2024年4月17日发(作者：召翠芙)
Series
No.
536
金
属
矿
山
METAL
MINE
February
2021
总
第
536
期
2021
年第
2
期
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
)
摘要新疆某铁矿铁品位为
35.65%,
其中铁主要以磁铁矿形式存在
。
矿石中锌
、
硫含量分别为
1.12%
、
1.56%,
主要以嵌布粒度较细的闪锌矿
、
黄铁矿
、磁黄铁矿等形式存在。
原矿中的锌
、
硫含量较高
，
易造成铁精矿产
品锌硫含量超标
，
影响后续冶炼过程
，
故对该铁矿进行降锌脱硫工艺研究
。
原矿采用“
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的方法
，
可获得铁品位和铁回收率分别为65.15%,56.81%,
锌
、
硫含量分别为
0.08%,0.29%
的铁精矿
1
产品；
低场强预磁选尾矿采用高梯度磁选和磁粗选精矿再磨的方法
，
可获得铁品位和铁回
收率分别为
67.40%、
29.97%,
锌
、
硫含量分别为
0.
10%、
0.30%
的铁精矿
2
产品
。
综合铁精矿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%,
产品指标满足后续冶炼要求，
实现了铁精矿降锌脱硫的目标
。
关键词
磁铁矿降锌脱硫低场强磁选预选中矿再磨
中图分类号
TD923,TD924
文献标志码
A
文章编号
1001
-
1250(2021)
-
02
-
077
-
08
DOI
10.19614/.202102012
Study
on
Dezincification
and
Desulphurization
Process
of
an
Iron
Ore
in
Xinjiang
BU
Xianzhong
CHEN
Tong
XUE
Jiwei
WAN
He
ZHANG
Chonghui
(
School
of
Resources
Engineering
,
Xi'an
University
of
Architecture
and
Technology
,
Xi'an
710055
,
China
)
Abstract
An
iron
ores
in
Xinjiang
is
of
the
iron
grade
with
35.65%
,
and
the
iron
in
the
ore
is
mainly
in
the
form
of
magnetite.
The
grades
of
zinc
and
sulfur
are
1.12%
and
1.56%
,
respectively
,
mainly
in
the
form
of
sphalerite
,
pyrite
and
pyrrhotite
of
which
the
disseminated
granularity
size
are
fine.
The
contents
of
zinc
and
sulfur
are
high
in
the
raw
ores
which
would
easily
cause
the
excessive
of
zinc
and
sulfur
in
the
iron
concentrate
and
influence
the
subsequent
smelting
pro
cess.
Thus
,
the
study
on
dezincification
and
desulphurization
process
was
carried
out.
The
raw
ores
was
selected
with
"one
roughing
,
three
cleaning
and
three
scavenging"
flotation
process.
The
flotation
tailing
were
dealed
with
multistage
low-inten
sity
magnetic
separation
preselection
which
obtained
the
iron
concentrate
1
products
with
iron
grade
and
recovery
rate
of
65.15%
and
56.81%
zinc
and
sulfur
contents
of
0.08%
and
0.29%
respectively.
Low-intensity
magnetic
separation
prese
lection
tailings
were
processed
by
high-gradient
magnetic
separation
and
magnetic
roughing
concentrate
regrinding
which
ac
quired
iron
concentrate
2
products
with
iron
grade
and
iron
recovery
rates
of
67.40%
and
29.97%
zinc
and
sulfur
contents
of
0.10%
and
0.30%
respectively.
The
comprehensive
iron
concentrate
is
with
iron
grade
and
iron
recovery
rates
of
65.93%
and
86.78%
and
zinc
and
sulfur
contents
of
0.09%
and
0.29%
respectively.
The
indexes
of
the
production
meet
with
the
re-
quirment
of
the
subsequent
smelting
and
reached
the
target
of
dezincification
and
desulphurization.
