高磷鲕状赤铁矿还原焙烧同步脱磷工艺研究

还原剂及脱磷剂对高磷鲕状赤铁矿直接还原-磁选影响的研究
进展
徐宏达;孙体昌;吴世超;连宵宵;韩文丽;邓宗义
【期刊名称】《矿产综合利用》
【年(卷),期】2024(45)2
【摘要】这是一篇矿业工程领域的文章。

综述了还原剂及脱磷剂对高磷鲕状赤铁矿直接还原的影响,从煤和其他还原剂两个方面归纳了还原剂对高磷鲕状赤铁矿还原影响的研究现状,从单一脱磷剂和组合脱磷剂两种使用方式总结了脱磷剂的研究进展。

指出了高磷鲕状赤铁矿直接还原-磁选工艺存在的问题,根据目前存在问题提出了未来针对高磷鲕状赤铁矿直接还原-磁选研究方向的建议。

【总页数】9页(P176-184)
【作者】徐宏达;孙体昌;吴世超;连宵宵;韩文丽;邓宗义
【作者单位】北京科技大学土木与资源工程学院
【正文语种】中文
【中图分类】TD951
【相关文献】
1.还原剂组分对高磷鲕状赤铁矿直接还原效果的影响
2.还原剂对高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷的影响
3.还原剂种类对高磷鲕状赤铁矿直接还原提铁降磷的影响
4.高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷新脱磷剂
5.高磷鲕状赤铁矿气基还原及脱磷剂对除磷效果影响
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书山有路勤为径，学海无涯苦作舟高磷赤铁矿脱磷技术简介根据矿石品位不同可分为富矿和贫矿，一般富矿指含铁量在60%以上，25%-60%之间的称为贫矿，我国铁矿石储量丰富但有近80%属于贫矿，开采难度大成本高。

铁矿石是我国钢铁工业的主要原料，国内钢铁行业的快速发展带动了铁矿石的旺盛需求。

近年来，我国钢铁工业快速发展，钢铁产量先后突破2 亿、3 亿、4 亿吨，2007 年达到4.89 亿吨，到2008 年中国成为世界上首个年粗钢产量超过5 亿吨的国家，2009 年我国钢铁行业粗钢产量达到5.678 亿吨，同比增长13.5%，但是从我国已查明的铁矿资源自然丰度上看，品位低，平均品位31-32%，低于世界平均水平11 个百分点，97%以上是难于直接利用的贫矿，开采难度较大。

而我国铁矿石储量2002 年为578.72 亿吨，仅占世界总量的18.67%，我国钢铁产量已经占到世界总量的40%以上。

由此可见，我国铁矿石资源在总量、质量上相对不足、无法独立支撑国内庞大钢铁工业的快速发展。

钢铁工业的快速发展带动了铁矿石旺盛的需求，2009 年我国进口铁矿石达到6.3 亿吨，近期市场价格暴涨，目前已经上涨至135 美元的协定价，现货价最高更是逼近200 美元，虽然国内大量资本进入铁矿石开采业，我国的铁矿石供应量快速增加。

