新疆某铁矿降锌脱硫工艺研究

卜显忠 陈 彤 薛季玮 宛 鹤 张崇辉

（西安建筑科技大学资源工程学院，陕西 西安 710055）

近年来，钢铁行业作为国民经济的基础产业取得了巨大的成就，促成了我国世界第一大钢铁生产国的地位［1-2］。面对日趋激烈的钢铁行业现状，提高钢铁产品的竞争力迫在眉睫。铁精矿是钢铁冶炼中重要的原料，故其质量的高低也将直接影响到钢铁产品的品质［3-4］。对铁精矿而言，钢铁冶炼要求其锌、硫含量分别低于0.10%和0.30%。现有研究表明，铁精矿中的锌、硫含量超标，会在后续冶炼过程产生诸多危害。在冶炼过程中，部分硫以有害气态硫化物的形式随煤气排出炉外，对周边环境和人体健康造成危害［5-6］；锌在入炉后会很快分解，并在炉衬中冷凝下来，形成ZnO体积膨胀，破坏炉墙，提高冶炼成本，生成的铁酸锌降低钢铁产品硬度［7］。因而，针对铁矿进行降锌脱硫的工艺研究具有重要意义。

新疆某铁矿以磁铁矿为主，锌、硫主要以闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿形式存在，矿物间连生关系紧密、嵌布粒度较细。原矿中锌、硫含量较高，导致铁精矿产品锌、硫超标，危害后续冶炼过程。因此，本研究针对铁精矿中锌硫含量超标的问题，结合该矿矿石性质特点，开展了降锌脱硫工艺研究，以期生产的铁精矿达到冶炼标准。

1 试样、试验设备及药剂

1.1 试样性质

1.1.1 试样主要化学成分分析

试验所用矿样取自新疆某铁矿矿区，采用破碎和筛分的方法将矿样全部破碎至2 mm以下，作为试验样品。其主要化学成分分析结果见表1。

由表1可知，试样中全铁品位为35.65%，锌、硫含量分别为1.12%、1.56%，杂质成分CaO、SiO2、TiO2的含量分别为15.18%、12.94%、0.42%。

1.1.2 试样矿物组成及其含量

试样XRD分析结果见图1，试样中主要矿物及其含量分析结果见表2。

由图1和表2可知，试样中的铁矿物以磁铁矿为主，含量为48.03%，其次为少量黄铁矿和磁黄铁矿等硫化铁矿物，含量分别为0.32%、1.88%。黄铁矿属弱磁性、易浮矿物，而磁黄铁矿比磁化率与磁铁矿接近，属强磁性矿物。含锌矿物主要为闪锌矿，含量为2.02%，属易浮矿物。脉石矿物包括方解石、辉石、绿泥石、角闪石，含量分别为9.69%、24.73%、3.26%、2.17%。

1.1.3 试样中主要矿物的嵌布关系

试样中主要矿物的嵌布关系见图2。

由图2可知，磁铁矿呈碎裂状分布，经磨矿处理后易实现矿物单体解离，提高其选别回收率；闪锌矿被磁铁矿所包裹，且与磁黄铁矿、黄铁矿共生，磁黄铁矿和黄铁矿呈不规则状均匀分布，且矿物嵌布粒度较细、连生关系紧密，采用常规浮选方法，易导致铁精矿锌硫含量超标。

1.1.4 试样中铁、锌、硫物相分析

试样中铁、锌、硫物相分析结果分别见表3、表4、表5。

由表3可知，矿石中磁性铁含量为31.79%，分布率为89.17%；赤褐铁矿、硅酸盐和碳酸盐中铁总含量为3.56%，分布率为9.98%；其余铁赋存于硫化铁中，含量和分布率分别为0.30%、0.85%。以上结果表明：矿石中铁的赋存状态较为复杂，主要赋存于磁性铁中，少量铁赋存在硫化铁中，脱硫不会明显降低铁的回收率。