Keywords
magnetite
,
dezincification
,
desulphurization
,
preselection
in
low
magnetic
intensity
,
regringding
of
the
mid
dlings
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
产品的品质
［
3
-
4
］
o
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
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
的形式随煤气排出炉外
，
对周边环境和人体健康造
收稿日期
2020-12-10
基金项目
陕西省自然科学基础研究计划企业联合基金项目(编号:
2019JLZ-05
)
；
西安建筑科技大学人才科技基金(编号:
ZR19062)
作者简介
卜显忠
(1977
—
),
男
，
教授
，
博士
，
硕士研究生导师
。
通信作者
张崇辉
(1984
—
),
男
，
高级实验师
，
博士研究生
。
-
77
-
总第
536
期
金
属
矿
山
2021
年第
2
期
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]
o
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
。
表
1
试样中主要化学成分分析结果
Table
1
Analysis
results
of
the
main
chemical
composition
in
the
sample
%
成分
TFe
ZnCu
TiO
2
MgO
CaO
SiO
2
S
含量
35.65
1.12
0.021
0.42
3.63
15.18
12.94
1.56
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
2.
TiO
2
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
。
图
1
试样的
XRD
图谱
Fig.
1
XRD
pattern
of
the
sample
M
—
磁铁矿
；
S—
闪锌矿
；
P
—
黄铁矿
；
C
—
方解石
表
2
试样中主要矿物及其含量
Table
2
Main
minerals
and
its
contents
in
the
samples
%
矿物
磁铁矿闪锌矿
黄铁矿
磁黄铁矿
辉石
含量
48.03
2.02
0.32
1.88
24.73
矿物
轻硅铝钙石
方解石
绿泥石
角闪石
其它
含量
3.88
9.69
3.262.17
4.02
由图
1
和表
2
可知,试样中的铁矿物以磁铁矿为
-
78
-
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
。
图
2
试样主要矿物嵌布关系
Fig.
2
The
embedded
relationship
of
the
main
minerals
1
—
磁黄铁矿
；
2
—
闪锌矿
；
3
—
磁铁矿；
4
—
黄铁矿
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
。
表
3
铁物相分析结果
Table
3
Analysis
results
of
the
iron
phase
%
相别
含量
分布率
磁性铁
31.79
89.17
赤褐铁矿中铁
0.85
2.38
硅酸盐中铁
1.935.41
碳酸盐中铁
0.78
2.19
硫化铁
0.30
0.85
合计
35.65
100.00
表
4
锌物相分析结果
Table
4
Analysis
results
of
the
zinc
phase
%
相别
含量
分布率
氧化相
0.02
1.79
硫化相
1.04
92.86
结合相
0.06
5.35
合计
1.12
100.00
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
,
卜显忠等
：
新疆某铁矿降锌脱硫工艺研究
表
5
硫物相分析结果
Table
5
Analysis
results
of
the
sulfur
phase
%
相别
含量
分布率
硫酸盐中硫
0.17
10.90
闪锌矿中硫
1.00
64.10
磁黄铁矿中硫
0.22
14.10
黄铁矿中硫
0.17
10.90
1.56
100.00
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%o
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-22
4
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
）
-240-9
0
型球磨机
（
武汉洛克粉磨设备制
造有限公司
）
,RK/ZQM
（
BM
）
-150-5
0
型球磨机
（
武汉
洛克粉磨设备制造有限公司
）
,01-3
型电热鼓风干
燥箱
（
北京科委永兴仪器有限公司
）
,
RK/ZL-v260/v
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
x
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
（
CuSO
4
,
天津市河东区红岩试剂厂
）
，
丁
基黄药
（
C
q
H
s
OCSSNa
,
天津市河东区红岩试剂厂
）
，
亚
硫酸钠
（
Na
2
SO
3
,
天津市河东区红岩试剂厂
）
，
碳酸钠
（
Na
2
CO
3
,
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
2021
年第
2
期
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
，
浮选一磁选联合工艺是实现铁精矿降锌脱硫的
有效方法
［
8
］
o
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
，
试验拟采用浮选一磁选联合工艺的技
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
,
CuSO
4
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
O
药剂用量单位:
g/t
wr
6
-c.o7
-0.074
mm
占
70%
2
min
〉
〈
CaO
2
min
〉
〈
CuSO
4
2
min
>(
丁基黄药
2
min
X
松醇油
40
粗选
4
min
锌粗精矿
尾矿
图
3
粗选条件试验流程
Fig.
