T時為41.91%)，回收率最低(0.9T時為41.82%，1.6T時為65.29%)；當磁選超過一定細度時，分選場強為1.6T時，精礦鐵品位反而比0.9T時高，主要是因為過磨，使部分鐵品位高的細顆粒在磁場強度不夠時流失所致。同一磨礦細度，磁選場強大，則回收率高。

圖2 強磁選精礦鉛鋅品位變化關系

從圖2可以看出，精礦鉛鋅品位隨著磁選細度的增加先降低后增加。在一定磁選細度范圍內(-74μm 66%～72%)，場強越大，精礦鉛鋅品位越高，當磁選超過一定細度(-74μm 72%)時，場強越大，精礦鉛鋅品位越低。從粒度篩析結果分析可知，這是因為粗顆粒鐵品位高，鉛鋅品位也高，部分鐵品位低的細顆粒鉛鋅品位也低。

2.2 重選工藝

重選在LYN(S)-1100×500型搖床上完成。當給礦濃度10%左右，給礦細度-74μm占90%左右，搖床沖程為16mm時所得產品指標見表3。

表3 重選試驗結果/%

注：中礦和尾礦合并為輕礦物。

由表3可以看出，重選對于鉛的選別效果比較好，但是仍然有一半的鉛進入了輕礦物，對于鋅鐵分離效果不明顯，接下來必須尋求一種能使鋅鐵分離的有效方法。

2.3 氯化還原焙燒-弱磁選工藝

經過大量試驗研究探索發現，氯化還原焙燒-弱磁選可以實現鋅鐵分離。試驗基本原理是，添加一定量的煤粉和氯化鈣，在焙燒過程中將鐵還原為磁性鐵，鋅和鉛轉化為低熔點的氯化物揮發掉，然后通過磁選回收鐵，通過回收焙燒煙氣達到回收鉛鋅的目的。

試驗主要考察了焙燒溫度、保溫時間、氯化劑用量對精礦指標的影響。

2.3.1 焙燒溫度試驗

在煤粉用量為30%，氯化鈣用量為10%，于馬弗爐中保溫時間100 min，磁選細度-0.074 mm占90.0%，磁選磁場強度350 mT條件下，不同溫度下試驗數據關系圖，見圖3、圖4。

從圖3可以看出，隨著焙燒溫度的增加，精礦鐵品位先增加后減少，當溫度大于1050℃時，品位變化不大，回收率在85%附近波動。溫度越高，越有利于鉛的揮發。鋅的揮發率隨溫度波動比較大，可能是因為反應生成的氯化鋅自身也是一種氯化劑，促進了其他物質的揮發[6]，從而影響了自身的揮發。在1150℃時，鉛的揮發率為78.6%，鋅的揮發率為91.1%。

從圖4可知，隨著焙燒溫度的升高，精礦中鉛、鋅的品位呈降低趨勢。1150℃時，鐵品位為59.60%，此時鉛2.76%，鋅0.52%。

當不添加氯化鈣(只添加煤粉)，其他試驗條件不變，我們做了一組對比試驗，以說明添加氯化鈣的優越性，見圖5。

圖3 焙燒溫度-品位-回收、揮發率關系

圖4 焙燒溫度-精礦鉛鋅品位關系

圖5 添加與不添加氯化鈣對比試驗

由圖5可知，當溫度在1000℃時，添加與不添加氯化鈣相比，鐵品位均達到各自最大值，分別為68.77%、70.70%。但添加比不添加時鐵回收率高出17個百分點，為84.18%，鉛鋅揮發率比不添加時高出30～40個百分點。由此可見，添加氯化鈣可以提高鐵的回收率及鉛鋅的揮發率，其效果相當明顯。

2.3.2 保溫時間試驗

在焙燒溫度為1150℃，其他試驗條件不變的情況下，鐵品位、回收率、鉛鋅揮發率隨保溫時間變化關系見圖6，精礦鉛、鋅品位隨保溫時間變化關系見圖7。

從圖6可以看出，隨著保溫時間的延長，鐵回收率，鉛、鋅揮發率三者均呈升高趨勢。當保溫時間為80 min時，鐵品位達到最大值60.41%，大于80 min鐵品位下降。保溫時間大于60 min，鐵回收率均大于80%，鉛揮發率在74%左右，鋅揮發率在90%以上。