但铁矿石属于不可再生的矿产资源，虽然新增产能在暴力的刺激下大量增加，但与此同时，许多矿井也在不断枯竭。

高磷赤铁矿是我省乃至我国潜在的优势矿产，广泛分布在鄂西、湖南、重庆、云南等地。

已探明储量100 多亿吨，远景资源量200 亿吨以上。

我省已探明储量近22 亿吨，广泛分布在宜昌西部和恩施州。

由于矿石含磷量高，有用矿物粒度细，选矿脱磷难度大成本高，极大的限制了该类铁矿石的工业利用。

高磷赤铁矿提铁脱磷技术长期以来一直是国际国内冶金选矿技术攻关难题。

目前除少量零星高磷赤铁矿开发利用于水泥配料外，基本处于闲置状态。

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第４４卷第４期 中国矿业大学学报 Ｖｏｌ．４４Ｎｏ．４２０１５年７月 Ｊｏｕｒｎａｌ　ｏｆ　Ｃｈｉｎａ　Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ　ｏｆ　Ｍｉｎｉｎｇ　＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｊｕｌ．２０１５收稿日期：２０１５－０１－２８基金项目：国土资源部钒钛磁铁矿综合利用重点实验室开放基金项目（ＫＬＶＭＣＵ－２０１４－０１）；中国地质调查局项目（１２１２０１１３０８７６００）通信作者：肖军辉（１９８１－），男，四川省中江县人，副教授，工学博士（博士后），从事难选矿选冶理论与工艺方面的研究．Ｅ－ｍａｉｌ：ｘｉａｏｊｕｎｈｕｉ３３＠１６３．ｃｏｍ　Ｔｅｌ：１３９９０１９０５４４高磷鲕状赤褐铁矿离析焙烧提铁降磷研究肖军辉１，２，张裕书２，３，冯启明１，陈　超２，３（１．西南科技大学环境与资源学院，四川绵阳　６２１０１０；２．国土资源部钒钛磁铁矿综合利用重点实验室，四川成都　６１００４１；３．中国地质科学院矿产综合利用研究所，四川成都　６１００４１）摘要：针对重庆桃花高磷鲕状赤褐铁矿中，有害元素Ｐ的质量分数较高为１．１７％，有８５．９０％的Ｐ分布于褐铁矿中，其余以胶磷矿形式产出，提出了离析焙烧－弱磁选工艺实现提铁降磷．矿石与氯化剂、还原剂混匀后置入焙烧炉中进行离析焙烧，铁从弱磁性矿物转变为强磁性矿物后，焙烧矿采用弱磁选回收铁．结果表明：焙烧矿中产生了以磁铁矿（Ｆｅ３Ｏ４）、金属铁（Ｆｅ）为主的新矿相及少量的氧化亚铁（ＦｅＯ）新矿相，实现了铁矿物与磷矿物的有效分离；在离析焙烧温度９５０℃、焦炭用量２０％、废盐用量４５％、离析焙烧时间６０ｍｉｎ、弱磁选磁场强度Ｈ＝０．１２Ｔ、弱磁选磨矿细度小于０．０３８ｍｍ占９５％的综合工艺条件下，得到了Ｆｅ的质量分数为７１．６５％，Ｐ的质量分数为０．１７％，Ｆｅ回收率为８７．９２％的铁精矿分选指标，提铁降磷效果显著．关键词：高磷鲕状赤褐铁矿；提铁降磷；离析焙烧；弱磁选中图分类号：ＴＤ　９５１；ＴＤ　９２５．６文献标志码：Ａ文章编号：１０００－１９６４（２０１５）０４－０７３１－０８Ｕｐｇｒａｄｉｎｇ　ｉｒｏｎ　ａｎｄ　ｒｅｍｏｖｉｎｇ　ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓｏｆ　ｈｉｇｈ－ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ　ｏｏｌｉｔｉｃ　ｈｅｍａｔｉｔｅ－ｌｉｍｏｎｉｔｅ　ｏｒｅｓｂｙ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇＸＩＡＯ　Ｊｕｎｈｕｉ　１，２，ＺＨＡＮＧ　Ｙｕｓｈｕ２，３，ＦＥＮＧ　Ｑｉｍｉｎｇ１，ＣＨＥＮ　Ｃｈａｏ２，３（１．Ｓｃｈｏｏｌ　ｏｆ　Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ　ａｎｄ　Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ，Ｓｏｕｔｈｗｅｓｔ　Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ　ｏｆ　Ｓｃｉｅｎｃｅ　ａｎｄ　Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，Ｍｉａｎｙａｎｇ，Ｓｉｃｈｕａｎ　６２１０１０，Ｃｈｉｎａ；２．Ｋｅｙ　Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ　ｏｆ　Ｖａｎａｄｉｕｍ－ｔｉｔａｎｉｕｍ　Ｍａｇｎｅｔｉｔｅ　Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ　Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎｏｆ　Ｍｉｎｉｓｔｒｙ　ｏｆ　Ｌａｎｄ　ａｎｄ　Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ，Ｃｈｅｎｇｄｕ，Ｓｉｃｈｕａｎ　６１００４１，Ｃｈｉｎａ；３．Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ　ｏｆ　Ｍｕｌｔｉｐｕｒｐｏｓｅ　Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ　ｏｆ　Ｍｉｎｅｒａｌ　Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ，Ｃｈｅｎｇｄｕ，Ｓｉｃｈｕａｎ　６１００４１，Ｃｈｉｎａ）Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｈｉｇｈｅｒ　ｐｒｏｐｏｒｔｉｏｎ　ｏｆ　ｈａｒｍｆｕｌ　ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ　ｏｆ　１．１７％ｗａｓ　ｆｏｕｎｄ　ｉｎ　Ｃｈｏｎｇｑｉｎｇ　Ｔａｏｈｕａｏｏｌｉｔｉｃ　ｈｅｍａｔｉｔｅ－ｌｉｍｏｎｉｔｅ．８５．９０％ｏｆ　ｔｈｅ　ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ　ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｅｄ　ｉｎ　ｈｅｍａｔｉｔｅ，ａｎｄ　ｔｈｅ　ｒｅｓｔ　ｗｅｒｅｉｎ　ｔｈｅ　ｆｏｒｍ　ｏｆ　ｃｏｌｌｏｐｈａｎｉｔｅ．Ａ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇ　ａｎｄ　ｌｏｗ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｔｅｃｈ－ｎｏｌｏｇｙ　ｗａｓ　ｐｒｏｐｏｓｅｄ　ｔｏ　ｕｐｇｒａｄｅ　ｉｒｏｎ　ａｎｄ　ｒｅｍｏｖｅ　ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ．Ｏｒｅｓ，ｃｈｌｏｒｉｎａｔｉｎｇ　ａｇｅｎｔ　ａｎｄ　ｒｅ－ｄｕｃｔａｎｔ　ｗｅｒｅ　ｍｉｘｅｄ　ａｎｄ　ｐｕｔ　ｉｎｔｏ　ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｆｕｒｎａｃｅ　ｔｏ　ｃｏｎｄｕｃｔ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇ．Ａｆｔｅｒ　ｂｅｉｎｇｔｒａｎｓｆｅｒｒｅｄ　ｆｒｏｍ　ｗｅａｋ　ｔｏ　ｓｔｒｏｎｇ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｍｉｎｅｒａｌ，ｔｈｅ　ｉｒｏｎ　ｗａｓ　ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ　ｂｙ　ｌｏｗ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｆｒｏｍ　ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｏｒｅｓ．Ｓｔｕｄｙ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｉｎｄｉｃａｔｅｄ　ｔｈａｔ　ｄｕｒｉｎｇ　ｒｏａｓｔｉｎｇ，ｎｅｗ　ｏｒｅｐｈａｓｅｓ　ｄｏｍｉｎａｔｅｄ　ｂｙ　ｍａｇｎｅｔｉｔｅ（Ｆｅ３Ｏ４），ｍｅｔａｌｌｉｃ　ｉｒｏｎ（Ｆｅ）ａｎｄ　ａ　ｆｅｗ　ｆｅｒｒｏｕｓ　ｏｘｉｄｅ（Ｆｅ）ｗｅｒｅｇｅｎｅｒａｔｅｄ，ａｎｄ　ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｏｆ　ｉｒｏｎ　ｍｉｎｅｒａｌｓ　ａｓ　ｗｅｌｌ　ａｓ　ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ　ｍｉｎｅｒａｌｓ　ｗａｓ　ａ－ｃｈｉｅｖｅｄ．Ｔｈｅ　ｉｒｏｎ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚｅｄ　ｂｙ　ｉｒｏｎ　ｃｏｎｔｅｎｔ　ｏｆ　７１．６５％，ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓｃｏｎｔｅｎｔ　ｏｆ　０．１７％，ｉｒｏｎ　ｒｅｃｏｖｅｒｙ　ｏｆ　８７．９２％ｗａｓ　ｏｂｔａｉｎｅｄ　ｕｎｄｅｒ　ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ　ｏｆ　９５０℃，ｄｏｓａｇｅ　ｏｆ　ｃｏｋｅ　ｏｆ　２０％，ｄｏｓａｇｅ　ｏｆ　ｒｅｊｅｃｔｅｄ　ｓａｌｔ　ｏｆ　４５％，ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｔｉｍｅ　ｏｆ　６０ｍｉｎ，ｌｏｗ－ｉｎｔｅｎ－DOI:10.13247/ki.jcumt.000369 中国矿业大学学报 第４４卷ｓｉｔｙ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｆｉｅｌｄ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ　ｏｆ　０．１２Ｔａｎｄ　９５％ｏｆ　ｇｒｉｎｄｉｎｇ　ｆｉｎｅｎｅｓｓ　ｌｅｓｓ　ｔｈａｎ　０．０３８ｍｍ．Ｔｈｅｅｆｆｅｃｔ　ｏｆ　ｕｐｇｒａｄｉｎｇ　ｉｒｏｎ　ａｎｄ　ｒｅｍｏｖｉｎｇ　ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ　ｗａｓ　ｏｂｖｉｏｕｓ．Ｋｅｙ　ｗｏｒｄｓ：ｈｉｇｈ－ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ　ｏｏｌｉｔｉｃ　ｈｅｍａｔｉｔｅ－ｌｉｍｏｎｉｔｅ　ｏｒｅｓ；ｕｐｇｒａｄｉｎｇ　ｉｒｏｎ　ａｎｄ　ｒｅｍｏｖｉｎｇ　ｐｈｏｓ－ｐｈｏｒｕｓ；ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇ；ｌｏｗ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ鲕状赤铁矿嵌布粒度极细，且经常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹，因此鲕状赤铁矿石是目前国内外公认最难选的铁矿石类型之一．鲕状赤铁矿难选的主要原因在于，矿物嵌布粒度细，如要使其环带解离或鲕核单体解离，则必须磨至几十微米或者几个微米以下；矿石在破碎、磨矿过程中容易泥化，影响后面的分选作业；矿石结构及组成非常复杂，经常与鲕绿泥石共生或相互包裹；有害元素磷（Ｐ）、硫（Ｓ）、砷（Ａｓ）、硅（Ｓｉ）等含量较高；原矿Ｆｅ含量低，一般在４０％左右［１－３］．本研究针对渝东地区的桃花高磷鲕状赤褐铁矿，采用离析焙烧和磁选相结合的冶选联合工艺流程处理该矿石，达到高效提铁降磷的目的，得到适合处理该高磷铁矿的工艺流程及工艺条件，为类似的难选冶铁矿石提供新思路．１　试样性质及研究方法１．１　试样性质本次试验试样来自重庆桃花地区的高磷鲕状赤褐铁矿，铁主要以赤铁矿和褐铁矿的形式产出，大部分赤铁矿呈显微鳞片状分布于褐铁矿中，如图１，２．褐铁矿主要由针铁矿、纤铁矿、水针铁矿和其它非晶态的ＳｉＯ２、极细的机械混入物组成．褐铁矿的电子探针微区成分分析（分析点的直径不大于０．０１ｍｍ）显示，矿石中后期形成的褐铁矿机械混入物较少，较纯净，Ｆｅ含量较高，Ｐ的含量较低或不含．但后期形成的褐铁矿含量较少，小于总褐铁矿的１０％．早期形成的褐铁矿含量较多，占总褐铁矿的９０％以上，并含有较多的Ｐ２Ｏ５，ＭｎＯ等杂质，其中ＳｉＯ２，ＭｎＯ及Ｆｅ的质量分数平均为１．５５％，２．８９％，６５．３０％．经电子探针对褐铁矿的成分分析，褐铁矿中Ｐ的质量分数平均为１．４９％，该部分Ｐ占总磷的８５．９０％，且与褐铁矿互相包裹．另有１４．