3
Flowsheet
of
the
condition
tests
in
roughing
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
］
o
在
CuSO
4
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
CuSO
4
用量试验
试样中锌
、
硫矿物主要为闪锌矿
，
可浮性好
，
采
用
CuSO
4
作为活化剂可提高闪锌矿的可浮性
,
降低浮
・
79
・
总第
536
期
金属矿山
2021
年第
2
期
0.7
06
..
一
一
•
—
1
0.5
0.4
-
0.3
-
0.2
-
・
・
—
—
・
0.1
500
------------
■
1
000
-
-----------
1
500
------------
2
000
------------
2
500
CaO
用量
/
(g/t)
图4
C#O
用量试验结果
Fig.
4
Test
results
of
CaO
dosage
■
—
品位
；
•
一硫品位
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
CuSO
4
用
量试验
,
试验结果如图
5
所示
。
图
5
CuSO
4
用量试验结果
Fig.
5
Test
results
of
CuSO
4
dosage
■F
品位
；
•一硫品位
由图
5
可知
，
随着
CuSO
4
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
CuSO
4
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
CuSO
4
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
CuSO
4
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
。
丁基黄药用量
/(g/t)
图
6
丁基黄药用量试验结果
Fig.
6
Test
results
of
butyl
xanthate
dosage
■
—
品位
；•
一硫品位
-
80
-
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/to
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
。
原矿
药剂用量单位:前
磨环
-0.074
mm
占
70%
2
min>
(
CaO
1
000
2
min)(
CuSO
4
300
2
min)(
丁基黄药
60
1
minX
松醇油
40
粗选
4
min
2min)C
CuSO
4
150
2
min>(
丁基黄药
30
1
minX
松醇油
20
锌粗精矿
扫选
1
3
min
2
2min
min>(
〉
(
CuSO
丁基竇药
4
80
15
1
min)
(
松醇油
10
中矿
1
扫选
2
3
min
2
2minX
min)
(
CuS04
80
丁基竇药
15
1
min
*
松醇油
10
中矿
2
扫选
3
3
min
中矿
3
浮选尾矿
图
7
扫选试验流程
Fig.
7
Flowsheet
of
the
scavenging
tests
表
6
扫选试验结果
Table
6
Results
of
the
scavenging
tests
%
品位
回收率
产晶
产率
Zn
S
Zn
S
锌粗精矿
5.89
16.45
18.83
85.26
71.13
浮选尾矿
90.91
0.14
0.35
12.0020.41
中矿
1
1.33
1.05
7.30
1.23
6.23
中矿
2
1.201.03
233
1.09
1.79
中矿
3
0.67
0.72
1.03
0.42
0.44
原矿
100.00
1.12
1.56
100.00100.00
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
;
采用磨矿一磁
选试验流程处理
,
磨矿细度过细易造成矿物泥化
,
恶
卜显忠等
：
新疆某铁矿降锌脱硫工艺研究
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
。
浮选尾矿
丁
磁粗选
［
磁场强度:变量
Q
-0.037
mm
占
46.15%
I
精选
1
尾
V*
I
磁场强度:变量
］
精选
2
W1
磁场强度:变量
铁精矿
中矿
2
图
8
高梯度磁选磁场强度试验流程
Fig.