由圖7可知，在一定保溫時間內，精礦鉛鋅品位隨保溫時間延長而降低。當保溫時間超過100 min時，鉛的品位有所回升，此時鋅品位0.41%。

2.3.3 氯化劑用量試驗

試驗選取保溫時間為100 min，其他試驗條件不變，鐵品位、回收率、鉛鋅揮發率隨氯化劑用量變化關系見圖8，精礦鉛鋅品位隨氯化劑用量變化關系見圖9。

圖6 保溫時間-品位-回收、揮發率關系

圖7 保溫時間-鉛鋅品位關系

圖8 氯化鈣用量-品位-回收、揮發率關系

圖9 氯化鈣用量-鉛鋅品位關系

由圖8可知，鉛鋅揮發率均隨氯化鈣用量的增加而增加，鐵品位呈上升趨勢，主要是因為氯化鈣對鉛鋅揮發具有促進作用的同時兼有助熔作用，有利于鐵的還原。當氯化鈣用量由4%增加到6%時，鐵品位略有下降，之后又上升，可能是因為當氯化鈣用量較低時，反應生成鐵酸鈣體系使鐵品位降低，當氯化鈣用量增加后鐵酸鈣減少，反應生成硅酸鈣體系，有利于通過磁選提高鐵的品位，所以鐵品位又增加。

從圖9可以看出，精礦鉛鋅含量隨著氯化鈣用量的增加而降低。由此可知，適當增加氯化鈣用量，對于降低精礦鉛鋅品位是有利的。

2.4 重選-強磁選-氯化還原焙燒-弱磁選工藝

由于重選選鉛比較有效果，但重礦物鐵回收率有15%，鋅回收率17%，而氯化還原焙燒-弱磁選對于鋅鐵分離效果明顯，鉛鐵分離效果次之。綜合考慮以上工藝，制定了重選-強磁選-氯化還原焙燒-弱磁選工藝，將重選部分中礦并入重礦物，然后將重礦物做強磁選，尾礦為粗鉛礦，磁性礦物與重選輕礦物合并再做氯化還原焙燒-弱磁選，試驗流程如圖10所示。

當煤粉用量為30%，氯化鈣用量為10%，焙燒溫度1150℃保溫100 min時，所得產品各項指標見表4。

從表4可以看出，采用重選-強磁選-氯化還原焙燒-弱磁選工藝處理該礦石是可行的。但是，鐵精礦鉛品位仍然很高，主要原因是鉛的熔點比較低，高溫焙燒后礦石結構變得復雜，在磁選過程中跟隨精礦富集。這就要求進入焙燒環節時，礦石中鉛必須除干凈，該鐵精礦有待作進一步處理。

圖10 重選-強磁選-氯化還原焙燒-弱磁選工藝流程

表4 重選-強磁選-氯化還原焙燒-弱磁選試驗結果/%

名稱品位回收率FePbZnFePbZn鉛精礦5.8925.005.491.9245.6110.62鐵精礦64.081.590.4184.748.422.31尾礦7.240.510.5813.343.764.57

注：由于鉛鋅煙氣實驗室不便收集，故其指標無法給出，表中回收率均相對于原礦。

3 試驗結論

1)該褐鐵礦中鐵主要以針鐵礦、菱鐵礦形式存在，其次含有少量磁鐵礦、赤鐵礦、黃鐵礦、碳質、鐵錳質礦物等，其中鋅以菱鋅礦的形式存在，鉛以方鉛礦形式存在。

2)當磨礦細度76.8%-74μm，磁場強度為1.6T時，強磁選獲得精礦鐵品位41.91%、回收率65.29%，對于鉛鋅的去除效果不明顯。

3)搖床對鉛具有一定分選效果，當磨礦細度-74μm 占90%左右，沖程16 mm時，可預先回收50%左右鉛。

4)氯化還原焙燒-弱磁選對于鋅鐵分離效果明顯。在一定條件下，添加氯化鈣可以明顯提高精礦鐵的回收率和鉛鋅的揮發率。在1150℃時，鉛的揮發率為78.6%，鋅的揮發率為91.1%，揮發的鉛鋅煙氣可以通過濕法回收利用。

5)在給定試驗條件下，采用重選-強磁選-氯化還原焙燒-弱磁選，可獲得鉛精礦25.00%、回收率45.61%，精礦鐵品位64.08%、其中鋅品位0.41%、鐵回收率84.74%的良好指標。但是，鐵精礦鉛含量仍然很高，有待作進一步處理。

[1] 謝興中，王毓華.褐鐵礦選礦研究現狀與思考[J] .金屬礦山，2010(1)：6-10.

[2] 劉衛強，張宗華.云南某難選褐鐵礦的選礦工藝研究[J].金屬礦山，2006(3)：18-20.

[3] 張漢泉，任亞峰，管俊芳.難選赤褐鐵礦焙燒-磁選試驗研究[J].中國礦業，2006，15(5)：44-47.

[4] 高春慶，侯更合，鐘素姣，等.寧夏某褐鐵礦石選礦試驗研究[J].礦業快報，2007(11)：45-47.

[5] 陳雯.絮凝-強磁選回收易泥化褐鐵礦的試驗研究[J].金屬礦山，2003(6)：32-33.

[6] 陳代雄，李觀奇，等.伴生銅鉛鋅多金屬難選鐵尾礦氯化-還原焙燒新工藝試驗研究[J].//有色金屬工業科技創新中國有色金屬學會第七屆學術年會論文集[C].2008：175-179.