新疆某鐵礦降鋅脫硫工藝研究

卜顯忠 陳 彤 薛季瑋 宛 鶴 張崇輝

（西安建筑科技大學資源工程學院，陜西 西安 710055）

近年來，鋼鐵行業作為國民經濟的基礎產業取得了巨大的成就，促成了我國世界第一大鋼鐵生產國的地位［1-2］。面對日趨激烈的鋼鐵行業現狀，提高鋼鐵產品的競爭力迫在眉睫。鐵精礦是鋼鐵冶煉中重要的原料，故其質量的高低也將直接影響到鋼鐵產品的品質［3-4］。對鐵精礦而言，鋼鐵冶煉要求其鋅、硫含量分別低于0.10%和0.30%。現有研究表明，鐵精礦中的鋅、硫含量超標，會在后續冶煉過程產生諸多危害。在冶煉過程中，部分硫以有害氣態硫化物的形式隨煤氣排出爐外，對周邊環境和人體健康造成危害［5-6］；鋅在入爐后會很快分解，并在爐襯中冷凝下來，形成ZnO體積膨脹，破壞爐墻，提高冶煉成本，生成的鐵酸鋅降低鋼鐵產品硬度［7］。因而，針對鐵礦進行降鋅脫硫的工藝研究具有重要意義。

新疆某鐵礦以磁鐵礦為主，鋅、硫主要以閃鋅礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦形式存在，礦物間連生關系緊密、嵌布粒度較細。原礦中鋅、硫含量較高，導致鐵精礦產品鋅、硫超標，危害后續冶煉過程。因此，本研究針對鐵精礦中鋅硫含量超標的問題，結合該礦礦石性質特點，開展了降鋅脫硫工藝研究，以期生產的鐵精礦達到冶煉標準。

1 試樣、試驗設備及藥劑

1.1 試樣性質

1.1.1 試樣主要化學成分分析

試驗所用礦樣取自新疆某鐵礦礦區，采用破碎和篩分的方法將礦樣全部破碎至2 mm以下，作為試驗樣品。其主要化學成分分析結果見表1。

由表1可知，試樣中全鐵品位為35.65%，鋅、硫含量分別為1.12%、1.56%，雜質成分CaO、SiO2、TiO2的含量分別為15.18%、12.94%、0.42%。

1.1.2 試樣礦物組成及其含量

試樣XRD分析結果見圖1，試樣中主要礦物及其含量分析結果見表2。

由圖1和表2可知，試樣中的鐵礦物以磁鐵礦為主，含量為48.03%，其次為少量黃鐵礦和磁黃鐵礦等硫化鐵礦物，含量分別為0.32%、1.88%。黃鐵礦屬弱磁性、易浮礦物，而磁黃鐵礦比磁化率與磁鐵礦接近，屬強磁性礦物。含鋅礦物主要為閃鋅礦，含量為2.02%，屬易浮礦物。脈石礦物包括方解石、輝石、綠泥石、角閃石，含量分別為9.69%、24.73%、3.26%、2.17%。

1.1.3 試樣中主要礦物的嵌布關系

試樣中主要礦物的嵌布關系見圖2。

由圖2可知，磁鐵礦呈碎裂狀分布，經磨礦處理后易實現礦物單體解離，提高其選別回收率；閃鋅礦被磁鐵礦所包裹，且與磁黃鐵礦、黃鐵礦共生，磁黃鐵礦和黃鐵礦呈不規則狀均勻分布，且礦物嵌布粒度較細、連生關系緊密，采用常規浮選方法，易導致鐵精礦鋅硫含量超標。

1.1.4 試樣中鐵、鋅、硫物相分析

試樣中鐵、鋅、硫物相分析結果分別見表3、表4、表5。

由表3可知，礦石中磁性鐵含量為31.79%，分布率為89.17%；赤褐鐵礦、硅酸鹽和碳酸鹽中鐵總含量為3.56%，分布率為9.98%；其余鐵賦存于硫化鐵中，含量和分布率分別為0.30%、0.85%。以上結果表明：礦石中鐵的賦存狀態較為復雜，主要賦存于磁性鐵中，少量鐵賦存在硫化鐵中，脫硫不會明顯降低鐵的回收率。

