煤基直接还原—磁选超微细贫赤铁矿新工艺
朱德庆,翟 勇,潘 建,崔 瑜,唐艳云,徐栋梁
(中南大学 资源加工与生物工程学院,湖南 长沙,410083)
摘 要:针对某种超微细粒贫赤铁矿难选的特点,开发了煤基直接还原—磁选新工艺,制备出高品位铁精矿。采用预热团块煤基直接还原工艺制取高金属化率的直接还原团块,经磨矿—磁选,得到高品位高金属化率的铁精矿,从而为开发利用微细粒嵌布复杂低品位铁矿提供了理论依据。通过对还原温度、还原时间及C与Fe质量比等条件的优化,得到金属化率93.72%的还原矿,经三段磨矿—三段磁选得到Fetot为69.54%,金属化率为98.01%,且有害杂质含量少的铁精矿。该工艺所得的高金属化率的铁精矿可直接作为转炉炼钢的原料。
关键词:贫赤铁矿;煤基直接还原;磁选
中图分类号:TF553 文献标识码:A 文章编号:1672-7207(2008)06-1132-07
Beneficiation of super microfine low-grade hematite ore by coal-based direct reduction-magnetic concentration process
ZHU De-qing, ZHAI Yong, PAN Jian, CUI Yu, TANG Yang-yun, XU Dong-liang
(School of Resources Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, China)
Abstract: Coal-based direct reduction-magnetic concentration, a new process on up-grading of super microfine refractory hematite was developed. With adoption of the coal-based direct reduction and milling-magnetic separation, the concentrate with high grade and metallization degree was produced. This work provides a theory basis for utilization of low grade iron ore. Under the optimize conditions of reduction temperatures, duration and C/Fe mass ratio, the reduced ore with 93.72% metallization degree is produced. After three stages grinding-magnetic separation, the concentrate with 69.54% Fetot, 98.01% metallization degree and low content of impurities are obtained. The iron concentrate with high metallization degree produced by this process is a superior burden for making steel in converters.
Key words: low grade hematite ore; coal-based direct reduction; magnetic separation
我国具有丰富的铁矿资源,已探明储量近500 亿t[1],可供开发利用的约260亿t,其中96%为贫矿,平均铁品位为32.6%[2-3]。随着钢铁工业的快速发展,铁矿资源消耗速度加快,富矿越来越少[4],已不能满足钢铁生产的需要,国内多数大型钢铁企业不得不利用大量外汇高价购买澳大利亚、巴西铁矿进行高炉冶炼[5-6]。自2003年以来,我国对进口铁矿石的依赖程度已达55%以上,比较分散的中小型钢铁企业也只能使用较低品位的铁矿[7]。再者,我国电弧炉炼钢,需要大量的废钢原料,来源靠引进和自身废钢,仍不能满足需要,造成不少电炉炼钢厂处于半停产状态[8]。因此,寻找新的原料来源已是迫在眉捷的任务。在开发贫铁矿方面[9-13],国内厂矿及科研院所在采用常规选矿工艺(磁选、浮选、分段磨矿—磁选,还原焙烧—磁选—浮选联合工艺等)进行了大量研究,但在超细嵌布贫铁矿方面的研究较少。本文作者在对国内某超细贫赤铁矿原矿岩相分析研究的基础上,对矿石可选性进行研究,开发了煤基直接还原—磁选新工艺[14-15]。在实验室条件下,研究了煤基还原有效分选过程中还原温度、还原时间以及C/Fe质量比等对矿石金属化率的影响;并通过对磨矿粒度、磁选场强等工艺参数的优化,为开发这种铁矿分离富集制取高品位铁精矿提供新的技术工艺路线,从而为我国一些地区复杂微细贫赤铁矿资源的综合利用提供技术支撑。