１０％的Ｐ以胶磷矿形式产出，以浸染状或极细的机械混入物分布于褐铁矿中．含磷和不含磷褐铁矿电子探针成分分析图谱见图３，Ｆｅ与Ｐ的分配率见表１，试样ＸＲＤ物相分析见图４，主要化学成分分析见表２、铁物相分析见表３．图１　鲕状赤铁矿（Ｈｅ）的同心圆环结构Ｆｉｇ．１　Ｃｏｎｃｅｎｔｒｉｃ　ｒｉｎｇ　ｓｔｒｕｃｔｕｒｅｏｆ　ｏｏｌｉｔｉｃ　ｈｅｍａｔｉｔｅ（Ｈｅ）图２　褐铁矿（Ｌｍ）与赤铁矿（Ｈｅ）相互包裹Ｆｉｇ．２　Ｍｕｔｕａｌｌｙ　ｉｎｆｏｌｄｅｄｌｉｍｏｎｉｔｅ（Ｌｍ）ａｎｄ　ｈｅｍａｔｉｔｅ（Ｈｅ）图３　褐铁矿电子探针成分分析Ｆｉｇ．３　Ｅｌｅｃｔｒｏｎｉｃ　ｐｒｏｂｅ　ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎａｎａｌｙｓｉｓ　ａｔｌａｓ　ｏｆ　ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ－ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇａｎｄ　ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ－ｆｒｅｅ　ｌｉｍｏｎｉｔｅ表１　磷在含磷矿物中的分配率Ｔａｂｌｅ　１　Ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ　ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ　ｒａｔｅｓｉｎ　ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ－ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ　ｍｉｎｅｒａｌｓ％矿物名称矿物含量Ｐ的分配率Ｆｅ的分配率褐铁矿５３．００　１．４９　８５．９０胶磷矿０．７０　１７．９０　１４．１０２３７第４期 肖军辉等：高磷鲕状赤褐铁矿离析焙烧提铁降磷研究图４　试样ＸＲＤ物相分析结果Ｆｉｇ．４　ＸＲＤ　ｐｈａｓｅ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ｏｆ　ｓａｍｐｌｅ表２　试样主要化学成分分析结果Ｔａｂｌｅ　２　Ｍａｉｎ　ｃｈｅｍｉｃａｌ　ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎｓ　ｏｆ　ｓａｍｐｌｅ成分Ｆｅ　Ｐ　Ｓ　Ａｓ　ＳｉＯ２ＣａＯｗＢ／％４４．８８　１．１７　０．０４　０．０１　１４．２２　５．６８成分ＭｇＯ　Ａｌ２Ｏ３Ｋ２Ｏ　Ｎａ２Ｏ　ＴｉＯ２Ｖ２Ｏ５ｗＢ／％１．３３　６．４８　０．４４　０．０６８　０．０４６　０．０８８表３　试样铁物相分析结果Ｔａｂｌｅ　３　Ｉｒｏｎ　ｐｈａｓｅ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｓａｍｐｌｅ％物相全铁磁铁矿赤褐铁矿黄铁矿硅酸铁菱铁矿ｗＢ４４．８８　０．８４２　４２．３９　０．０６７　０．４０７　０．７７４占有率１００．００　１．８９　９５．３０　０．１５　０．９２　１．７４从图３，４的分析与表２，３中数据可知，试样中Ｆｅ和Ｐ的质量分数分别为４４．８８％和１．１７％，Ｆｅ以赤褐铁矿为主占全铁的９５．３０％，其次为磁铁矿、菱铁矿、硅酸铁等．具有综合回收价值的为赤褐铁矿、磁铁矿和菱铁矿．电子探针成分分析、磷的分布情况分析及ＸＲＤ物相分析显示，矿石中有害元素Ｐ一部分与褐铁矿相互包裹，其质量分数达到了１．４９％，另一部分以胶磷矿形式产出．由于Ｐ的嵌布特征决定了该矿石提铁降磷困难，且处理工艺比较复杂，属于典型复杂难选冶铁矿石．１．２　研究方法重庆桃花鲕状高磷赤褐铁矿中的有价金属铁以赤褐铁矿为主，矿石组成复杂、鲕状明显、Ｆｅ与Ｐ相互包裹、共生关系紧密，嵌布粒度较细一般为０．００８～０．１００ｍｍ，采用常规的物理分选工艺处理该高磷鲕状赤褐铁矿比较困难．因此，本研究采用氯化离析焙烧－弱磁选工艺处理该难选冶高磷鲕状铁矿石，即：将试样（加工制备成为粒度小于０．１５４ｍｍ）与氯化剂、焦炭（粒度小于０．１００ｍｍ）按照一定比例混匀，球团成型并烘干后将其置入焙烧炉中进行离析焙烧，使铁从弱磁性矿物转变为强磁性矿物，为防止离析焙烧产品与空气接触而氧化影响物料的磁性，采用水淬方式冷却，水淬产品经磨矿后采用弱磁选回收铁得到铁精矿，其试验流程见图５．试验研究主要仪器设备为ＸＲＤ衍射仪、扫描电镜、电子探针、马弗炉、磁选管、湿式弱磁场磁选机、锥形球磨机、分级筛；主要化学试剂及原料为ＣａＣｌ２（分析纯）、ＮａＣｌ（分析纯）、ＫＣｌ（分析纯）、废盐（主要成分为ＣａＣｌ２，ＮａＣｌ，ＫＣｌ）、焦炭等．图５　离析焙烧－弱磁选试验工艺流程Ｆｉｇ．５　Ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ　ｏｆ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇａｎｄ　ｌｏｗ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ２　结果与分析２．１　离析焙烧温度的影响试验离析温度是决定氯化剂能否分解和有价金属铁能否被氯化生成挥发性金属氯化物的关键因素之一［４－５］．为此，在焦炭（粒度小于０．２ｍｍ）用量１５％、ＣａＣｌ２用量２５％、焙烧时间６０ｍｉｎ的焙烧条件下进行离析温度的影响试验，弱磁选磁场强度Ｈ＝０．０８Ｔ，磨矿细度小于０．０７４ｍｍ占９５％，结果如图６所示．图６　离析焙烧温度的影响（ｗＢ为物质Ｂ的质量分数）Ｆｉｇ．６　Ｅｆｆｅｃｔｓ　ｏｆ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｔｅｍｐｅｒａｕｒｅ从图６可知，离析焙烧温度对铁精矿分选指标的影响效果比较明显，温度提高，有利于提高Ｆｅ含量及降低有害元素Ｐ的含量；但温度提高至１　０００℃时，Ｐ的质量分数最低为０．２５％，但Ｆｅ的质量分数降低至５９．２１％，这表明离析焙烧温度过低或过高，均不能再有效提高铁精矿中Ｆｅ的含量并同时降低有害元素Ｐ的含量．综合考虑，离析焙３３７ 中国矿业大学学报 第４４卷烧温度为９５０℃比较合理，可以得到Ｆｅ的质量分数为６１．６８％，Ｐ的质量分数为０．４２％，Ｆｅ回收率为８０．５４％的铁精矿分选指标．２．２　还原剂用量的影响试验在离析焙烧过程中，焦炭作为还原剂起着提供还原性气氛和提供吸附氯化物载体的双重作用．还原剂用量过多，容易导致其它元素的还原，影响铁精矿分选指标；反之，用量过少，不能有效的还原和吸附铁的氯化物，同样也会影响铁精矿分选指标［６］．在离析温度９５０℃，ＣａＣｌ２用量２５％、焙烧时间６０ｍｉｎ焙烧条件下进行焦炭用量对铁精矿分选指标的影响试验，弱磁选磁场强度Ｈ＝０．０８Ｔ，磨矿细度小于０．０７４ｍｍ占９５％，结果如图７所示．图７　焦炭用量的影响Ｆｉｇ．７　Ｅｆｆｅｃｔｓ　ｏｆ　ｄｏｓａｇｅ　ｏｆ　ｃｏｋｅ从图７可知，焦炭用量增加对提高Ｆｅ含量及降低Ｐ含量的效果比较明显，当用量增加至２０％时，有害元素Ｐ的质量分数降低至０．２６％，已经达到铁精矿对Ｐ含量的要求；随着焦炭用量继续增加至２５％时，Ｆｅ的质量分数提高至６６．０５％，Ｐ的质量分数降低至０．２４％，但Ｆｅ回收率降低至７６．３８％，这说明焦炭用量为２０％比较合适，可以得到Ｆｅ的质量分数为６５．５０％，Ｐ的质量分数为０．２６％，Ｆｅ回收率为８１．１４％的铁精矿分选指标．２．３　氯化剂用量的影响试验氯化剂在离析焙烧过程中，与矿石中的ＳｉＯ２，Ａｌ２Ｏ３等酸性氧化物及Ｈ２Ｏ反应生成ＨＣｌ气体［７－９］，如式（１）和（２）所示．有价金属Ｆｅ与ＨＣｌ发生氯化反应生成ＦｅＣｌ２，由于ＦｅＣｌ２属于不稳定体系，易被Ｈ２还原成为金属粒子后吸附在焦炭表面上；同时，ＨＣｌ气体也会与其元素发生氯化反应，用量过多，可能导致副反应的进行；用量过少，生成的ＦｅＣｌ２量过少，影响铁精矿的回收率．ＣａＣｌ２＋ＳｉＯ２＋Ｈ２Ｏ→ＣａＳｉＯ３＋２ＨＣｌ↑，（１）ＣａＣｌ２＋Ａｌ２Ｏ３＋Ｈ２Ｏ→ＣａＡｌ２Ｏ４＋２ＨＣｌ↑．　（２）因此，在离析温度９５０℃、焦炭用量２０％、焙烧时间６０ｍｉｎ的焙烧条件下进行ＣａＣｌ２用量对铁精矿分选指标的影响试验，弱磁选磁场强度Ｈ＝０．０８Ｔ，磨矿细度小于０．０７４ｍｍ占９５％，结果如图８所示．图８　ＣａＣｌ２用量的影响Ｆｉｇ．８　Ｅｆｆｅｃｔｓ　ｏｆ　ｄｏｓａｇｅ　ｏｆ　ＣａＣｌ２从图８可知，ＣａＣｌ２用量增加，有利于提高Ｆｅ的回收率及降低Ｐ的含量；但用量增加至３０％时，Ｆｅ的质量分数反而降低至６１．０１％，Ｆｅ回收率降低至８０．６６％，Ｐ的质量分数降低至０．１８％，这说明增加ＣａＣｌ２的用量可以促进Ｆｅ与Ｐ的分离，尤其是Ｐ与赤褐铁矿共生矿物部分，使Ｆｅ的矿相发生转变．由此说明，ＣａＣｌ２用量为２５％比较合适，可以得到Ｆｅ的质量分数为６５．５４％，Ｐ的质量分数为０．２２％，Ｆｅ回收率为８３．９８％的铁精矿分选指标．２．４　离析焙烧时间的影响试验离析焙烧过程的化学反应主要分为：分解反应过程、氯化反应过程、还原反应过程，但分解、氯化、还原等反应不仅是机械的先后反应，还涉及到复杂的相变过程．离析焙烧时间主要影响离析焙烧过程中的化学反应进行的程度，延长离析焙烧时间，化学反应进行相对越完全；但离析焙烧时间过短，有效化学反应不够彻底，实现较理想的离析效果比较困难［１０－１２］．在离析焙烧温度９５０℃、焦炭用量２０％、ＣａＣｌ２用量２５％的焙烧条件下进行离析焙烧时间对铁精矿分选指标的影响试验，弱磁选磁场强度Ｈ＝０．０８Ｔ，磨矿细度小于０．０７４ｍｍ占９５％，结果如图９所示．图９　离析焙烧时间的影响Ｆｉｇ．９　Ｅｆｆｅｃｔｓ　ｏｆ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｔｉｍｅ从图９可以看出，随着离析焙烧时间的增加，精矿的Ｆｅ含量波动范围较小，Ｆｅ的质量分数及回４３７第４期 肖军辉等：高磷鲕状赤褐铁矿离析焙烧提铁降磷研究收率在６０ｍｉｎ出现极大值点，分别为６５．６６％，８３．９８％，有害元素Ｐ的质量分数为０．２５％．离析焙烧时间增加至９０ｍｉｎ时，Ｆｅ的质量分数降低至６２．６６％，Ｆｅ回收率也降低至８２．４０％，Ｐ的质量分数反而升高至０．２９％．产生这种影响的原因主要是离析焙烧时间增加，反应相对越彻底，但同时带来部分副反应的进行［１３－１５］，导致Ｆｅ回收率增加，但Ｆｅ含量有所降低．因此，离析焙烧时间为６０ｍｉｎ比较合适．２．５　氯化剂种类的影响试验常见的固体氯化剂为ＣａＣｌ２，ＮａＣｌ，ＫＣｌ，ＭｇＣｌ２，ＮＨ４Ｃｌ，废盐（Ｃｌ－的质量分数为３５．２６％）等，其中废盐是来自某化工厂的副产品，主要成分为ＣａＣｌ２，ＮａＣｌ，ＫＣｌ．为验证不同氯化剂的离析焙烧效果，由于氯化镁（ＭｇＣｌ２）和氯化铵（ＮＨ４Ｃｌ）的分解温度较低，故只进行ＣａＣｌ２，ＮａＣｌ，ＫＣｌ和废盐的对比试验，ＣａＣｌ２用量为２５％，ＮａＣｌ，ＫＣｌ和废盐按照ＣａＣｌ２中Ｃｌ－的含量换算后确定其添加量，计算公式为ｗ（ＮａＣｌ）＝２５％×（３５．５×２）／（４０＋３５．５×２）３５．５２３＋３５．５×１００％＝　２６．３５％≈２６％，（３）ｗ（ＫＣｌ）＝２５％×（３５．５×２）／（４０＋３５．５×２）３５．５／（３９＋３５．５）×１００％＝　３３．５６％≈３４％，（４）ｗ（废盐）＝２５％×（３５．５×２）／（４０＋３５．５×２）３５．２６％×１００％＝　４５．３５％≈４５％．（５）在离析焙烧温度９５０℃、焦炭用量２０％、离析焙烧时间６０ｍｉｎ，进行不同氯化剂的对比影响试验，弱磁选磁场强度Ｈ＝０．０８Ｔ，磨矿细度小于０．０７４ｍｍ占９５％，结果见表４．表４　氯化剂种类的影响Ｔａｂｌｅ　４　Ｅｆｆｅｃｔｓ　ｏｆ　ｋｉｎｄｓ　ｏｆ　ｃｈｌｏｒｉｎａｔｉｎｇ　ａｇｅｎｔｓ氯化剂产品产率／％ｗＢ／％Ｆｅ　Ｐ回收率／％Ｆｅ　ＰＫＣｌ铁精矿５５．５６　６７．０５　０．１８　８３．０１　８．５４尾矿４４．４４　１７．１６　２．４１　１６．９９　９１．４６给矿１００．００　４４．８８　１．１７　１００．００　１００．００ＮａＣｌ铁精矿５８．５９　６２．０５　０．２６　８１．００　１３．０１尾矿４１．４１　２０．５９　２．４６　１９．００　８６．９９给矿１００．００　４４．８８　１．１７　１００．００　１００．００ＣａＣｌ２铁精矿５７．４０　６５．６６　０．２５　８３．９７　１２．２６尾矿４２．６０　１６．８８　２．４１　１６．０３　８７．７４给矿１００．００　４４．８８　１．１７　１００．００　１００．００废盐铁精矿５７．３３　６６．６３　０．１６　８５．１１　７．８３尾矿４２．６７　１５．６６　２．５３　１４．８９　９２．１７给矿１００．００　４４．８８　１．１７　１００．００　１００．００由表４数据可知，ＫＣｌ作为氯化剂时，Ｆｅ的质量分数最高为６７．０５％，Ｐ的质量分数为０．１８％，Ｆｅ回收率为８３．