褐铁矿选矿工艺研究现状

褐铁矿选矿工艺研究现状摘要：随着我国钢铁工业的迅速发展，品位高且易选的铁矿石资源濒临枯竭，合理开发利用复杂难选铁矿石资源，对缓解我国铁矿石供求矛盾，促进我国钢铁工业发展具有重大现实意义。

但研究的结果表明，目前尚未形成成熟有效的褐铁矿选矿技术。

并且随着化石能源的逐渐枯竭和人们对全球性环境问题的日益关注，生物质资源以其是可再生绿色能源，且分布广泛、廉价易得、资源丰富、可以大大降低能耗等优点成为国内外众多学者研究的热点。

本文将综述近年国内外生物质还原焙烧褐铁矿技术的最新进展及实验所得最新成果。

1.前言：褐铁矿为无定形铁的氧化物和氢氧化物，以针铁矿(α-FeO(OH))、水针铁矿(α-FeO(OH)·nH2O)为主，以胶状、肾状、钟乳状产出，呈非晶质或隐晶质，常发育于赤铁矿-针铁矿裂隙和晶洞中。

由于褐铁矿具有化学成分不固定、含铁量低、水分含量变化大、碎磨过程中容易泥化等特殊特点，属于极难选铁矿石，而且我国已探明的褐铁矿达到12.3亿吨，国内拥有大量的褐铁矿铁矿资源，由于不能有效利用而不得不依赖于大量的进口铁矿石。

近年来研究开发的褐铁矿选矿技术主要包括:洗矿及洗矿重选、浮选、强磁选等单一流程和选择性絮凝浮选、强磁选—浮选、还原焙烧—磁选等联合流程[1]。

由于受到褐铁矿自然性质的制约，采用物理选矿方法，难以获得较高的铁品位，其开发的价值受到了极大的限制。

但低品位的褐铁矿经一定条件下的还原焙烧后，可以有效地提高其磁性，而且还使矿石疏松而易于冶炼。

随着我国对钢铁需求量的不断增加，国内褐铁矿利用率又很低，合理开发利用复杂难选铁矿石资源，寻求高效且绿色环保的选矿技术日益重要。

2.褐铁矿选矿技术进展2.1单一选矿流程2.1.1重选利用重选工艺处理褐铁矿，工艺简单，主要采用螺旋溜槽进行预先富集后摇床进行精选，或是利用离心机分选细粒褐铁矿。

张文生等[2]对新疆某褐铁矿进行了分选研究。

他们所得铁精矿的产率为43.32%，品味是57.90%，回收率为54.32%。

虽然。

铁品味达到了工业要求，然而铁精矿的回收率仅仅50%多，对资源的浪费较为严重。

2.1.2单一浮选(正、反浮选)单一浮选法包括正浮选和反浮选。

正浮选一般和强磁选相结合，反浮选一般采用阴阳离子联合的工艺进行浮选。

江源[3]等进行了某褐铁矿工艺流程试验研究。

他们进行了正浮选试验，阴离子活化反浮选试验及阳离子反浮选试验等。

通过对比以上三方案以阳离子反浮选方案得到的铁精矿品位最高56.22%，且此时铁的回收率为70.46%，由此得出，阳离子反浮选方案的优良性，流程相对简单，选别效率高。

王毓华[4]等做了阴阳离子捕收剂反浮选褐铁矿试验研究，他们的利用性质比较简单的褐铁矿，经脱泥后进行粗选和扫选，最终的铁精矿品位超过了57%，并且回收率能达到70%，可以实现褐铁矿的综合利用。