8
Flowsheet
of
magnetic
field
intensity
in
high-gradient
magnetic
separation
tests
表
7
高梯度磁选磁场强度试验结果
Table
7
Results
of
magnetic
field
intensity
in
high-gradient
magnetic
separation
tests
磁场强度
亠
H
/(kA/m)
产品产率
亠亠
------------------------------
品位
/%
回收率
/%
Fe
Zn
S
Fe
Zn
S
11937
、
95.49
、
71.62
铁精矿
46.91
66.35
0.11
0.35
87.31
4.61
10.52
111.41
、
87.54
、
63.66
铁精矿
46.83
66.44
0.11
0.33
87.28
4.60
9.91
103.45
、
79.58
、
55.70
铁精矿
46.75
66.52
0.10
032
87.23
4.17
9.59
95.49
、
71.62
、
47.75
铁精矿
46.66
66.63
0.09
0.28
87.21
3.75
&37
87.54
、
63.66
、
39.79
铁精矿
46.49
66.69
0.09
0.28
86.97
3.74
8.34
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
。
2021
年第
2
期
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
。
浮选尾矿
图
9
多级低场强预磁选试验流程
Fig.
9
Flowsheet
of
multistage
low
field
intensity
in
pre-magnetic
separation
tests
表
8
多级低场强预磁选试验结果
Table
8
Results
of
multistage
low
field
intensity
in
pre-magnetic
separation
tests
%
品位
回收率
产品
产率
Fe
Zn
S
Fe
Zn
S
铁精矿
］
31.49
65.08
0.08
0.29
57.49
2.25
5.85
铁精矿
2
16.07
67.50
0.10
0.2630.43
1.29
2.68
中矿
2
3.96
16.10
0.28
0.48
1.79
0.99
1.27
中矿
1
0.56
49.20
0.290.46
0.77
0.15
0.17
尾矿
39.27
6.25
0.17
0.39
6.88
5.96
9.82
浮选尾矿
91.35
34.71
0.14
0.35
97.36
10.64
19.79
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
。
-
81
-
总第
536
期
金属矿山
2021
年第
2
期
浮选尾矿
预磁选]
图
10
磁粗选精矿再磨细度试验流程
Fig.
10
Flowsheet
of
magnetic
roughing
concentrate
in
regrinding
fineness
tests
表
9
磁粗选精矿再磨试验结果
Table
9
Results
of
magnetic
roughing
concentrate
in
regrinding
fineness
tests
-0.037
mm
回收率/%
占
/%
产品
产率
品位
/%
Fe
Zn
s
Fe
Zn
S
23.78
铁精矿
2
17.52
64.41
0.11
0.37
31.65
1.72
4.16
39.52
铁精矿
2
16.67
65.82
0.11
0.33
30.78
1.64
3.53
46.15
铁精矿
2
16.07
67.50
0.10
0.26
30.43
1.43
2.68
59.33
铁精矿
2
15.89
67.54
0.10
0.27
30.10
1.42
2.75
76.69
铁精矿
2
15.40
67.55
0.09
0.26
29.18
1.24
2.57
90.40
铁精矿
2
15.22
67.59
0.10
0.27
28.86
1.362.63
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
・
82
・
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%o
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
。
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Baogang
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by
卜显忠等
：
新疆某铁矿降锌脱硫工艺研究
药剂用量单位:
g/t
2021
年第
2
期
2
min
)
(
CaO
1
000
2
min
>(
C11SO4
300
2
min
>(
丁基黄药
60
1
min
X
松醇油
40
粗选
2
min
>(
NaaCOg
300
预精
4
min
____
2
min
〉
(
CuSO
4
150
2
min
〉
(
丁基黄药
30
1
min
〉
(
松醇油
20
扫选
1
Q
-0.037
mm
占
91%
脱硫磁选
238.73
kA/m
4
min
〉
(
2
min
X
2
min
〉
(
1
min
X
4
min
2
min
>C
CuSO
4
150
2
min
X
丁基黄药
30
1
min
〉
（
松醇油
20
扫选
2
硫精矿
CaO
500
NaaSOs+NaClO
100
丁基黄药
10
松醇油
5
锌精选
1
1
min
4
min
〉
〈
CaO
250
NaClO
50
X
:
Na2SO
3
50
锌精选
2
4
min
2
min
X
CuSO
4
80
2
min
〉
〈
丁基黄药
15
1
min
X
松醇油
10
扫选
3
预磁选]
4
min
1
min
4
min)(
CaO
150
NaClO
30
Na^SOj
30
锌精选
3
31.83
kA/m
预磁选
2
31.83
lcA/m
预磁选
3
31.83
kA/m
铁精矿
］
1
min
锌精矿
图
11
闭路试验流程
Fig.
