湖北某鲕状赤铁矿石悬浮焙烧试验研究

王 儒 韩跃新 李艳军 张裕书 陈 超

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳110819;2.中国地质科学院矿产综合利用研究所，四川 成都610041)

近年来，随着我国钢铁工业的快速发展，对铁矿石的需求迅速增加，虽然我国铁矿石产量也在逐年增长，但增长速率远低于钢铁产量的增长速率，无法满足钢铁企业的需求。2014 年我国粗钢产量为8.23亿t，占世界粗钢产量的50.26%。2014 年我国累计进口铁矿石9.33 亿t，同比增长13.8%，对外依存度高达78.5%［1］。鲕状赤铁矿嵌布粒度极细，且常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹，是目前国际公认最难选的铁矿石类型之一［2-4］。我国鲕状赤铁矿储量丰富，占铁矿资源总储量的1/9，却基本没有得到开发利用［5-7］。因此开展鲕状赤铁矿的选别工艺研究，对提高我国可利用铁矿资源储量及国内铁矿石供给能力具有重要意义。

磁化焙烧是处理难选铁矿石的有效技术，其可将弱磁性铁矿物转变为强磁性铁矿物，再通过弱磁选工艺获得较好的选别指标［8］。但传统磁化焙烧装备及技术存在着还原时间长、还原不均匀、能耗及生产成本高等问题，制约了该技术的应用与发展［9］。悬浮焙烧具有焙烧时间短、热利用效率高、处理能力大等优点，可在较短的时间内实现铁矿石的磁性转变，为难选铁矿石的利用开辟了新的途径。本研究采用悬浮焙烧技术将鲕状赤铁矿中的弱磁性铁矿物转变为强磁性的磁铁矿，再通过磁选进行分离，为鲕状赤铁矿的高效利用提供了新的技术路线。

1 试验原料与试验方法

1.1 矿石性质

试验原料取自湖北宜昌，采用三段一闭路破碎流程将矿样破碎至－3 mm，经混匀、缩分后制备出试验和检测所需样品。矿石化学多元素分析结果如表1所示，XRD 分析结果如图1 所示。

表1 矿石化学成分分析结果Table 1 The chemical composition of iron ore %

图1 矿石XRD 图谱Fig.1 XRD pattern of the ore

由表1 可知:试验矿石主要有用元素为铁，其含量为46.31%，杂质成分主要为SiO2;矿石中磷的含量高达1.25%，表明该矿石为高磷鲕状赤铁矿石。

由图1 可知，试验矿石中铁主要以赤铁矿的形式存在，脉石矿物主要为石英、绿泥石、方解石、磷灰石。

1.2 试验装置与试验方法

试验所采用的装置为间歇式悬浮焙烧炉，见图2。该悬浮焙烧装置主要由给料斗、加热装置、温度控制系统、出料斗、除尘器等组成，加热方式为电加热，悬浮炉中装有热电偶，以监测炉内温度。还原气体采用H2与N2的混合气体，在气体输送管道中均装有阀门、流量计和压力表，以实现对还原气体流量及比例的控制。

当炉内温度升至预定值时，向悬浮焙烧炉内通入预热后的N2以排空反应炉内的空气，然后通入H2与N2的体积比为2∶ 3 的混合气体，速度为1.4 m/s，细磨后物料经给料斗给入悬浮炉中进行磁化焙烧，完成焙烧的物料进入出料斗，在N2的保护下冷却至室温，气体和微细粒的粉尘进入除尘装置实现气固分离，粉尘收集在除尘装置中。采用球磨机将焙烧产品磨至－0.035 mm 占90%，在磁场强度为85 kA/m 条件下采用磁选管1 次磁选得铁精矿。

图2 悬浮焙烧试验装置Fig.2 Device of suspension roasting furnace

2 试验结果与分析

2.1 给矿细度试验

给矿细度影响焙烧过程中物料的传热和传质速率。物料粒度越小，颗粒比表面积越大，传热、传质效率也就越高。但物料粒度过小，悬浮焙烧过程中颗粒易发生团聚，不利于气固相间的热传递，会降低还原速率。因此，在还原温度为600 ℃条件下，对－0.074 mm 含量分别为60%、70%、80%、90%的物料进行悬浮焙烧试验，焙烧产品磁选试验结果如图3 所示，焙烧产品XRD 图谱分析结果如图4 所示。