０１％；ＮａＣｌ作为氯化剂时，Ｆｅ的质量分数及回收率最低分别为６２．０５％，８１．００％；ＣａＣｌ２作为氯化剂时，Ｆｅ的质量分数为６５．６６％，Ｐ的质量分数为０．２５％，Ｆｅ回收率为８３．９７％；废盐作为氯化剂时，Ｆｅ的质量分数为６６．６３％，Ｐ的质量分数为０．１６％，Ｆｅ回收率为８５．１１％．综上表明，废盐作为氯化剂比较合适，用量为４５％，且其价格比较便宜，在确保指标较优的前提下，可降低氯化剂的处理成本．２．６　离析焙烧矿的弱磁选条件影响试验采用离析焙烧处理桃花高磷鲕状赤褐铁矿，通过离析焙烧条件影响试验得到焙烧综合条件为：离析焙烧温度９５０℃、离析焙烧时间６０ｍｉｎ、废盐用量４５％、焦炭用量２０％．为进一步提高铁精矿的分选指标，对离析焙烧产品进行弱磁选条件的影响试验，弱磁选过程中影响Ｆｅ的含量及Ｆｅ回收率的主要因素为磨矿细度和磁场强度．因此，首先进行磨矿细度对铁精矿产品指标的影响试验，结果见表５．表５　磨矿细度的影响Ｔａｂｌｅ　５　Ｅｆｆｅｃｔｓ　ｏｆ　ｇｒｉｎｄｉｎｇ　ｆｉｎｅｎｅｓｓ磨矿细度产品产率／％ｗＢ／％Ｆｅ　Ｐ回收率／％Ｆｅ　Ｐ＜０．１５４ｍｍ占９５％铁精矿６３．３３　６０．６３　０．３１　８５．５５　１６．７８尾矿１６．６７　１７．６８　２．６６　１４．４５　８３．２２给矿１００．００　４４．８８　１．１７　１００．００　１００．００＜０．０７４ｍｍ占９５％铁精矿５７．３３　６６．６３　０．１６　８５．１１　７．８３尾矿４２．６７　１５．６６　２．５３　１４．８９　９２．１７给矿１００．００　４４．８８　１．１７　１００．００　１００．００＜０．０３８ｍｍ占９５％铁精矿５２．３３　７２．０９　０．１１　８４．０６　４．９２尾矿４７．６７　１５．０１　２．３３　１５．９４　９５．０８给矿１００．００　４４．８８　１．１７　１００．００　１００．００＜０．０１９ｍｍ占９５％铁精矿４８．３３　７２．６７　０．０８　７８．２６　３．３０尾矿５１．６７　１８．８９　２．１９　２１．７４　９６．７０给矿１００．００　４４．８８　１．１７　１００．００　１００．００由表５中数据可知，提高磨矿细度，矿物的单体解离程度提高，在磁选过程中有利于提高铁精矿的Ｆｅ含量，但磨矿细度过高，铁精矿的Ｆｅ回收率明显降低，有害元素Ｐ的含量随磨矿细度的提高呈降低规律变化．粒度变小时，在分选过程中受到外力的影响更加明显，要提高分选指标需要改变弱磁选磁场强度［１６－１７］．当磨矿细度小于０．０３８ｍｍ占９５％时，Ｆｅ的质量分数提高至７２．０９％，已经接近磁铁矿的理论值７２．４１％，Ｐ的质量分数降低至０．１１％，但Ｆｅ回收率降低至８４．０６％，为进一步提高Ｆｅ的综合回收率，进行弱磁选磁场强度的影响５３７ 中国矿业大学学报 第４４卷试验，结果如图１０所示．图１０　弱磁选磁场强度的影响Ｆｉｇ．１０　Ｅｆｆｅｃｔｓ　ｏｆ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｆｉｅｌｄ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ　ｏｆｌｏｗ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ 从图１０可知，磁场强度降低，Ｆｅ含量升高且Ｐ的含量逐渐降低，Ｆｅ回收率也大幅度降低．磁场强度为０．１４Ｔ时，铁精矿中Ｆｅ的质量分数降低至６５．６３％，Ｐ的质量分数升高至０．２８％．综合考虑磁场强度Ｈ＝０．１２Ｔ较合适，可以得到Ｆｅ的质量分数为７１．６３％，Ｐ的质量分数为０．１８％，Ｆｅ回收率为８７．８８％的铁精矿分选指标．２．７　离析焙烧－弱磁选全工艺流程试验通过离析焙烧条件和弱磁选条件的影响试验，得到了处理重庆桃花高磷鲕状赤褐铁矿离析焙烧－弱磁选工艺条件为：离析焙烧温度９５０℃、焦炭用量２０％、废盐用量４５％、离析焙烧时间６０ｍｉｎ、弱磁选磁场强度Ｈ＝０．１２Ｔ、弱磁选磨矿细度小于０．０３８ｍｍ占９５％．为进一步验证试验的可重复性，在所得到的工艺条件下，进行离析焙烧－弱磁选全工艺流程试验，并进行铁精矿的主要化学成分分析及铁的物相分析，结果见表６～８．表６　离析焙烧－弱磁选工艺流程试验结果Ｔａｂｌｅ　６　Ｔｅｓｔ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎｒｏａｓｔｉｎｇ　ａｎｄ　ｌｏｗ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ产品产率／％ｗＢ／％Ｆｅ　Ｐ回收率／％Ｆｅ　Ｐ铁精矿５５．０７　７１．６５　０．１７　８７．９２　７．９９尾矿４４．９３　１２．０７　２．４０　１２．０８　９２．０１给矿１００．００　４４．８８　１．１７　１００．００　１００．００表７　铁精矿主要化学成分分析Ｔａｂｌｅ　７　Ｃｈｅｍｉｃａｌ　ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ｏｆ　ｉｒｏｎ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ成分Ｆｅ　Ｐ　Ｓ　Ａｓ　ＳｉＯ２ＣａＯ　ＭｇＯ　Ａｌ２Ｏ３ｗＢ／％７１．６５　０．１７　０．０１１　０．００２　５．６２　２．４４　１．２６　１．６８从表６，７可知，离析焙烧－弱磁选工艺处理重庆桃花高磷鲕状赤褐铁矿较为合理，全工艺流程处理指标也比较理想，Ｆｅ的质量分数为７１．６５％，Ｐ的质量分数为０．１７％，Ｆｅ回收率为８７．９２％，其它有害元素Ｓ，Ａｓ，ＳｉＯ２等的含量均较低，符合冶炼厂对铁精矿产品的质量要求．表８　铁精矿的铁物相分析Ｔａｂｌｅ　８　Ｉｒｏｎ　ｐｈａｓｅ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｉｒｏｎ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ％物相全铁磁铁矿（Ｆｅ３Ｏ４）金属铁（Ｆｅ）氧化亚铁（ＦｅＯ）硅酸铁（Ｆｅ２ＳｉＯ４）ｗＢ７１．６５　５５．０２　１２．４６　３．６５　０．５２占有率１００．００　７６．７９　１７．３９　５．０９　０．７３由表８可知，铁精矿中的铁以磁铁矿（Ｆｅ３Ｏ４）和金属铁（Ｆｅ）物相为主，二者合计占全铁的９４．１８％，由于焙烧矿在弱磁选过程中受到机械夹带等因素的影响［１８］，部分ＦｅＯ及Ｆｅ２ＳｉＯ４也会进入磁性产品中，从而影响铁精矿的Ｆｅ含量．而磁铁矿中Ｆｅ的质量分数理论值为７２．４１％，也进一步说明铁精矿中Ｆｅ含量基本接近磁铁矿的理论值，铁精矿分选指标比较理想．３　讨　论针对重庆桃花难选冶高磷鲕状铁矿石，采用离析焙烧－弱磁选工艺处理得到了Ｆｅ的质量分数为７１．６５％，Ｐ的质量分数为０．１７％，Ｆｅ回收率为８７．９２％的铁精矿分选指标，实现了理想的提铁降磷效果．为进一步查清主要铁矿物在离析焙烧前后的矿相转变基本规律，重点研究离析焙烧中铁的矿相赋存状态．利用ＸＲＤ衍射分析、ＳＥＭ扫描电镜、电子探针分析检测手段分别对原矿、焙烧矿及磁选铁精矿进行分析检测，结果见图１１，１２和表９．图１１　焙烧矿、铁精矿ＸＲＤ物相分析结果Ｆｉｇ．１１　ＸＲＤ　ｐｈａｓｅ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ｏｆ　ｒｏａｓｔｅｄ　ｏｒｅ　ａｎｄ　ｉｒｏｎ　ｏｒｅ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ６３７第４期 肖军辉等：高磷鲕状赤褐铁矿离析焙烧提铁降磷研究图１２　铁矿物相变的ＳＥＭ图Ｆｉｇ．１２　ＳＥＭ　ｉｍａｇｅｓ　ｏｆ　ｐｈａｓｅ　ｃｈａｎｇｅ　ｏｆ　ｉｒｏｎ　ｍｉｎｅｒａｌ　ｂｅｆｏｒｅ　ａｎｄ　ａｆｔｅｒ　ｒｏａｓｔｉｎｇ表９　电子探针成分分析结果Ｔａｂｌｅ　９　Ｅｌｅｃｔｒｏｎｉｃ　ｐｒｏｂｅ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ｒｅｓｕｌｔｓ　ｏｆ　ｏｒｅ　ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎ产品位置ｗＢ／％Ｆｅ２Ｏ３Ｐ２Ｏ５ＳｉＯ２ＭｎＯ　Ａｌ２Ｏ３赤褐铁矿（原矿）１　８７．９６　６．８９　２．０２　１．０１　２．１２２　８５．７４　７．０２　３．３５　０．８７　３．０２３　８９．６８　４．８７　２．０３　０．５４　２．８８４　８９．８２　５．６８　１．８７　０．７６　１．８７５　８７．１３　６．９４　２．６５　０．８３　２．４５平均８８．０７　６．２８　２．３８　０．８０　２．４７磁铁矿（焙烧矿）１　９４．７０　０．０８　１．６７　２．３３　１．２２２　９４．７９　０．１２　０．８７　２．８９　１．３３３　９６．９２　０．０５　０．６４　１．５２　０．８７４　９６．７９　０．１１　０．８８　１．４３　０．７９５　９５．９５　０．０７　１．０６　１．６７　１．２５平均９５．８３　０．０９　１．０２　１．９７　０．８４金属铁（焙烧矿）１　９７．８３　０．０４　１．０２　０．８８　０．２３２　９８．０１　０．０２　０．５２　１．０１　０．４４３　９８．３８　０．１０　０．３３　０．６７　０．５２４　９８．５５　０．０４　０．２６　０．８２　０．３３５　９８．８５　０．０３　０．４８　０．４７　０．１７平均９８．３２　０．０５　０．５２　０．７７　０．３４由图１１，１２和表９可知，离析焙烧前，矿石中的有价金属铁以赤褐铁矿（Ｆｅ２Ｏ３，Ｆｅ２Ｏ３·ｎＨ２Ｏ）为主，由于电子探针不能测定Ｈ，因此，均测定Ｆｅ２Ｏ３来计算赤褐铁矿的成分．离析焙烧矿中出现了以磁铁矿（Ｆｅ３Ｏ４）、金属铁（Ｆｅ）为主的新矿相及少量的氧化亚铁（ＦｅＯ）新矿相，实现了铁从弱磁性矿物到强磁性矿物的转变．金属铁属于铁磁性金属，磁铁矿属于强磁性矿物，二者均具有较大的比磁化系数，采用弱磁选就可以较好地回收铁，这表明离析焙烧对矿石进行预选处理效果比较明显，也进一步说明离析焙烧－弱磁选工艺处理重庆桃花高磷鲕状赤褐铁矿，实现提铁降磷是可行的．４　结　论１）原矿工艺矿物学研究表明，原矿Ｆｅ的质量分数为４４．８８％，Ｐ的质量分数为１．１７％，矿石中Ｆｅ以赤褐铁矿为主，占全铁的９５．３０％，其次为磁铁矿、菱铁矿、硅酸铁等；有害元素Ｐ一部分与赤褐铁矿互相包裹，其包裹量达到１．４９％，另一部分Ｐ以胶磷矿形式产出且嵌布粒度较细，属于典型复杂难选冶高磷鲕状铁矿石．２）鉴于该矿石的性质，采用离析焙烧法对矿石进行预处理，在离析焙烧中添加氯化剂和还原剂使铁的矿相发生转变，焙烧矿采用弱磁选回收铁得到铁精矿．试验结果表明，在离析焙烧温度９５０℃、焦炭用量２０％、废盐用量４５％、离析焙烧时间６０ｍｉｎ、弱磁选磁场强度Ｈ＝０．１２Ｔ、弱磁选磨矿细度小于０．０３８ｍｍ占９５％的工艺综合条件下，得到了Ｆｅ的质量分数为７１．６５％，Ｐ的质量分数为０．１７％，Ｆｅ回收率为８７．９２％的铁精矿最佳分选指标．３）Ｆｅ的矿相转变规律研究表明，离析焙烧前，矿石中的有价金属铁以赤褐铁矿（Ｆｅ２Ｏ３，Ｆｅ２Ｏ３·ｎＨ２Ｏ）为主，离析焙烧后出现了Ｆｅ３Ｏ４，Ｆｅ为主的新矿相，其次为少量的氧化亚铁（ＦｅＯ）新矿相；实现了Ｆｅ从弱磁性矿物到强磁性矿物的转变及与有害元素Ｐ的有效分离，从理论上验证了离析焙烧－弱磁选工艺处理重庆桃花高磷鲕状赤褐铁矿的合理性，且提铁降磷效果明显．参考文献：［１］　张宗旺，李　健，李　燕，等．国内难选铁矿的开发利用现状及发展［Ｊ］．有色金属科学与工程，２０１２，３（１）：７２－７７．ＺＨＡＮＧ　Ｚｏｎｇｗａｎｇ，ＬＩ　Ｊｉａｎ，ＬＩ　Ｙａｎ，ｅｔ　ａｌ．Ｔｈｅ　ｄｅｖｅｌ－ｏｐｍｅｎｔ　ａｎｄ　ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ　ｓｔａｔｕｓ　ｏｆ　Ｃｈｉｎａ’ｓ　ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙｏｒｅ［Ｊ］．Ｎｏｎｆｅｒｒｏｕｓ　Ｍｅｔａｌｓ　Ｓｃｉｅｎｃｅ　ａｎｄ　Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２０１２，３（１）：７２－７７．［２］　朱庆山，李洪钟．难选铁矿流态化磁化焙烧研究进展与发展前景［Ｊ］．化工学报，２０１４，６５（７）：２４３７－２４４２．ＺＨＵ　Ｑｉｎｇｓｈａｎ，ＬＩ　Ｈｏｎｇｚｈｏｎｇ．Ｓｔａｔｕｓ　ｑｕｏ　ａｎｄ　ｄｅｖｅｌ－ｏｐｍｅｎｔ　ｐｒｏｓｐｅｃｔ　ｏｆ　ｍａｇｎｅｔｉｚｉｎｇ　ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｖｉａ　ｆｌｕｉｄｉｚｅｄｂｅｄ　ｆｏｒ　ｌｏｗ　ｇｒａｄｅ　ｉｒｏｎ　ｏｒｅ［Ｊ］．Ｊｏｕｒｎａｌ　ｏｆ　Ｃｈｅｍｉｃａｌ　Ｉｎ－ｄｕｓｔｒｙ　ａｎｄ　Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ（Ｃｈｉｎａ），２０１４，６５（７）：２４３７－２４４２．