由表4可知，硫化相中锌的含量和分布率分别为1.04%、92.86%；其余锌赋存于氧化相和结合相中，含量分别为0.02%和0.06%。锌的赋存状态较为简单，主要赋存于硫化相中，因此，试样降锌的对象主要为闪锌矿。

由表5可知，闪锌矿中硫的含量为64.10%，磁黄铁矿中硫的含量为14.10%，硫酸盐和黄铁矿中硫的含量均为10.90%。试样中硫主要赋存于闪锌矿中，其次为磁黄铁矿、硫酸盐和黄铁矿。因此，试样脱硫的主要对象是闪锌矿、磁黄铁矿和黄铁矿。

1.2 试验设备及药剂

试验设备：a1b-224型电子分析天平（赛多利斯科学仪器（北京）有限公司），RK/FD-3型单槽浮选机（武汉洛克粉磨设备制造有限公司），RK/FD-0.5型单槽浮选机（武汉洛克粉磨设备制造有限公司），RK/ZQM（BM）-240·90型球磨机（武汉洛克粉磨设备制造有限公司），RK/ZQM（BM）-150·50型球磨机（武汉洛克粉磨设备制造有限公司），101-3型电热鼓风干燥箱（北京科委永兴仪器有限公司），RK/ZL-φ260/φ 200型多功能真空过滤机（武汉洛克粉磨设备制造有限公司），XCGS-73型磁选管（天津市矿山仪器厂），DCXJ-400×240型电磁湿法多用鼓形磁选机（山东华特磁电科技股份有限公司）。

试验药剂：石灰（CaO，天津市河东区红岩试剂厂），硫酸铜（CuSO4，天津市河东区红岩试剂厂），丁基黄药（C4H6OCSSNa，天津市河东区红岩试剂厂），亚硫酸钠（Na2SO3，天津市河东区红岩试剂厂），碳酸钠（Na2CO3，天津市河东区红岩试剂厂），次氯酸钠（Na-ClO，天津市福晨化学试剂厂），松醇油（工业纯，洛阳某钼矿选矿厂）。

2 试验方案

由矿样性质分析结果可知，试样中主要回收的铁矿物为磁铁矿，锌硫主要赋存于连生关系紧密且嵌布粒度较细的闪锌矿和磁黄铁矿、黄铁矿等金属硫化矿中。在保证磁铁矿质量的前提下，实现铁精矿的降锌脱硫，关键在于将磁铁矿与闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿等硫化矿物进行有效分离。现有研究表明，浮选—磁选联合工艺是实现铁精矿降锌脱硫的有效方法［8］。由于原矿中磁黄铁矿含量较高，且磁黄铁矿具有易碎的性质，若采用先磁选后浮选的工艺流程，易造成泥化和磁团聚现象，影响后续浮选效果［9-12］。因此，试验拟采用浮选—磁选联合工艺的技术思路，浮选阶段基于减少入磁选杂质的目的，侧重于去除尾矿中的硫化矿物，同时尽可能回收锌矿物；磁选阶段基于减少铁精矿杂质的目的，侧重于磁精矿除杂，并进一步强化铁精矿的降锌脱硫。

3 试验结果与讨论

3.1 浮选试验

在固定磨矿细度为-0.074 mm占70%的条件下，采用CaO为抑制剂，CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂，研究粗选药剂用量对浮选尾矿中锌、硫含量的影响，粗选条件试验流程见图3。

3.1.1 CaO用量试验

试样中闪锌矿与黄铁矿可浮性接近，且闪锌矿含量较高，采用CaO作为抑制剂，能够有效降低黄铁矿的可浮性，优先进行闪锌矿的浮选，进而快速降低试样中锌、硫的含量［13］。在 CuSO4用量为 500 g/t，丁基黄药用量为80 g/t的条件下，进行了CaO用量试验，试验结果如图4所示。