1 原料性能及研究方法
1.1 原料性能
1.1.1 铁矿石
试验所用的铁矿石为湖南某贫赤铁矿,采样为块状,粒度为10~50 mm,实验室用鄂式破碎加对辊破碎至粒度小于1 mm备用,取样分析所得化学成分如表1所示。
表1 原矿的化学成分分析
Table 1 Chemical analysis of run-of-mine ore %
由表1可见,这种铁矿铁品位较低(仅为28.83%),SiO2含量很高(高达45.18%),但P和S等有害杂质含量较低。若能够通过选矿富集铁,则是一种优质的冶炼原料。
1.1.2 还原剂
试验所用的还原剂为新疆奇台煤,取样破碎至粒度低于1 mm以备用。其工业分析及灰分成分分析结果分别如表2和表3所示。
表2 还原煤工业分析
Table 2 Industrial analysis of reductant coal
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image002.jpg)
表3 还原煤灰分的化学成分
Table 3 Chemistry analysis of reductant coal ash %
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image003.jpg)
由表2和表3可以看出,还原煤固定碳高、灰分低,挥发分高,有害元素S含量低及结焦指数低,是良好的还原剂。该还原煤灰渣的软熔特性分别为:变形温度1 100 ℃,软化温度1 170 ℃,半球温度1 190 ℃,流动温度1 260 ℃,符合一般煤基直接还原的 要求。
1.2 研究方法
试验工艺流程包括将磨细备用的铁矿加水、混匀、压团、干燥、还原、冷却、磨矿、磁选、精矿化学分析。本试验采用的是团块预热后还原,这样,可以明显提高铁矿还原速度,在较短时间内提高团快的金属化率,从而提高磨矿—磁选工艺中铁的回收率。团块制备采用(直径×高)为13 mm×50 mm的模具制成13 mm×8 mm的圆柱;烘干的团块在900 ℃预热10 min后,外加一定量的还原煤置于热不锈钢还原罐(直径×高为65 mm×100 mm)中,按预定的还原温度和时间进行还原后取出,盖煤冷却,得到还原团块;还原团块破碎后进行磨矿,磨矿工艺采用XMQ240×90锥形球磨机;磨矿粒度测定采用JL-1166型激光粒度分析测试仪;磁选设备采用XCGS-73型磁选管,管直径为50 mm,磁场强度可调。
2 结果及分析
2.1 原矿岩相分析
原矿岩相分析结果如图1和2所示。对该矿石的岩相研究可知:在扫描电镜图中,主要矿物为浅白色细粒状的赤铁矿(Fe2O3)和黑色的石英石,而石英石占大部分,是主晶相。其次,还有少量的三氧化二铝、氧化镁、氧化钙等。选择的样品不同,铁、硅的含量不同,铁、硅并非都是均匀分布在矿物中。其中,铁矿物主要以赤铁矿形式存在(见图1),并以微细颗粒(3~5 μm)嵌布在脉石中,分布比较均匀,赤铁矿中含有少量脉石和杂质,且以浸染状的形式与脉石矿物混杂交生,局部含量较高可过渡为稠密浸染状,但赤铁矿的纯度达90%以上;黑色的石英颗粒粒度不一,大多数颗粒粒度为10~30 ?m,但石英的纯度也很高(见图2)。因此,该矿具有铁质板岩的特征,属极难分选的铁矿石,岩相分析结果表明,即使在磨矿细度全部小于10 ?m,绝大部分赤铁矿仍将与石英呈连生体产出。这就决定了采用传统的选矿工艺无法实现赤铁矿和石英的有效分离富集,磨矿细度与赤铁矿、石英的泥化将是制约该矿石分选的主要矛盾。
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image005.jpg)
图1 原矿中赤铁矿晶粒(白色)的扫描电镜照片
Fig.1 SEM image of hematite grain(white) in run-of-mine ore
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image007.jpg)
图2 原矿中石英颗粒扫描电镜照片
Fig.2 SEM image of quartz grain in run-of-mine ore
2.2 铁矿直接还原
2.2.1 还原温度对金属化率的影响