［３］　张凌燕，杨香风，王　芳，等．山西某赤、褐铁矿选矿试验研究［Ｊ］．金属矿山，２０１０（３）：５３－５６．ＺＨＡＮＧ　Ｌｉｎｇｙａｎ，ＹＡＮＧ　Ｘｉａｎｇｆｅｎｇ，ＷＡＮＧ　Ｆａｎｇ，ｅｔａｌ．Ｓｔｕｄｙ　ｏｎ　ｔｈｅ　ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ　ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　ｏｆ　ａ　ｈｅｍａ－７３７ 中国矿业大学学报 第４４卷ｔｉｔｅ－ｌｉｍｏｎｉｔｅ　ｏｒｅ　ｏｆ　Ｓｈａｎｘｉ［Ｊ］．Ｍｅｔａｌ　Ｍｉｎｅ，２０１０（３）：５３－５６．［４］　王传龙，杨慧芬，蒋蓓萍，等．云南某褐铁矿直接还原—弱磁选试验［Ｊ］．金属矿山，２０１４（５）：７４－７７．ＷＡＮＧ　Ｃｈｕａｎｌｏｎｇ，ＹＡＮＧ　Ｈｕｉｆｅｎ，ＪＩＡＮＧ　Ｂｅｉｐｉｎｇ，ｅｔ　ａｌ．Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｓ　ｏｎ　ｄｉｒｅｃｔ　ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ－ｌｏｗ　ｉｎｔｅｎｓｉｔｙｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｏｆ　ａ　ｌｉｍｏｎｉｔｅ　ｉｎ　Ｙｕｎｎａｎ　Ｐｒｏｖｉｎｃｅ［Ｊ］．Ｍｅｔａｌ　Ｍｉｎｅ，２０１４（５）：７４－７７．［５］　胡文韬，王化军，孙传尧，等．高铁铝土矿直接还原－石灰烧结过程及机理研究［Ｊ］．中南大学学报：自然科学版，２０１４，４５（４）：１００５－１０１２．ＨＵ　Ｗｅｎｔａｏ，ＷＡＮＧ　Ｈｕａｊｕｎ，ＳＵＮ　Ｃｈｕａｎｙａｏ，ｅｔ　ａｌ．Ｒｅｓｅａｒｃｈ　ｏｎ　ｆｅｒｒｉｃ　ｂａｕｘｉｔｅ　ｄｉｒｅｃｔ　ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ－ｌｉｍｅ　ｓｉｎｔｅｒｐｒｏｃｅｓｓ　ａｎｄ　ｍｅｃｈａｎｉｓｍ［Ｊ］．Ｊｏｕｒｎａｌ　ｏｆ　Ｃｅｎｔｒａｌ　ＳｏｕｔｈＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ：Ｓｃｉｅｎｃｅ　ａｎｄ　Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０１４，４５（４）：１００５－１０１２．［６］　罗良飞，陈　雯，严小虎，等．大西沟菱铁矿煤基回转窑磁化焙烧半工业试验［Ｊ］．矿冶工程，２００６，２６（２）：７１－７３．ＬＵＯ　Ｌｉａｎｇｆｅｉ，ＣＨＥＮ　Ｗｅｎ，ＹＡＮ　Ｘｉａｏｈｕ，ｅｔ　ａｌ．Ｐｉｌｏｔｐｌａｎｔ　ｔｅｓｔ　ｏｆ　ｍａｇｎｅｔｉｚａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇ　ｏｆ　Ｄａｘｉｇｏｕ　ｓｉｄｅｒ－ｉｔｅ　ｏｒｅ　ｂｙ　ｒｏｔａｒｙ　ｋｉｌｎ［Ｊ］．Ｍｉｎｉｎｇ　ａｎｄ　ＭｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２００６，２６（２）：７１－７３．［７］　陈　涛，黄兴远，刘莉霞．离析焙烧－磁选法富集磁铁矿尾渣中钴的工艺研究［Ｊ］．稀有金属与硬质合金，２０１３，４１（１）：５－７．ＣＨＥＮ　Ｔａｏ，ＨＵＡＮＧ　Ｘｉｎｇｙｕａｎ，ＬＩＵ　Ｌｉｘｉａ．Ｒｅｓｅａｒｃｈｏｎ　ｐｒｏｃｅｓｓ　ｏｆ　ｃｏｂａｌｔ　ｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ　ｆｒｏｍ　ｍａｇｎｅｔｉｔｅ　ｔａｉｌ－ｉｎｇｓ　ｂｙ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇ－ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ［Ｊ］．Ｒａｒｅ　Ｍｅｔａｌｓ　ａｎｄ　Ｃｅｍｅｎｔｅｄ　Ｃａｒｂｉｄｅｓ，２０１３，４１（１）：５－７．［８］　王在谦，唐　云，舒聪伟，等．难选褐铁矿氯化离析焙烧－磁选研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１３，３３（２）：８１－８３．ＷＡＮＧ　Ｚａｉｑｉａｎ，ＴＡＮＧ　Ｙｕｎ，ＳＨＵ　Ｃｏｎｇｗｅｉ，ｅｔ　ａｌ．Ｓｔｕｄｙ　ｏｎ　ｃｈｌｏｒｉｄｉｚｉｎｇ　ｓｅｇｒｅｇａｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇ－ｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｆｏｒ　ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ　ｌｉｍｏｎｉｔｅ［Ｊ］．Ｍｉｎｉｎｇ　ａｎｄＭｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌ　Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２０１３，３３（２）：８１－８３．［９］　ＺＯＵ　Ｄ　Ｙ，ＷＵ　Ｃ　Ｂ，ＺＨＵ　Ｚ　Ｚ．Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ　ｏｎ　ｒｅｄｕｃ－ｉｎｇ　ｐｒｅｔｒｅａｔｍｅｎｔ　ｏｆ　ｌｅａｎ　ｓｉｄｅｒｉｔｅ　ｗｉｔｈ　ｒｏｔａｒｙ　ｋｉｌｎ　ａｎｄｂｌａｓｔ　ｆｕｒｎａｃｅ　ｓｍｅｌｔｉｎｇ　ｏｆ　ｐｒｅ－ｒｅｄｕｃｅｄ　ｏｒｅ［Ｊ］．ＫａｎｇＴｉｅｈ／Ｉｒｏｎ　ａｎｄ　Ｓｔｅｅｌ（Ｐｅｋｉｎｇ），１９９７，３２（１１）：５－８．［１０］　熊金钰，李寒旭，曹　祥，等．还原性气氛下Ｆｅ和ＦｅＳ２对煤中含铁矿物演变行为的影响［Ｊ］．中国矿业大学学报，２０１４，４３（５）：８９２－８９８．ＸＩＯＮＧ　Ｊｉｎｙｕ，ＬＩ　Ｈａｎｘｕ，ＣＡＯ　Ｘｉａｎｇ，ｅｔ　ａｌ．Ｔｈｅｅｆｆｅｃｔｓ　ｏｆ　Ｆｅ　ａｎｄ　ＦｅＳ２ｅｖｏｌｕｔｉｏｎ　ｉｎ　ｃｏａｌ　ｕｎｄｅｒ　ｏｎ　ｉ－ｒｏｎ－ｂｅａｒｉｎｇ　ｍｉｎｅｒａｌｓ　ｒｅｄｕｃｉｎｇ　ａｔｍｏｓｐｈｅｒｅ［Ｊ］．Ｊｏｕｒ－ｎａｌ　ｏｆ　Ｃｈｉｎａ　Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ　ｏｆ　Ｍｉｎｉｎｇ　＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０１４，４３（５）：８９２－８９８．［１１］　ＭＰＨＯ　Ｍ，ＳＡＭＳＯＮ　Ｂ，ＡＹＯ　Ａ．Ｅｖａｌｕａｔｉｏｎ　ｏｆ　ｒｅ－ｄｕｃｔｉｏｎ　ｒｏａｓｔｉｎｇ　ａｎｄ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｆｏｒ　ｕｐｇｒａ－ｄｉｎｇ　Ｍｎ／Ｆｅ　ｒａｔｉｏ　ｏｆ　ｆｉｎｅ　ｆｅｒｒｏｍａｎｇａｎｅｓｅ［Ｊ］．Ｉｎｔｅｒ－ｎａｔｉｏｎａｌ　Ｊｏｕｒｎａｌ　ｏｆ　Ｍｉｎｉｎｇ　Ｓｃｉｅｎｃｅ　ａｎｄ　Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０１３，２３（４）：５３７－５４１．［１２］　ＭＣＬＥＮＮＡＮ　Ａ　Ｒ，ＢＲＹＡＮＴ　Ｇ　Ｗ，ＢＡＩＬＥＹ　Ｃ　Ｗ，ｅｔ　ａｌ．Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ　ｃｏｍｐａｒｉｓｏｎ　ｏｆ　ｔｈｅ　ａｓｈ　ｆｏｒｍｅｄｆｒｏｍ　ｃｏａｌｓ　ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ　ｐｙｒｉｔｅ　ａｎｄ　ｓｉｄｅｒｉｔｅ　ｍｉｎｅｒａｌ　ｉｎｏｘｉｄｉｚｉｎｇ　ａｎｄ　ｒｅｄｕｃｉｎｇ　ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ［Ｊ］．Ｅｎｅｒｇｙ　ａｎｄＦｕｅｌｓ，２０００，１４（２）：３０８－３１５．［１３］　ＬＩ　Ｄ，ＣＨＥＮ　Ｌ　Ｚ，ＨＵＡＮＧ　Ｊ　Ｘ，ｅｔ　ａｌ．Ｅｆｆｅｃｔ　ｏｆ　ｆｅｅｄｓｏｌｉｄｓ　ｏｎ　ｈｉｇｈ　ｇｒａｄｉｅｎｔ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｏｆ　ｃｙｌｉｎ－ｄｒｉｃａｌ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｍａｔｒｉｘ［Ｊ］．Ａｄｖａｎｃｅｄ　Ｍａｔｅｒｉａｌｓ　Ｒｅ－ｓｅａｒｃｈ，２０１４（８８１／８８３）：１６３４－１６３７．［１４］　ＢＡＩ　Ｓ　Ｊ，ＬＶ　Ｃ，ＷＥＮ　Ｓ　Ｍ，ｅｔ　ａｌ．Ｒｅｍｏｖａｌ　ｏｆ　ｈａｒｍｆｕｌｅｌｅｍｅｎｔｓ　ａｎｄ　ｓｏｄｉｕｍ　ｃａｒｂｏｎａｔｅ　ｒｅｉｎｆｏｒｃｅｄ　ｃａｒｂｏｔｈｅｒ－ｍｉｃ　ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ　ｏｆ　ｓｉｄｅｒｉｔｅ　ｏｒｅ　ｗｉｔｈ　ｈｉｇｈ　ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓａｎｄ　ｓｕｌｐｈｕｒ　ｃｏｎｔｅｎｔ［Ｊ］．Ｉｒｏｎｍａｋｉｎｇ　ａｎｄ　Ｓｔｅｅｌｍａｋ－ｉｎｇ，２０１４，４１（２）：１３８－１４６．［１５］　ＤＥ　Ｍ　Ｉ，ＯＬＩＶＩＥＲＩ　Ａ，ＵＢＡＬＤＩＮＩ　Ｓ，ｅｔ　ａｌ．Ｒｏａｓｔｉｎｇａｎｄ　ｃｈｌｏｒｉｎｅ　ｌｅａｃｈｉｎｇ　ｏｆ　ｇｏｌｄ－ｂｅａｒｉｎｇ　ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ　ｃｏｎ－ｃｅｎｔｒａｔｅ：Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ　ａｎｄ　ｐｒｏｃｅｓｓ　ａｎａｌｙｓｉｓ［Ｊ］．Ｉｎ－ｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ　Ｊｏｕｒｎａｌ　ｏｆ　Ｍｉｎｉｎｇ　Ｓｃｉｅｎｃｅ　ａｎｄ　Ｔｅｃｈｎｏｌｏ－ｇｙ，２０１３，２３（５）：７０９－７１５．［１６］　ＢＡＩ　Ｓ　Ｊ，ＷＥＮ　Ｓ　Ｍ，ＬＩＵ　Ｄ　Ｗ，ｅｔ　ａｌ．Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　ｏｆｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ　ａｎｄ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｍｉｎｅｒａｌ　ｆｉｎｅｓ　ｆｒｏｍ　ｓｉｄｅｒｉｔｅｒｅｄｕｃｔｉｖｅ　ｏｒｅ　ｂｙ　ａｐｐｌｙｉｎｇ　ｍａｇｎｅｔｉｃ　ｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎ［Ｊ］．Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ　Ｓｃｉｅｎｃｅ　ａｎｄ　Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ（Ｐｈｉｌａｄｅｌｐｈｉａ），２０１４，４９（９）：１４３４－１４４１．［１７］　ＬＯＧＡＣＨＥＶ　Ｇ　Ｎ，ＰＩＳＨＮＯＧＲＡＥＶ　Ｓ　Ｎ，ＧＯＳＴＥ－ＮＩＮ　Ｖ　Ａ．Ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ　ｏｆ　ｒｏａｓｔｅｄ　ｓｉｄｅｒｉｔｅ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ　ｉｎｔｈｅ　ｓｉｎｔｅｒｉｎｇ　ｂａｔｃｈ　ｏｎ　ｂｌａｓｔ－ｆｕｒｎａｃｅ　ｐｅｒｆｏｒｍａｎｃｅ　ａｔＯＡＯ　ＭＭＫ［Ｊ］．Ｓｔｅｅｌ　ｉｎ　Ｔｒａｎｓｌａｔｉｏｎ，２０１２，４２（６）：５０２－５０３．［１８］　ＹＵ　Ｗ，ＳＵＮ　Ｔ　Ｃ，ＬＩＵ　Ｚ　Ｚ，ｅｔ　ａｌ．Ｓｔｕｄｙ　ｏｎ　ｔｈｅｓｔｒｅｎｇｔｈ　ｏｆ　ｃｏｌｄ－ｂｏｎｄｅｄ　ｈｉｇｈ－ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ　ｏｏｌｉｔｉｃｈｅｍａｔｉｔｅ－ｃｏａｌ　ｃｏｍｐｏｓｉｔｅ　ｂｒｉｑｕｅｔｔｅｓ［Ｊ］．ＩｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌＪｏｕｒｎａｌ　ｏｆ　Ｍｉｎｅｒａｌｓ，Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ　ａｎｄ　Ｍａｔｅｒｉａｌｓ，２０１４，２１（５）：４２３－４３０．（责任编辑骆振福）８３７。