但是该方法有一定的局限性，只能针对性质较简单的褐铁矿，而国内褐铁矿大多成分复杂且不稳定，因此推广比较困难。

流程图如下图1-1阴离子反浮选试验流程图图1-2阳离子反浮选试验流程王毓华等人[5]对广东某褐铁矿进行了反浮选脱硅新工艺试验。

磨矿过程中添加碳酸钠和水玻璃进行矿浆分散，在开路条件下，不脱泥直接用十二胺作捕收剂反浮选硅酸盐矿物，得到的精矿品位为56.22%，铁回收率为70.46%。

调整药剂等各种因素之间的关系、确定各项工艺参数值后，在闭路条件下进行反浮选，得到铁精矿品位59.25%，铁回收率83.42%。

与开路试验相比，铁精矿品位基本保持不变，但回收率却提高了8.52%。

这一试验结果表当对矿浆进行强化分散后，其浮选效果。

得到明显改善，特别是铁回收率有较大提高，这同样说明了对矿泥处理的重要性。

2.1.3磁选表3一些矿物的比磁化系数[6]，单位：36g/cm 10矿物名称比磁化系数 矿物名称 比磁化系数 针铁矿200～25 高岭土 0 褐铁矿200～25 方解石 2.7 赤铁矿250～50 石英 10 硅酸盐 25 磷灰石 3褐铁矿具有弱磁性，而其常见的连生脉石矿物磁性很小或没有磁性，这使得磁选工艺成为可能。

又由于褐铁矿磁性弱，因此需采用强磁选。

某铁矿主要有用矿物为褐铁矿，其次为赤铁矿;脉石矿物主要为石英、粘土和少量黑云母等。

江仁麟和黄成森[7]对该矿采用新型高效强磁选设备进行了单一强磁选别，工艺流程为破碎-粗磨-分粒级强磁选-中矿阶段磨矿强磁选和阶段磨矿-阶段强磁选两种。

采用6～0mm 原矿的分级强磁选，中矿再磨强磁选方案选别，原矿铁品位47.95%时，取得了最终精矿铁品位54.21%，铁回收率72.82%，铁精矿经煅烧后的铁品位60.43%。

采用阶段磨矿-阶段强磁选流程，精矿铁品位可以达到56.06%，回收率53.04%，铁精矿煅烧后铁品位可以达到63.00%。

分析上述试验结果，导致选别指标不理想的原因在于:①褐铁矿的解离度不够，强磁选虽然保证合适的铁回收率，但铁精矿品位下降;②褐铁矿粒度足够细，但是强磁选机对小粒度褐铁矿的选别效果差，使很多力度小的褐铁矿被甩入尾矿中，导致回收率降低。

2.2.联合选别流程2.2.1强磁选—浮选（1）强磁选—正浮选考虑到某褐铁矿强磁选后尾矿中的粗粒级品位低，因此可以预先抛尾，以提高下一作业入选品位和减少入选量，为此进行了强磁选—正浮选流程、原矿分级强磁选—正浮选流程、磁尾分级—正浮选流程3种流程试验研究。

试验结果表明:3种流程的试验指标接近，原因可能是使用的分级设备难以解决-0.074到+0.050mm粒级分级问题，现有工艺对于微细颗粒铁矿物的回收仍存在较大困难，但从技术和管理等方面考虑强磁选—正浮选（或高梯度磁选）流程是合理的。

（2）强磁选—反浮选高春庆[8]等人某褐铁矿的性质和特点，进行了强磁选—反浮选试验研究，试验结果见下图。

反浮选闭路试验中，精矿铁品位明显降低而回收率却未升高，这表明反浮选中矿的返回明显恶化精选作业的分选效果，通过流程改进，最终确定流程为磨矿、强磁选—反浮选—反浮选尾矿再磨再选，取得较好的指标。

图1-3强磁选-反浮选流程（3）强磁选—正浮选—强磁选流程在铁坑铁矿的生产实践中，对强磁选尾矿进行处理，流程如下图。

该工艺于1993年7月—8月进行了工业试生产，累计指标:原矿含TFe37.91%时，获得磁精矿含TFe53.81%，浮、磁精矿含TFe51.41%，解决了多年来浮选精矿品位低的问题，使浮精产品质量稳定，又提高了回收率。

图1-4强磁选-反浮选-强磁选流程2.2.2磁化焙烧—磁选朱德庆[9]等人对安徽褐铁矿采用还原焙烧—磁选工艺进行了研究。

他们的结论是在焙烧温度为850℃、焙烧时间为15分钟内以及内配煤比例为5%的条件下。

经磁化焙烧，得到铁品位为54.15%、磁化率为2.22的焙烧矿；在磁场强度为46.14kA/m的条件下，得到铁品味为62.94%，铁回收率为87.99%的铁精矿。

2.2.3还原焙烧—磁选—浸出流程某褐铁矿含钴、锰等，脉石矿物有石英、长石等，为充分合理利用该粉矿中铁、钴、锰资源，某科研单位研究了还原焙烧—磁选—浸出工艺流程。