由图4可知，随着CaO用量的增加，粗选尾矿中锌、硫品位先下降后上升。在CaO用量为1 000 g/t时，尾矿中锌、硫品位均最低，即在CaO用量为1 000 g/t的条件下降锌脱硫效果最佳，此时锌、硫品位分别为0.17%、0.55%。因此，后续粗选试验CaO用量选择1 000 g/t为宜。

3.1.2 CuSO4用量试验

试样中锌、硫矿物主要为闪锌矿，可浮性好，采用CuSO4作为活化剂可提高闪锌矿的可浮性，降低浮选尾矿中锌、硫含量［14］。因此，在CaO用量为1 000 g/t、丁基黄药用量为80 g/t的条件下，进行了CuSO4用量试验，试验结果如图5所示。

由图5可知，随着CuSO4用量的增加，粗选尾矿中锌的品位先下降后保持稳定，硫品位先下降后上升。在300 g/t时，锌、硫品位均最低，即在CuSO4用量为300 g/t条件下降锌脱硫效果最好，此时锌、硫品位分别为0.16%、0.50%。因此，后续粗选试验CuSO4用量选择300 g/t为宜。

3.1.3 丁基黄药用量试验

丁基黄药是针对闪锌矿、磁黄铁矿浮选的良好捕收剂，与松醇油联用可起到良好的捕收效果［1-4］。在CaO用量1 000 g/t、活化剂CuSO4用量300 g/t条件下，进行了丁基黄药用量试验，试验结果如图6所示。

由图6可知，随着丁基黄药用量的增加，尾矿中锌品位先下降后保持稳定，硫品位先下降后上升。在丁基黄药用量为60 g/t时，锌、硫品位最低分别为0.15%、0.48%；当丁基黄药用量大于60 g/t时，尾矿中锌品位基本保持不变，硫品位逐渐上升；因此，后续粗选试验丁基黄药用量选择60 g/t。

3.1.4 扫选试验

为进一步回收尾矿中的锌、硫，减少入磁选杂质含量，进行了扫选试验，具体试验流程如图7所示，试验结果见表6。

由图7和表6可知，试样在磨矿细度为-0.074 mm占70%的条件下，最终可获得锌品位16.45%、锌回收率达85.26%的锌粗精矿，浮选尾矿产品中锌、硫含量分别降至0.14%、0.35%，减少了入磁选产品中的杂质含量，同时锌也得到了有效富集。

3.2 磁选试验

通过前期磁选探索试验发现，以浮选尾矿为试验样品，采用一级和二级磁场强度试验流程处理，磁场强度过低，铁精矿回收率较低，磁场强度过高易造成磁团聚，导致铁精矿锌硫含量超标；采用磨矿—磁选试验流程处理，磨矿细度过细易造成矿物泥化，恶化磁选效果。因此，考虑采用高梯度磁选流程，保证铁精矿中铁的回收率；采用多级低场强磁选预选的方法，优先选别出易选合格的铁精矿，降低磨机处理量；为提高矿物单体解离度，减少磁团聚，进行磁粗选精矿再磨细度试验，从而进一步提高铁精矿品位。基于以上分析，为考察多级磁场强度和磨矿细度对磁选指标的影响，对浮选尾矿进行了高梯度磁选试验、多级低场强预磁选试验和磁粗选精矿再磨细度试验。

3.2.1 高梯度磁选试验

高梯度磁选磁场强度试验流程如图8所示，试验结果见表7。

由表7可知，随着磁场强度的降低，铁精矿中铁品位逐渐升高，锌、硫含量先下降后基本稳定，铁、锌、硫回收率均呈逐渐下降的趋势。当磁粗选磁场强度为95.49 kA/m时，可获得铁回收率为87.21%，锌、硫品位分别为0.09%、0.28%的铁精矿，锌、硫含量达到最低点；当磁粗选磁场强度为87.54 kA/m时，可获得铁回收率为86.97%，锌、硫品位分别为0.09%、0.28%的铁精矿，铁回收率达到最低点。试验结果表明，采用适当降低磁场强度的方法，能够促使部分贫连生体为代表的闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿等硫化矿物与磁铁矿分离，降低入磁选硫化矿物的含量。但磁场强度过低，不仅无益于降低铁精矿锌、硫含量，还会使铁回收率明显下降。因此，后续试验选用的磁场强度依次为95.49 kA/m、71.62 kA/m、47.75 kA/m。