高磷鲕状赤铁矿添加脱磷剂还原焙烧脱磷机理徐承焱;孙体昌;寇珏;李永利;莫晓兰;唐利刚【期刊名称】《中国有色金属学报（英文版）》【年(卷),期】2012(022)011【摘要】高磷鲕状赤铁矿是一种典型的难处理铁矿石,采用常规的选矿方法难以得到较好的提铁降磷指标.采用添加脱磷剂还原焙烧,然后对焙烧产物进行两段磨矿磁选来处理此类矿石,获得了较好的选别指标.实验结果表明,铁的品位从43.65％(原矿)提高到90.23％(磁选精矿),磷含量从0.82％(原矿)降低到0.06％(磁选精矿),铁的回收率达到87％.采用XRD、SEM、EPMA等分析方法对焙烧产物进行脱磷机理研究.结果表明,在还原焙烧过程中,原矿中有20％的磷灰石生成单质磷随气体挥发,80％的磷灰石没有参与生成单质磷的反应,仍以磷灰石的物相存在于焙烧产物中,而通过磨矿磁选被脱除到尾矿中.磁选精矿中少量的磷以磷灰石的形态存在.在焙烧过程中,加入的脱磷剂与原矿中的脉石矿物(SiO2、Al2O3)反应生成铝硅酸钠,此反应部分破坏原矿的鲕状结构,充分改善焙烧产物中矿物的单体解离程度,有利于后续的磨矿磁选.%High phosphorous oolitic hematite ore is one of typical intractable iron ores in China,and the conventional beneficiation methods are foundto be impracticable to remove phosphorus from the ore effectively.Better beneficiation index were gotten by direct reduction roasting with dephosphorization agent followed by two stages of grinding and magnetic separation.P content decreases from 0.82％ in the raw ore to 0.06％ in the magnetic concentrate,and the total iron grade increases from 43.65％ to 90.23％,the recovery of iron can reach 87％.Mechanisms of phosphorusremoval in the beneficiation of high phosphorous oolitic hematite ore by direct reduction roasting with dephosphorization agent were studied using XRD,SEM and EPMA.The results showed that about 20％ of the apatite in the raw ore transferred into phosphorus and volatilized with the gas in the process of reduction roasting,while the rest 80％ apatite was not involved in the reaction of generation of phosphorus,and remained as apatite in the roasted products,which was removed to tailings by grinding and magnetic separation.A small amount of phosphorus existed in the magnetic concentrate as apatite.The oolitic texture of raw ore was partly changed during roasting,resulting in the formation of nepheline in the reaction between the dephosphorization agent,SiO2 and Al2O3 in the rawore,which greatly improved the liberation degree of minerals in the roasted products,and it was beneficial to the subsequent grinding and magnetic separation.【总页数】7页(P2806-2812)【作者】徐承焱;孙体昌;寇珏;李永利;莫晓兰;唐利刚【作者单位】北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083【正文语种】中文因版权原因，仅展示原文概要，查看原文内容请购买。