由表4可知，硫化相中鋅的含量和分布率分別為1.04%、92.86%；其余鋅賦存于氧化相和結合相中，含量分別為0.02%和0.06%。鋅的賦存狀態較為簡單，主要賦存于硫化相中，因此，試樣降鋅的對象主要為閃鋅礦。

由表5可知，閃鋅礦中硫的含量為64.10%，磁黃鐵礦中硫的含量為14.10%，硫酸鹽和黃鐵礦中硫的含量均為10.90%。試樣中硫主要賦存于閃鋅礦中，其次為磁黃鐵礦、硫酸鹽和黃鐵礦。因此，試樣脫硫的主要對象是閃鋅礦、磁黃鐵礦和黃鐵礦。

1.2 試驗設備及藥劑

試驗設備：a1b-224型電子分析天平（賽多利斯科學儀器（北京）有限公司），RK/FD-3型單槽浮選機（武漢洛克粉磨設備制造有限公司），RK/FD-0.5型單槽浮選機（武漢洛克粉磨設備制造有限公司），RK/ZQM（BM）-240·90型球磨機（武漢洛克粉磨設備制造有限公司），RK/ZQM（BM）-150·50型球磨機（武漢洛克粉磨設備制造有限公司），101-3型電熱鼓風干燥箱（北京科委永興儀器有限公司），RK/ZL-φ260/φ 200型多功能真空過濾機（武漢洛克粉磨設備制造有限公司），XCGS-73型磁選管（天津市礦山儀器廠），DCXJ-400×240型電磁濕法多用鼓形磁選機（山東華特磁電科技股份有限公司）。

試驗藥劑：石灰（CaO，天津市河東區紅巖試劑廠），硫酸銅（CuSO4，天津市河東區紅巖試劑廠），丁基黃藥（C4H6OCSSNa，天津市河東區紅巖試劑廠），亞硫酸鈉（Na2SO3，天津市河東區紅巖試劑廠），碳酸鈉（Na2CO3，天津市河東區紅巖試劑廠），次氯酸鈉（Na-ClO，天津市福晨化學試劑廠），松醇油（工業純，洛陽某鉬礦選礦廠）。

2 試驗方案

由礦樣性質分析結果可知，試樣中主要回收的鐵礦物為磁鐵礦，鋅硫主要賦存于連生關系緊密且嵌布粒度較細的閃鋅礦和磁黃鐵礦、黃鐵礦等金屬硫化礦中。在保證磁鐵礦質量的前提下，實現鐵精礦的降鋅脫硫，關鍵在于將磁鐵礦與閃鋅礦、磁黃鐵礦、黃鐵礦等硫化礦物進行有效分離。現有研究表明，浮選—磁選聯合工藝是實現鐵精礦降鋅脫硫的有效方法［8］。由于原礦中磁黃鐵礦含量較高，且磁黃鐵礦具有易碎的性質，若采用先磁選后浮選的工藝流程，易造成泥化和磁團聚現象，影響后續浮選效果［9-12］。因此，試驗擬采用浮選—磁選聯合工藝的技術思路，浮選階段基于減少入磁選雜質的目的，側重于去除尾礦中的硫化礦物，同時盡可能回收鋅礦物；磁選階段基于減少鐵精礦雜質的目的，側重于磁精礦除雜，并進一步強化鐵精礦的降鋅脫硫。

3 試驗結果與討論

3.1 浮選試驗

在固定磨礦細度為-0.074 mm占70%的條件下，采用CaO為抑制劑，CuSO4為活化劑、丁基黃藥為捕收劑、松醇油為起泡劑，研究粗選藥劑用量對浮選尾礦中鋅、硫含量的影響，粗選條件試驗流程見圖3。

3.1.1 CaO用量試驗

試樣中閃鋅礦與黃鐵礦可浮性接近，且閃鋅礦含量較高，采用CaO作為抑制劑，能夠有效降低黃鐵礦的可浮性，優先進行閃鋅礦的浮選，進而快速降低試樣中鋅、硫的含量［13］。在 CuSO4用量為 500 g/t，丁基黃藥用量為80 g/t的條件下，進行了CaO用量試驗，試驗結果如圖4所示。