图3 给矿细度对磁选指标的影响Fig.3 Effect of particle size on indexes of magnetic separation

图4 不同给矿细度下焙烧产品的XRD 图谱Fig.4 XRD patterns of roasted products under different particle size

由图3 可知:当给矿中－0.074 mm 含量由60%提高至80%时，磁选精矿铁品位和回收率均随给料细度的增加而升高，当给矿细度为－0.074 mm 占80%时，精矿铁品位和回收率均达到最大值，分别为53.14%和42.94%。给矿粒度较粗时，还原反应不够充分，磁选指标不佳;随着给矿粒度变细，物料比表面积增加，与还原气体接触更充分，还原反应更彻底，焙烧产品中磁铁矿含量增加(图4)。当给矿中－0.074 mm含量由80%提高至90%时，精矿铁品位和回收率均小幅降低。给矿粒度过细，会使物料中微细粒颗粒发生过还原，生成弱磁性的浮氏体(图4)，降低分选指标。确定最佳的给矿细度为－0.074 mm占80%。

2.2 还原温度试验

还原温度是悬浮焙烧过程中的重要影响因素。温度过低，还原焙烧时的反应速度较低;温度过高，易产生过还原，生成弱磁性的浮氏体，此外，还原温度过高，还会增加生产成本。因此，在给矿细度为－0.074 mm 占80%，温度分别为550，600，650，700 ℃条件下进行还原温度试验，还原温度对焙烧产品磁选指标的影响如图5 所示，不同还原温度焙烧产品的XRD 图谱如图6 所示。

图5 还原温度对磁选指标的影响Fig.5 Effect of reduction temperature on indexes of magnetic separation

图6 不同还原温度下焙烧产品的XRD 图谱Fig.6 XRD patterns of roasted material under different reduction temperature

由图5 可知:当还原温度由550 ℃增加到650 ℃时，磁选精矿铁品位和回收率随还原温度的升高而升高，在还原温度为650 ℃时，精矿铁品位和回收率达到最大值，分别为57.24%、62.70%;还原温度由650 ℃升高至700 ℃时，精矿铁回收率降至54.10%。由图6 可知，当还原温度由550 ℃升至650 ℃时，赤铁矿的衍射峰逐渐减弱，而磁铁矿的衍射峰则逐渐增强。这是由于赤铁矿的还原反应为吸热反应，提高还原温度可大幅加快还原反应速度，促进物料中的赤铁矿还原为强磁性的磁铁矿，反应更充分。继续提高温度至700 ℃，磁铁矿的衍射峰强度减弱，并有浮氏体特征峰出现，表明新生成的磁铁矿与H2继续反应，生成亚铁相的浮氏体。因此，确定最佳的还原温度为650 ℃。

2.3 还原时间试验

在给矿细度为－0.074 mm 占80%、还原温度为650 ℃时，磁选获得的精矿指标较低，而且焙烧产品中赤铁矿含量较高(图6)，为此，拟采用延长还原时间的方法提高选矿指标。而本研究采用间歇式悬浮焙烧炉，在其他试验条件确定时，无法调整还原时间(本研究物料1 次焙烧的还原时间为2 s)，因此在给矿细度为－0.074 mm 占80%、还原温度为650 ℃的条件下通过增加还原次数来延长还原时间。还原时间对焙烧产品磁选指标的影响如图7 所示，不同还原时间焙烧产品的XRD 图谱如图8 所示。

由图7 可知，随着还原时间的延长，精矿铁品位小幅增加，精矿铁回收率则随着焙烧时间的增加而增大，由62.7%增加至85.76%。由图8 可知:随着还原时间的延长，赤铁矿的衍射峰逐渐消失，磁铁矿的衍射峰逐渐增强。在焙烧时间为8 s 时，赤铁矿的特征峰已经消失，仅有磁铁矿和石英的衍射峰。在还原时间较短时还原反应不充分，延长还原时间有利于赤铁矿转变为磁铁矿，还原物料中强磁性矿物含量逐渐升高，铁回收率也随之增加。在焙烧时间为10 s 时，精矿铁品位和回收率达到最高，分别为58.32%、85.69%。因此，确定本研究适宜的焙烧时间为10 s，工业应用时应根据实际情况调整其他试验参数实现还原时间参数的调控。