高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷新脱磷剂李永利;孙体昌;徐承焱;刘占华【摘要】In order to exploit high-phosphorus oolitic hematite, Phosphorus removal in direct reduction roasting of the Ningxiang type high phosphorus oolitic hematite with iron content about 43.58%, phosphorus content about 0.83% was studied. XRD and SEM were used to analyze the mechanism of direct reduction roasting and phosphorus removal. The results show that the direct reduction iron powder with an iron grade 91.35%, 85.12% in recovery, phosphorus content about 0.081% is obtained under the condition that dephosphorizing agent NCP and new dephosphorizing agent TS is used together. It is found that phosphate phase has not changed, still existing in the form of apatite after direct reduction rosting, and phosphorus removal is achieved by finely ground and magnetic separation. The addition of dephosphorizing agent can make boundary of the gangue particles and metallic iron particles become smooth and clear, which is good to the dissociation of metallic iron particles and gangue, while dephosphorizing agent can also promote the reduction of fayalite.%为开发高磷鲕状赤铁矿,采用直接还原焙烧的方法对含TFe 品位为43.58％,磷含量0.83％的鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿进行系统研究.通过X线衍射仪(XRD)和扫描电镜(SEM)对提铁降磷机理进行研究.研究结果表明:在配合使用NCP和新脱磷剂TS 2种脱磷剂的条件下,可以获得TFe品位为91.35％、铁回收率为85.12％、磷含量为0.081％的直接还原铁粉.原矿加入脱磷剂焙烧后,含磷矿物的物相并没有发生变化,仍以氟磷石的形式存在,通过细磨磁选实现提铁降磷.加入的脱磷剂有助于破坏鲕状结构,使金属铁颗粒与脉石颗粒的接触面变得平滑、清晰,改善高金属铁和脉石的解离条件,同时脱磷剂还能促进中间产物铁橄榄石的还原.【期刊名称】《中南大学学报（自然科学版）》【年(卷),期】2012(043)003【总页数】8页(P827-834)【关键词】高磷鲕状赤铁矿;直接还原焙烧;脱磷剂;磁选;脱磷率【作者】李永利;孙体昌;徐承焱;刘占华【作者单位】北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京,100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京,100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京,100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京,100083【正文语种】中文【中图分类】TF553;TD9512008年我国钢铁产量5亿多t，一跃成为世界钢铁大国，2009年受经济危机的影响，国际上钢铁产量大幅下滑，而中国钢铁产量占世界钢铁产量的比例增加到接近50%。

