澳大利亞某赤鐵礦石深度還原試驗

李艷軍 袁 帥 陳 波 周 政 王紹興 李運(yùn)恒

(東北大學(xué)資源與土木工程學(xué)院，遼寧 沈陽 110819)

澳大利亞某赤鐵礦石深度還原試驗

李艷軍 袁 帥 陳 波 周 政 王紹興 李運(yùn)恒

(東北大學(xué)資源與土木工程學(xué)院，遼寧 沈陽 110819)

澳大利亞某鐵礦石屬高鐵、易泥化、極細(xì)粒嵌布的赤鐵礦石，傳統(tǒng)選礦工藝難以獲得理想的分選指標(biāo)。為給該礦石的開發(fā)利用提供技術(shù)方案，以某洗精煤為還原劑，采用深度還原—弱磁選工藝對該礦石合理的深度還原工藝參數(shù)進(jìn)行了研究。結(jié)果表明：還原溫度和還原時間是影響該礦石深度還原效果的主要因素；在配煤過剩倍數(shù)為2.0、還原溫度為1 250 ℃、還原時間為50 min、料層厚度為30 mm情況下的深度還原熟料，經(jīng)磨礦(-200目含量約為80%)、1次弱磁選(磁場強(qiáng)度為107 kA/m)，可獲得全鐵品位為78.13%、鐵回收率為98.19%的金屬鐵粉。因此，深度還原—弱磁選工藝是該礦石開發(fā)利用的有效工藝。

極細(xì)粒赤鐵礦 深度還原 金屬化率 金屬鐵粉

澳大利亞某極細(xì)粒嵌布的赤鐵礦石鐵品位較高(TFe≥50%)，但脈石礦物極易泥化，且與鐵礦物可浮性接近，強(qiáng)磁選、浮選、磁化焙燒—弱磁選等工藝均難以獲得合格的鐵精礦[1-4]。東北大學(xué)此前就多種難選鐵礦石開展過深度還原—弱磁選工藝研究，且均取得了理想效果[5-6]。課題組基于以往的研究經(jīng)驗，對澳大利亞某極細(xì)粒嵌布的赤鐵礦石開展了深度還原—弱磁分選工藝研究。由于還原條件是決定還原鐵形態(tài)和粒度的關(guān)鍵因素[7-8]，因此，本研究著重對高溫箱式電阻爐中試樣的深度還原條件進(jìn)行了單因素試驗。

1 試驗原料及方法

1.1 試驗原料

1.1.1 礦 石

礦石取自澳大利亞某大型赤鐵礦山，主要化學(xué)成分分析結(jié)果見表1，XRD分析結(jié)果見圖1。

表1 礦石主要化學(xué)成分分析結(jié)果

Table 1 Main chemical components of the ore %

圖1 礦石XRD圖譜Fig.1 XRD pattern of the ore■—赤鐵礦；□—針鐵礦；▲—石英

從表1可見，礦石TFe含量為52.03%，F(xiàn)eO含量僅為0.20%，除SiO2、Al2O3含量較高外，其他成分含量均較低。

從圖1可見，礦石中的主要含鐵礦物為赤鐵礦和針鐵礦，脈石礦物主要為石英。

1.1.2 還原煤

還原煤為遼寧松樹溝洗精煤，工業(yè)分析結(jié)果見表2。

表2 還原煤工業(yè)分析結(jié)果

Table 2 Industrial analysis of reduction coal %

從表2可見，該洗精煤固定碳含量較高，揮發(fā)分和灰分含量比較低，有害雜質(zhì)S含量極低，屬于品質(zhì)比較好的還原煤。根據(jù)理論計算，深度還原100 g礦石需要煤量為24.63 g。

1.2 試驗方法

將礦石與還原煤均破碎至-2 mm，并按比例混勻，在高溫箱式電阻爐中深度還原一定時間后水淬冷卻，取20 g烘干的熟料在RK/ZM型振動磨樣機(jī)上磨30 s至-200目含量約為80%，然后采用XCSG-型磁選管進(jìn)行弱磁選，磁場強(qiáng)度為107 kA/m。參照文獻(xiàn)[9-10]分析、測定還原熟料和弱磁選產(chǎn)品各項指標(biāo)。

2 試驗結(jié)果與討論

2.1 還原溫度對各試驗指標(biāo)的影響

在配煤過剩倍數(shù)為2.0、還原時間為50 min、料層厚度為30 mm條件下進(jìn)行還原溫度試驗，結(jié)果見圖2、圖3。

從圖2可見，還原熟料的金屬化率隨還原溫度的升高先上升后略有下降，高點在1 250 ℃；還原熟料的全鐵品位、金屬鐵含量隨還原溫度的升高先升后降，高點也在1 250 ℃。

圖2 還原溫度對深度還原效果的影響Fig.2 Effect of the reduction temperature on deep reduction efficiency□—品位；■—金屬鐵含量；●—金屬化率

圖3 還原溫度對金屬鐵粉指標(biāo)的影響Fig.3 Effect of the reduction temperature on iron powder index□—品位；▼—回收率

從圖3可見，隨著還原溫度的升高，金屬鐵粉的全鐵品位和鐵回收率呈程度不同的先升后降趨勢，拐點在1 250 ℃。因此，確定還原溫度為1 250 ℃。

2.2 配煤量對各試驗指標(biāo)的影響

在還原溫度為1 250 ℃、還原時間為50 min、料層厚度為30 mm條件下進(jìn)行配煤量試驗，結(jié)果見圖4、圖5。

圖4 配煤過剩倍數(shù)對深度還原效果的影響Fig.4 Effect of excess multiple in coal blending on deep reduction efficiency□—品位；■—金屬鐵含量；●—金屬化率