当还原时间为60 min,煤与矿质量比为2?1时,还原温度对铁矿直接还原金属化率的影响如图3 所示。由图3可见,当还原时间一定时,当还原温度升至950 ℃前,随着温度的升高,其金属化率从80.04%增加到88.94%;随着还原温度的继续增加,还原矿的金属化率反而降低;当温度达到1 000 ℃时,金属化率下降到80.68%。这主要是因为原矿中SiO2含量高达45.18%,在还原性气氛下极易与还原生成的FeO反应,形成低熔点的铁橄榄石,高温下在还原矿的表面易形成大量液相,阻碍了还原气氛向内部扩 散[15-17]。由此可以确定最佳的还原温度为950 ℃,这个温度比通常的高品位铁矿直接还原生产海绵铁[15]的适宜温度1 050 ℃要低100 ℃左右。尽管原矿铁品位低,但还原温度低,对节约能源和降低生产成本有重大意义。
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image009.jpg)
还原时间60 min,m(煤)/m(矿)=2?1
图3 还原焙烧温度对铁矿金属化率的影响
Fig.3 Effect of reduction temperatures on metallization of iron ore
2.2.2 还原时间对金属化率的影响
当还原温度为950 ℃,煤与矿质量比为2?1时,直接还原时间对铁矿金属化率的影响如图4 所示。由图4可见,随着还原时间的增加,还原矿的金属化率增加;当还原时间从30 min增加到80 min时,矿石的金属化率从79.55%提高到89.23%,但是,随着还原时间的进一步增加,铁矿的金属化率反而下降。其原因可能是[13-14]:随着还原时间的增加,还原剂煤的不断消耗,还原罐内的还原性气氛降低,而氧化性气氛增强,从而使已还原的矿石再氧化,况且在足够的还原气氛条件下,再延长还原时间对铁矿还原程度的影响已非常小,所以,确定的最终还原时间为80 min。
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image011.jpg)
还原温度950 ℃,m(煤)/m(矿)=2?1
图4 还原焙烧时间对铁矿金属化率的影响
Fig.4 Effect of reduction time on metallization of iron ore
2.2.3 煤与矿质量比对金属化率的影响
图5所示为当还原温度为950 ℃,还原时间为80 min时,煤与矿质量比对铁矿金属化率的影响。由于实验室试验是在吊罐中进行的,为非封闭体系,探索试验结果表明:还原煤在操作中的量要远大于理论所需量,才能保证还原罐有足够的还原气氛。因此,实验室内煤/矿质量比远高于工业生产中的质量比(正常仅为0.5左右)[18]。
由图5可见,在煤与矿质量比由1?1增加到2.5?1时,还原矿的金属化率由77.75%增加到93.72%;当煤/矿质量比进一步增加到3?1时,还原矿的金属化率趋于平缓。经综合考虑,煤与矿质量比可定为2.5?1。
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image013.jpg)
还原时间80 min,还原温度950 ℃
图5 煤/矿质量比对铁矿金属化率的影响
Fig.5 Effect of mass ratio of coal to ore on metallization of iron ore
2.3 还原矿磨矿—磁选过程
根据直接还原试验得到的最佳工艺参数如下:煤与矿质量比为2.5?1,还原时间为80 min,还原温度为950 ℃。在此条件下制备出的高金属化率的还原矿中Fetot含量为31.87%,金属铁含量为29.90%,金属化率为93.82%。对此还原矿进行两段磨矿—两段磁选试验,考察磁场强度和磨矿粒度对精矿铁品位的影响。
2.3.1 磁场强度对精矿品位的影响
当磨矿时间为40 min时,磁场强度对精矿品位和回收率的影响如图6所示。由图6可以看出,随着磁场强度的增加,磁选精矿的铁品位下降;当磁场强度由200 kA/m增加到360 kA/m时,铁精矿品位由68.15%降低到63.91%左右。而磁场强度为280 kA/m时,铁的回收率最高,达79.34%。还原矿的回收率总体趋势是随磁场强度的增加而增加,综合考虑铁精矿品位及回收率,下述试验中磁场强度选为280 kA/m。
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image015.jpg)
磨矿时间为40 min;1—Fe品位;2—Fe回收率
图6 磁场强度对铁精矿Fe品位和回收率的影响
Fig.6 Effect of magnetic field intensity on grade and recovery rate of iron ore concentrate
2.3.2 磨矿细度对精矿铁品位和铁回收率的影响