图7 还原时间对磁选指标的影响Fig.7 Effect of reduction time on indexes of magnetic separation

图8 不同还原时间下焙烧产品的XRD 图谱Fig.8 XRD patterns of roasted material under different reduction time

根据不同悬浮焙烧条件对焙烧物料磁选的影响，最终确定适宜的试验条件为给矿细度－0.074 mm 占80%、H2浓度40%、气体速度1.4 m/s、还原温度650℃、还原时间10 s。将最佳条件下获得的悬浮焙烧物料细磨至－0.035 mm 占90%，在磁场强度为85 kA/m 条件下磁选得铁精矿，磁选铁精矿化学成分分析结果如表2 所示。由表2 可知，磁选精矿中有害元素磷含量仍较高，需在后续作业中对磷进行脱除。

表2 磁选精矿化学成分分析结果Table 2 The chemical composition analysis of magnetic concentrate %

2.4 悬浮焙烧前后物料的磁性分析

鲕状赤铁矿矿石中的弱磁性铁矿物通过悬浮焙烧转变为强磁性铁矿物，然后通过磁选实现有用矿物与脉石矿物的分离，因此，探明悬浮焙烧前后物料的磁性变化对悬浮焙烧过程研究具有重要意义。采用振动样品磁强计对原矿及在给矿细度为－0.074 mm占80%、H2浓度为40%、气体速度为1.4 m/s、还原温度为650 ℃、焙烧时间为10 s 条件下获得的焙烧产品分别分析其磁化强度和比磁化率随磁化场强的变化规律，结果分别见图9、图10。

图9 悬浮焙烧前后物料磁化强度与磁化场强关系Fig.9 Relationship between magnetization and magnetic field strength to the material both before and after suspension roasting

图10 悬浮焙烧前后物料比磁化率与磁化场强关系Fig.10 Relationship between magnetic susceptibility and magnetic field strength of the material both before and after suspension roasting

由图9 可知:原矿的磁化强度随外加磁场的增强呈线性逐渐增大，表现为顺磁性，未达到磁饱和;悬浮焙烧后物料的磁化强度随外加磁场的增强先迅速升高，随后趋于平稳，达到磁饱和。

由图10 可知:原矿的比磁化率随外加磁场的增强基本不变，表明试验原料呈弱磁性;焙烧产品的比磁化率随外加磁场的增强先迅速增加后缓慢降低，在磁化场强为42.67 kA/m 时达到最大值3.57 ×10－4m3/kg，继续增加磁场强度，比磁化率则逐渐减小。这是由于在外加磁场较低时，随着磁场强度的增大，磁铁矿中的磁畴壁迅速发生位移，磁矩转向磁场方向，直至达到饱和状态，磁饱和后继续增加磁场强度，磁矩不变，磁场强度不断增大，故比磁化率不断降低［10］。磁性分析表明，鲕状赤铁矿中的铁矿物经悬浮焙烧后转变为强磁性铁矿物，矿石的比磁化率显著提高，扩大了铁矿物与脉石矿物的磁性差异，可通过弱磁选进行分离。

3 结 论

(1)湖北某鲕状赤铁矿有用元素主要为铁，TFe含量为46.31%，铁主要以赤铁矿的形式存在，脉石矿物主要为石英、鲕绿泥石、方解石;矿石中磷的含量高达1.25%，属高磷鲕状赤铁矿石。

(2)在给矿细度为－0.074 mm 占80%、气体速度为1.4 m/s、H2与N2的体积比为2∶ 3、还原温度为650 ℃，还原时间为10 s 条件下进行悬浮焙烧后，焙烧产品磨细至－0.035 mm 占90%，在磁场强度为85 kA/m 条件下磁选可获得铁品位为58.32%、回收率为85.69%的铁精矿。

(3)磁性分析表明，鲕状赤铁矿在磁化场强中呈弱磁性，经悬浮焙烧后物料的磁化强度和比磁化率均显著增强，在磁化场强为42.67 kA/m 时焙烧物料的比磁化率为3.57 ×10－4m3/kg，悬浮焙烧扩大了物料中铁矿物与脉石矿物的磁性差异，可通过弱磁选进行分离。

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