鄂西某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷试验研究高磷鲕状赤铁矿是我国主要的复杂难选铁矿石之一,矿石储量较大,占铁矿资源储量的11%左右。

我国现已探明的高磷鲕状赤铁矿石储量约37.2亿吨,可勘探新资源量预计达上百亿吨。

高磷鲕状赤铁矿具有复杂的化学成分以及独特的结构构造,富集难度极大,其选别是选矿界公认的难题。

本论文首先通过XRF、XRD、物相分析、岩矿鉴定等手段对原矿进行工艺矿物学研究,得知该矿石中铁品位为43.13%,有害元素磷的含量高达0.86%,主要脉石矿物Si O2含量为17.20%。

该矿石是典型的高磷鲕状赤铁矿,本试验针对该矿石嵌布关系复杂、嵌布粒度极细且有害杂质磷含量高等特征,围绕“提铁降磷”,进行了工艺流程探索性试验研究。

首先采用高梯度磁选处理原矿。

在粗磨条件下,采用一粗一精一扫高梯度磁选流程进行选别,确定最佳磨矿细度为-0.074mm含量占65%,最佳磁场强度为粗选0.8T、精选0.5T、扫选0.9T。

粗磨选别后,将中矿(精选尾矿和扫选精矿)再磨后进行一粗一精磁选,确定最佳再磨细度为-0.074mm含量占90%,最佳磁场强度为粗选0.8T、精选0.4T。

进行高梯度磁选闭路试验,将中矿再磨精选尾矿返回再磨球磨机,获得磁选精矿铁品位为53.06%,相对于原矿提高9.94个百分点,回收率为78.53%,磁选尾矿产率为36.18%、铁品位为25.59%。

可见高梯度磁选精矿指标较好,且抛尾能力较强。

以磁选精矿为处理对象,采用反浮选进行提铁降杂。

试验研究表明,磁选精矿细磨—直接反浮选效果不好,引入脱泥流程后反浮选效果明显增强。

确定最佳磨矿细度为-0.038mm含量占95%,选择性絮凝脱泥最佳条件为分散剂用量12kg/t、矿浆p H值11、苛性淀粉用量0.3kg/t,反浮粗选最佳条件为矿浆p H值11、苛性淀粉用量1.0kg/t、氯化钙用量0.12kg/t、捕收剂PL用量0.8kg/t、浮选时间4min。

通过细磨—选择性絮凝脱泥—阴离子反浮选闭路试验,反浮选采用一粗二精一扫流程,中矿合并返回粗选,获得反浮选精矿铁品位为56.75%,相对于磁选精矿提高了3.63个百分点,整体回收率为72.26%,取得了良好的提铁降杂效果。