3.2.2 多级低场强预磁选试验

多级低场强预磁选试验流程如图9所示，试验结果见表8。

由图9和表8可知，浮选尾矿在31.84 kA/m、31.84 kA/m、23.87 kA/m多级低场强预磁选条件下，进行磁精选试验，可获得铁品位和回收率分别为65.08%、57.49%的铁精矿1，其锌、硫含量分别为0.08%、0.29%。然后将低场强磁选尾矿产品混合，并置于95.49 kA/m、71.62 kA/m、47.75 kA/m场强条件下，可获得铁品位和回收率分别为67.50%、30.43%的铁精矿2，其锌、硫分别为0.10%、0.26%。相较于单一降场强试验结果，磨机作业量降低了60.46%；铁精矿1和2中铁的综合回收率，提高了0.71%；锌综合含量降低了0.01%。这表明采用多级低场强预磁选的方法，能够有效降低磨机作业负荷，减少部分弱磁性硫化矿和贫连生体进入铁精矿，改善铁精矿指标。

3.2.3 磁粗选精矿再磨细度试验

磁粗选精矿再磨细度试验流程如图10所示，试验结果见表9。

由表9可知，当再磨细度-0.037 mm占46.15%时，铁精矿2中铁、锌、硫品位分别为67.50%、0.10%、0.26%；当再磨细度-0.037 mm含量大于46.15%时，铁精矿2中铁、锌、硫品位保持稳定。试验结果表明，随着再磨细度的增加，铁精矿2中铁品位先升高后保持稳定，锌、硫品位先降低后保持稳定，适当提高磁粗选精矿再磨细度，有利于提高磁铁矿与硫化矿物的解离。因此，确定磁粗选精矿最佳再磨细度为-0.037 mm占46.15%。

3.3 全流程闭路试验

全流程闭路试验流程如图11所示，试验结果见表10。

由图11及表10可知，试样采用“1粗3精3扫”的浮选工艺，浮选尾矿采用多级低场强预磁选、高梯度磁选和磁粗选精矿强化再磨选铁的联合工艺，可获得铁、锌、硫品位分别为65.15%、0.08%、0.29%和67.40%、0.10%、0.30%的合格铁精矿1、铁精矿2，2种铁精矿产品铁、锌、硫含量均满足后续冶炼指标要求，实现了铁精矿的降锌脱硫目标，综合铁品位和铁回收率分别为65.93%、86.78%，铁精矿终产品中锌、硫含量分别为0.09%、0.29%。

4 结论

（1）新疆某铁矿铁品位为35.65%，磁铁矿中的铁占总铁的89.17%；锌品位为1.12%，硫化相中锌占总锌的92.86%；硫品位为1.56%，闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿中硫合计占总硫的89.10%。因此，试样主要回收磁铁矿，其降锌脱硫的对象为闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿。

（2）试样嵌布关系分析结果表明，磁铁矿呈碎裂状分布，易于选别；闪锌矿、磁黄铁矿及黄铁矿3种矿物嵌布粒度较细且连生关系紧密，采用常规浮选方法，易进入铁精矿导致其锌、硫含量超标。

（3）试样采用“1粗3精3扫”的浮选工艺，浮选尾矿采用多级低场强预磁选、高梯度磁选和磁粗选精矿强化再磨选铁的联合工艺，可获得铁、锌、硫品位分别为 65.15%、0.08%、0.29% 和 67.40%、0.10%、0.30%的合格铁精矿1、铁精矿2。铁精矿终产品中铁品位和铁回收率分别为65.93%、86.78%，锌、硫含量分别为0.09%、0.29%。2种铁精矿产品指标均满足后续冶炼要求，实现了铁精矿的降锌脱硫目标。