由圖4可知，隨著CaO用量的增加，粗選尾礦中鋅、硫品位先下降后上升。在CaO用量為1 000 g/t時，尾礦中鋅、硫品位均最低，即在CaO用量為1 000 g/t的條件下降鋅脫硫效果最佳，此時鋅、硫品位分別為0.17%、0.55%。因此，后續粗選試驗CaO用量選擇1 000 g/t為宜。

3.1.2 CuSO4用量試驗

試樣中鋅、硫礦物主要為閃鋅礦，可浮性好，采用CuSO4作為活化劑可提高閃鋅礦的可浮性，降低浮選尾礦中鋅、硫含量［14］。因此，在CaO用量為1 000 g/t、丁基黃藥用量為80 g/t的條件下，進行了CuSO4用量試驗，試驗結果如圖5所示。

由圖5可知，隨著CuSO4用量的增加，粗選尾礦中鋅的品位先下降后保持穩定，硫品位先下降后上升。在300 g/t時，鋅、硫品位均最低，即在CuSO4用量為300 g/t條件下降鋅脫硫效果最好，此時鋅、硫品位分別為0.16%、0.50%。因此，后續粗選試驗CuSO4用量選擇300 g/t為宜。

3.1.3 丁基黃藥用量試驗

丁基黃藥是針對閃鋅礦、磁黃鐵礦浮選的良好捕收劑，與松醇油聯用可起到良好的捕收效果［1-4］。在CaO用量1 000 g/t、活化劑CuSO4用量300 g/t條件下，進行了丁基黃藥用量試驗，試驗結果如圖6所示。

由圖6可知，隨著丁基黃藥用量的增加，尾礦中鋅品位先下降后保持穩定，硫品位先下降后上升。在丁基黃藥用量為60 g/t時，鋅、硫品位最低分別為0.15%、0.48%；當丁基黃藥用量大于60 g/t時，尾礦中鋅品位基本保持不變，硫品位逐漸上升；因此，后續粗選試驗丁基黃藥用量選擇60 g/t。

3.1.4 掃選試驗

為進一步回收尾礦中的鋅、硫，減少入磁選雜質含量，進行了掃選試驗，具體試驗流程如圖7所示，試驗結果見表6。

由圖7和表6可知，試樣在磨礦細度為-0.074 mm占70%的條件下，最終可獲得鋅品位16.45%、鋅回收率達85.26%的鋅粗精礦，浮選尾礦產品中鋅、硫含量分別降至0.14%、0.35%，減少了入磁選產品中的雜質含量，同時鋅也得到了有效富集。

3.2 磁選試驗

通過前期磁選探索試驗發現，以浮選尾礦為試驗樣品，采用一級和二級磁場強度試驗流程處理，磁場強度過低，鐵精礦回收率較低，磁場強度過高易造成磁團聚，導致鐵精礦鋅硫含量超標；采用磨礦—磁選試驗流程處理，磨礦細度過細易造成礦物泥化，惡化磁選效果。因此，考慮采用高梯度磁選流程，保證鐵精礦中鐵的回收率；采用多級低場強磁選預選的方法，優先選別出易選合格的鐵精礦，降低磨機處理量；為提高礦物單體解離度，減少磁團聚，進行磁粗選精礦再磨細度試驗，從而進一步提高鐵精礦品位。基于以上分析，為考察多級磁場強度和磨礦細度對磁選指標的影響，對浮選尾礦進行了高梯度磁選試驗、多級低場強預磁選試驗和磁粗選精礦再磨細度試驗。

3.2.1 高梯度磁選試驗

高梯度磁選磁場強度試驗流程如圖8所示，試驗結果見表7。

由表7可知，隨著磁場強度的降低，鐵精礦中鐵品位逐漸升高，鋅、硫含量先下降后基本穩定，鐵、鋅、硫回收率均呈逐漸下降的趨勢。當磁粗選磁場強度為95.49 kA/m時，可獲得鐵回收率為87.21%，鋅、硫品位分別為0.09%、0.28%的鐵精礦，鋅、硫含量達到最低點；當磁粗選磁場強度為87.54 kA/m時，可獲得鐵回收率為86.97%，鋅、硫品位分別為0.09%、0.28%的鐵精礦，鐵回收率達到最低點。試驗結果表明，采用適當降低磁場強度的方法，能夠促使部分貧連生體為代表的閃鋅礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦等硫化礦物與磁鐵礦分離，降低入磁選硫化礦物的含量。但磁場強度過低，不僅無益于降低鐵精礦鋅、硫含量，還會使鐵回收率明顯下降。因此，后續試驗選用的磁場強度依次為95.49 kA/m、71.62 kA/m、47.75 kA/m。