從圖4可見，隨著配煤過剩倍數(shù)的增加，還原熟料的全鐵品位先小幅上升后下降，金屬化率上升，金屬鐵含量先升后降。當(dāng)配煤過剩倍數(shù)為2.0時，各指標(biāo)均處高位。

圖5 配煤過剩倍數(shù)對金屬鐵粉指標(biāo)的影響Fig.5 Effect of excess multiple in coal blending on iron powder index□—品位；▼—回收率

從圖5可見，隨著配煤過剩倍數(shù)的提高，金屬鐵粉的鐵品位先升后降，鐵回收率先上升后維持在高位。當(dāng)配煤過剩倍數(shù)為2.0時，金屬鐵粉的鐵品位和鐵回收率均較高。因此，確定配煤過剩倍數(shù)為2.0。

2.3 還原時間對各試驗指標(biāo)的影響

在配煤過剩倍數(shù)為2.0、還原溫度為1 250 ℃、料層厚度為30 mm條件下進(jìn)行還原時間試驗，結(jié)果見圖6、圖7。

圖6 還原時間對深度還原效果的影響Fig.6 Effect of length of reduction time on deep reduction efficiency□—品位；■—金屬鐵含量；●—金屬化率

圖7 還原時間對金屬鐵粉指標(biāo)的影響Fig.7 Effect of length of reduction time on iron powder index□—品位；▼—回收率

從圖6可見，隨著還原時間的延長，還原熟料全鐵品位平穩(wěn)上升，金屬鐵含量和金屬化率先顯著上升后升幅趨緩。

從圖7可見，隨著還原時間的延長，金屬鐵粉的鐵品位和鐵回收率先顯著上升后維持在高位。綜合考慮，確定還原時間為50 min。

2.4 料層厚度對各試驗指標(biāo)的影響

在配煤過剩倍數(shù)為2.0、還原溫度為1 250 ℃、還原時間為50 min條件下進(jìn)行料層厚度試驗，結(jié)果見圖8、圖9。

圖8 料層厚度對深度還原效果的影響Fig.8 Effect of bed thickness on deep reduction efficiency□—品位；■—金屬鐵含量；●—金屬化率

圖9 料層厚度對金屬鐵粉指標(biāo)的影響Fig.9 Effect of bed thickness on iron powder index□—品位；▼—回收率

從圖8可見，隨著料層厚度的增加，還原熟料全鐵品位、金屬鐵含量和金屬化率先維持在高位后不同程度下降。

從圖9可見，隨著料層厚度的增加，金屬鐵粉鐵品位和鐵回收率先維持在高位后顯著下降。

綜合考慮，確定料層厚度為30 mm，對應(yīng)的還原熟料全鐵品位、金屬鐵含量以及金屬化率分別為57.71%、53.13%和93.64%，金屬鐵粉全鐵品位和鐵回收率分別為78.13%、98.19%。

3 結(jié) 論

(1)澳大利亞某極細(xì)粒嵌布的赤鐵礦石TFe品位為52.03%，F(xiàn)eO含量僅為0.20%，主要含鐵礦物為赤鐵礦和針鐵礦，主要脈石礦物為石英。

(2)對該礦石深度還原效果影響顯著的因素是還原時間和還原溫度。

(3)采用深度還原—弱磁選工藝處理該礦石，在配煤過剩倍數(shù)為2.0、還原溫度為1 250 ℃、還原時間為50 min、料層厚度為30 mm情況下的深度還原熟料，經(jīng)磨礦(-200目含量約為80%)、1次弱磁選(磁場強(qiáng)度為107 kA/m)，可獲得全鐵品位為78.13%、鐵回收率為98.19%的金屬鐵粉。

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(責(zé)任編輯 羅主平)

Deep Reduction on a Hematite Ore from Australia

Li Yanjun Yuan Shuai Chen Bo Zhou Zheng Wang Shaoxing Li Yunheng

(CollegeofResourcesandCivilEngineering，NortheasternUniversity，Shenyang110819，China)

A hematite ore from Australia are characterized by high iron，sliming easily and fine disseminated，hitherto regarded as being difficult to obtain qualified iron concentrate with conventional mineral processing process.Deep reduction-magnetic separation technology on the ore was carried out using coal as reductant in order to provide technical mechanisms for exploitation and utilization of the ore.The results showed that reduction temperature and time were the main factors that influence the deep reduction efficiency; iron powder with Fe content of 78.13% and recovery of 98.19% were obtained via dealing clinker，which are from deep reduction with excess multiple in coal blending of 2.0，at reduction temperature of 1 250 ℃ for 50 min，bed thickness of 30 mm，with grinding(about 80% passing 200 mesh) and one low intensity magnetic separation(107 kA/m) process.The process of deep reduction-low intensity magnetic separation technology is an effective way in exploitation of the ore.

Ultra-fine hematite，Deep reduction，Metallization rate，Iron powder

2014-03-01

“十二五”國家科技支撐計劃項目(編號：2012BAB14B02)。

李艷軍(1972—)，男，副教授，碩士研究生導(dǎo)師。

TD925.7

A

1001-1250(2014)-05-070-04