磨矿细度对于选矿来说至关重要。磨矿细度太大,脉石矿物与有用矿物没有充分解离,难以达到有效分离富集的目的;但如果粒度太细,就会使矿物过磨和泥化,产生严重夹杂,很难将有价成分与杂质分离开,达不到有效分选富集的目的。 因而,只有粒度组成合理才能使有价成分最大限度地富集。
本试验采用阶段磨矿—磁选,磨矿时间对磨矿粒度的影响如表4所示,磨矿时间对磁选精矿铁品位及回收率的影响如图7所示。由表4和图7可见,随着磨矿时间的延长,精矿平均粒径减小,品位则从49.68%提高到66.75%,而精矿中铁的回收率从86%降低到70%。显然,磨矿粒度对精矿品位有很大的影响。由于赤铁矿还原为金属铁,即使细磨到粒度在10 ?m以下,铁精矿品位仍达到64%~67%,表明采用该工艺可解决常规选矿工艺难以克服的泥化难题。此外,也进一步证明该贫赤铁矿属超细颗粒嵌布。
表4 磨矿时间对磨矿细度的影响
Table 4 Effect of ball milling time on ground product size
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image016.jpg)
2.4 直接还原—磁选全流程试验
根据上述试验研究,进行了直接还原—磨矿—磁选全流程试验,对磨矿—磁选则采用3段磨矿—3次磁选,使最终的平均粒径为6.85 ?m,然后磁选。磨矿—磁选全流程开路试验流程及结果如图8所示。
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image018.jpg)
磁场强度为280 kA/m;1—Fe品位;2—Fe回收率
图7 磨矿时间对精矿Fe品位和回收率的影响
Fig.7 Effect of ball milling time on grade and recovery of iron concentrate
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image020.jpg)
图8 磨矿—磁选开路流程图
Fig.8 Open circuit flow sheet of ball-grinding-magnetic separation process
全流程所得最终铁精矿化学全分析结果如表5所示。可以看出,铁精矿以金属铁为主,金属化率为98.01%,氧化亚铁含量很低,有害杂质含量也很少,可以作为转炉炼钢的原料。但是,铁精矿中SiO2含量仍然很高(26.76%),表明铁精矿嵌布粒度超细,难以与石英单体解离,与岩相分析结果相吻合。若要得到更高品位的铁精矿,则还需进行再细磨,使石英与金属铁充分解离。磨矿成本是制约该工艺的重要环节。
表5 铁精矿化学全分析
Table 5 Chemical analysis of iron concentrate
![](/web/fileinfo/upload/magazine/80/2686/image021.jpg)
3 结 论
a. 某赤铁矿石中铁品位低(仅为28.83%),赤铁矿嵌布粒度极细,大部分粒度仅为3~5 μm,且其晶粒以点状均匀分布,并主要以浸染状的形式与石英紧密共生;矿石结构构造类型较为简单,多呈条痕、条纹状构造,赤铁矿与脉石(主要是石英)的镶嵌关系十分复杂,属铁质板岩。
b. 由于主要铁矿物赤铁矿嵌布粒度超微细,在探索试验中,采用浮选、磁化焙烧—磁选和强磁选—浮选等选矿方案均没有得出铁品位高于50%的铁精矿,其可选性差,难以采用常规选矿方法分选,因此,必须开发出适合该矿石特性的煤基直接还原—磁选工艺,以实现铁的高效富集。
c. 采用煤基直接还原,在还原温度950 ℃、还原时间80 min、煤与矿质量比为2.5?1的条件下,得到Fetot含量31.87%、金属铁29.90%和金属化率93.82%的直接还原团块;还原矿经过3段磨矿—3段磁选,使最终磨矿产品粒度在7 μm左右,经磁选管3次选别,最终得到全铁品位为69.54%,铁精矿产率为30.05%,铁回收率为62.70%的铁精矿。铁精矿中金属化率高达97.87%,即铁精矿中铁主要为金属铁,虽然品位偏低,但可直接用作转炉炼钢原料。
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收稿日期:2007-12-22;修回日期:2008-03-05
基金项目:国家教育部高等学校优秀青年教师教学科研奖励基金资助项目(教人司[2000]26)
通信作者:朱德庆(1964-),男,湖南安乡人,博士,教授,博士生导师,从事直接还原与熔融还原、矿产资源综合利用与环境保护、烧结球团理论和技术研究;电话:0731-8836041;E-mail: dqzhu@mail.csu.edu.cn