3.2.2 多級低場強預磁選試驗

多級低場強預磁選試驗流程如圖9所示，試驗結果見表8。

由圖9和表8可知，浮選尾礦在31.84 kA/m、31.84 kA/m、23.87 kA/m多級低場強預磁選條件下，進行磁精選試驗，可獲得鐵品位和回收率分別為65.08%、57.49%的鐵精礦1，其鋅、硫含量分別為0.08%、0.29%。然后將低場強磁選尾礦產品混合，并置于95.49 kA/m、71.62 kA/m、47.75 kA/m場強條件下，可獲得鐵品位和回收率分別為67.50%、30.43%的鐵精礦2，其鋅、硫分別為0.10%、0.26%。相較于單一降場強試驗結果，磨機作業量降低了60.46%；鐵精礦1和2中鐵的綜合回收率，提高了0.71%；鋅綜合含量降低了0.01%。這表明采用多級低場強預磁選的方法，能夠有效降低磨機作業負荷，減少部分弱磁性硫化礦和貧連生體進入鐵精礦，改善鐵精礦指標。

3.2.3 磁粗選精礦再磨細度試驗

磁粗選精礦再磨細度試驗流程如圖10所示，試驗結果見表9。

由表9可知，當再磨細度-0.037 mm占46.15%時，鐵精礦2中鐵、鋅、硫品位分別為67.50%、0.10%、0.26%；當再磨細度-0.037 mm含量大于46.15%時，鐵精礦2中鐵、鋅、硫品位保持穩定。試驗結果表明，隨著再磨細度的增加，鐵精礦2中鐵品位先升高后保持穩定，鋅、硫品位先降低后保持穩定，適當提高磁粗選精礦再磨細度，有利于提高磁鐵礦與硫化礦物的解離。因此，確定磁粗選精礦最佳再磨細度為-0.037 mm占46.15%。

3.3 全流程閉路試驗

全流程閉路試驗流程如圖11所示，試驗結果見表10。

由圖11及表10可知，試樣采用“1粗3精3掃”的浮選工藝，浮選尾礦采用多級低場強預磁選、高梯度磁選和磁粗選精礦強化再磨選鐵的聯合工藝，可獲得鐵、鋅、硫品位分別為65.15%、0.08%、0.29%和67.40%、0.10%、0.30%的合格鐵精礦1、鐵精礦2，2種鐵精礦產品鐵、鋅、硫含量均滿足后續冶煉指標要求，實現了鐵精礦的降鋅脫硫目標，綜合鐵品位和鐵回收率分別為65.93%、86.78%，鐵精礦終產品中鋅、硫含量分別為0.09%、0.29%。

4 結論

（1）新疆某鐵礦鐵品位為35.65%，磁鐵礦中的鐵占總鐵的89.17%；鋅品位為1.12%，硫化相中鋅占總鋅的92.86%；硫品位為1.56%，閃鋅礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦中硫合計占總硫的89.10%。因此，試樣主要回收磁鐵礦，其降鋅脫硫的對象為閃鋅礦、磁黃鐵礦、黃鐵礦。

（2）試樣嵌布關系分析結果表明，磁鐵礦呈碎裂狀分布，易于選別；閃鋅礦、磁黃鐵礦及黃鐵礦3種礦物嵌布粒度較細且連生關系緊密，采用常規浮選方法，易進入鐵精礦導致其鋅、硫含量超標。

（3）試樣采用“1粗3精3掃”的浮選工藝，浮選尾礦采用多級低場強預磁選、高梯度磁選和磁粗選精礦強化再磨選鐵的聯合工藝，可獲得鐵、鋅、硫品位分別為 65.15%、0.08%、0.29% 和 67.40%、0.10%、0.30%的合格鐵精礦1、鐵精礦2。鐵精礦終產品中鐵品位和鐵回收率分別為65.93%、86.78%，鋅、硫含量分別為0.09%、0.29%。2種鐵精礦產品指標均滿足后續冶煉要求，實現了鐵精礦的降鋅脫硫目標。