11
Flowsheet
of
the
whole
process
test
表
10闭路试验结果
Mineral
Resources
，
2013
(
5
)
:51-54.
Table
10
Results
of
the
whole
process
tests
品位
%
[
7
]
李九林
.锌对高炉冶炼过程的影响研究
[
D].
武汉
:
武汉科技大
学
，
2016.
LI
on
Effect
of
Zinc
on
Blast
Furnace
Smelting
Process
产品
产率
31.18
15.90
回收率
S
Fe
65.15
67.40
4.57
Zn
Fe
56.81
Zn
s
5.80
3.06
铁精矿
［
铁精矿
2
0.08
0.29
0.30
55.00
2.23
1.42
80.79
8.76
[
D].Wuhan:Wuhan
University
of
Science
and
Technology
,
2016.
0.10
4
&
33
2.79
0.16
29.97
0.24
[
8
]
陈雯
.
浮选分离某磁铁矿和富含磁黄铁矿的试验研究
[
J
]
.
金属
矿山
，
2003
(
5)
:33-35.
锌精矿
硫精矿
尾矿
试样
1.87
65.95
3.51
47.54
3
&
80
6.90
6.32
0.36
1.56
3.81
9.17
14.22
10.97
CHEN
Wen.
Experimental
research
of
separating
magnetite
from
strongly
magnetic
pyrrhotite
by
flotation
[
J
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.
Metal
Mine
，
2003
(
5
)
:
6.80
100.00
35.65
1.12
33-35.
[9]
100.00
100.00
100.00
孙德四
，
李生光
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张强
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南山铁矿低场强磁选新工艺研究
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有
色金属(选矿部分
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Desi
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Shengguang
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ZHANG
ry
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l
Mineral
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CHENG
Jianzhong
，
LIU
Zhanquan
，
GENG
Zhengzhou
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Re
search
status
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flotation
desulfurization
process
and
mechanism
of
high
sulfur-contained
magnetite
[
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刘万峰,刘承帅
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矿冶工程
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2018
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27
(
6
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・
83・
总第
536
期
金属矿山
gineering
，
2011
，
9
(
6
)
:29-32.
2021
年第
2
期
LIU
Guorong,LIU
Wanfeng
,
LIU
y
improvement
and
impurity
reduction
technology
of
a
magnetite
ore
J
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cop
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sulfate
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South
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sity，
1999
，
30
(
4):374-377.
2024年4月17日发(作者：召翠芙)
Series
No.
536
金
属
矿
山
METAL
MINE
February
2021
总
第
536
期
2021
年第
2
期
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
)
摘要新疆某铁矿铁品位为
35.65%,
其中铁主要以磁铁矿形式存在
。
矿石中锌
、
硫含量分别为
1.12%
、
1.56%,
主要以嵌布粒度较细的闪锌矿
、
黄铁矿
、磁黄铁矿等形式存在。
原矿中的锌
、
硫含量较高
，
易造成铁精矿产
品锌硫含量超标
，
影响后续冶炼过程
，
故对该铁矿进行降锌脱硫工艺研究
。
原矿采用“
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的方法
，
可获得铁品位和铁回收率分别为65.15%,56.81%,
锌
、
硫含量分别为
0.08%,0.29%
的铁精矿
1
产品；
低场强预磁选尾矿采用高梯度磁选和磁粗选精矿再磨的方法
，
可获得铁品位和铁回
收率分别为
67.40%、
29.97%,
锌
、
硫含量分别为
0.