经焙烧磁选后得到铁精矿品位51%～53%，铁回收率80%;浸出液中钴浓度1.1g/L，Fe/Co<10，锰物料中锰29%～31%[10]。

2.2.4还原焙烧—弱磁选—反浮选四川某高磷鲕状赤、褐铁矿含有方解石、绿泥石、磷灰石等。

李广涛等[11]采用了还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺对其处理。

工艺流程及条件见下图。

最终可得到铁品位为60.92%，含磷量为0.225%的合格精矿，并使铁回收率达到72.74%。

图1-5还原-弱磁-反浮选流程2.2.5强磁选—焙烧—弱磁选舒伟[12]等对某地低品位褐铁矿，采用原矿破碎—风选—强磁选—焙烧—弱磁选流程的选矿工艺，在原铁品味为38%的情况下，可获得精矿品位59.7%、回收率69%的指标。

另外霍杰[13]等从风选入手，经风选焙烧磁选工艺后，将原矿由40.95%提高到84.50%。

该方法一定程度上减轻了对环境的污染问题，但多次磨矿和两次磁选也会使成本提高。

由于我国褐铁矿多为低品位复杂难选褐铁矿，因此，该领域的选矿技术突破显得尤为重要。

2.2.6钠化焙烧—浸出—浮选对某淋滤沉积型含钒、钼褐铁矿采用钠化焙烧—水浸—萃取—浮选流程。

确定各项作业条件并试验后得五氧化二钒浸出率80.78%，钼浸出率79.60%;萃取率:V2O399.85%，Mo99.90%。

对反萃液处理后得产品V2O5纯度99.82%。

萃余液用三氯化铁沉淀钼，沉淀率66.70%，钼精矿含钼27.11%，萃余液再经一次粗选、二次扫选、三次精选，中矿返回浮选，铁精矿产率49.84%，铁品位63.67%，铁回收率81.14%。

上述以还原焙烧为基础的联合工艺，虽可以有效地利用褐铁矿资源，但是这些工艺方法能耗高，工艺过程复杂，建设投资大，因而一直未能在工业生产中大规模应用。

2.2.7絮凝—强磁选陈雯[14]对某褐铁矿进行了絮凝—强磁选试验。

试验结果表明:在铁精矿品位相近情况下，絮凝—强磁选比直接磁选的铁回收率提高了10.97%～15.73%，效果非常明显。

分析其原因可能是，原本在强磁选作业中损失的细粒铁矿物，通过选择性絮凝使其表观粒度增大，从而受到更大的磁力而得到回收。

由此可见，对细粒级褐铁矿，采用絮凝—强磁选联合工艺确实是有效的途径，但恰当把握矿浆的分散和选择性絮凝过程非常关键。

2.2.8选择性絮凝浮选某褐铁矿原矿品位36.84%，磨矿细度-0.074mm占75%，在磨矿过程中添加3000g/t碳酸钠和2000g/t水玻璃，使矿浆可以良好分散，试验流程见下图。

经过选择性絮凝浮选后精矿品位39.31%，回收率93.02%。

由此可看出，采用选择性絮凝浮选难以显著提高该矿的铁的品位，仅提高约3个百分点[15]。

图1-6絮凝浮选法流程3.总结：目前对于褐铁矿选矿技术种类众多，重选工艺处理褐铁矿，原理简单，但铁精矿的回收率较低，对资源的浪费较为严重。

单一浮选流程相对简单，选别效率高，铁品位和回收率较重选工艺有很大的提高，但是由于其只适合于性质简单的褐铁矿，但国内褐铁矿大多成分复杂，因此不能得到很好的推广。

强磁选能够很好的解决铁品位和回收率低的问题，但是由于褐铁矿自身性质以及设备的原因导致其不能很好的得到运用。

磁化焙烧—磁选在选矿方式上能够快速达到选矿效果，但是配煤比例较高，不适合大量投入工程。

钠化焙烧—浸出—浮选工艺方法能耗高，工艺过程复杂，建设投资大因此在使用上也受到限制。

絮凝—强磁选只针对细粒级褐铁矿有很好的作用，局限性强。

选择性絮凝浮选难以显著提高该矿的铁的品位。

而生物质选矿方法，可以使低品位的褐铁矿在一定条件下的还原焙烧后，可以有效地提高其磁性，而且还使矿石疏松而易于冶炼，既降低能耗和成本、减少了环境污染，又可获得了较好的磁化效果。