10%、
0.30%
的铁精矿
2
产品
。
综合铁精矿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%,
产品指标满足后续冶炼要求，
实现了铁精矿降锌脱硫的目标
。
关键词
磁铁矿降锌脱硫低场强磁选预选中矿再磨
中图分类号
TD923,TD924
文献标志码
A
文章编号
1001
-
1250(2021)
-
02
-
077
-
08
DOI
10.19614/.202102012
Study
on
Dezincification
and
Desulphurization
Process
of
an
Iron
Ore
in
Xinjiang
BU
Xianzhong
CHEN
Tong
XUE
Jiwei
WAN
He
ZHANG
Chonghui
(
School
of
Resources
Engineering
,
Xi'an
University
of
Architecture
and
Technology
,
Xi'an
710055
,
China
)
Abstract
An
iron
ores
in
Xinjiang
is
of
the
iron
grade
with
35.65%
,
and
the
iron
in
the
ore
is
mainly
in
the
form
of
magnetite.
The
grades
of
zinc
and
sulfur
are
1.12%
and
1.56%
,
respectively
,
mainly
in
the
form
of
sphalerite
,
pyrite
and
pyrrhotite
of
which
the
disseminated
granularity
size
are
fine.
The
contents
of
zinc
and
sulfur
are
high
in
the
raw
ores
which
would
easily
cause
the
excessive
of
zinc
and
sulfur
in
the
iron
concentrate
and
influence
the
subsequent
smelting
pro
cess.
Thus
,
the
study
on
dezincification
and
desulphurization
process
was
carried
out.
The
raw
ores
was
selected
with
"one
roughing
,
three
cleaning
and
three
scavenging"
flotation
process.
The
flotation
tailing
were
dealed
with
multistage
low-inten
sity
magnetic
separation
preselection
which
obtained
the
iron
concentrate
1
products
with
iron
grade
and
recovery
rate
of
65.15%
and
56.81%
zinc
and
sulfur
contents
of
0.08%
and
0.29%
respectively.
Low-intensity
magnetic
separation
prese
lection
tailings
were
processed
by
high-gradient
magnetic
separation
and
magnetic
roughing
concentrate
regrinding
which
ac
quired
iron
concentrate
2
products
with
iron
grade
and
iron
recovery
rates
of
67.40%
and
29.97%
zinc
and
sulfur
contents
of
0.10%
and
0.30%
respectively.
The
comprehensive
iron
concentrate
is
with
iron
grade
and
iron
recovery
rates
of
65.93%
and
86.78%
and
zinc
and
sulfur
contents
of
0.09%
and
0.29%
respectively.
The
indexes
of
the
production
meet
with
the
re-
quirment
of
the
subsequent
smelting
and
reached
the
target
of
dezincification
and
desulphurization.
Keywords
magnetite
,
dezincification
,
desulphurization
,
preselection
in
low
magnetic
intensity
,
regringding
of
the
mid
dlings
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
产品的品质
［
3
-
4
］
o
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
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
的形式随煤气排出炉外
，
对周边环境和人体健康造
收稿日期
2020-12-10
基金项目
陕西省自然科学基础研究计划企业联合基金项目(编号:
2019JLZ-05
)
；
西安建筑科技大学人才科技基金(编号:
ZR19062)
作者简介
卜显忠
(1977
—
),
男
，
教授
，
博士
，
硕士研究生导师
。
通信作者
张崇辉
(1984
—
),
男
，
高级实验师
，
博士研究生
。
-
77
-
总第
536
期
金
属
矿
山
2021
年第
2
期
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]
o
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
。
表
1
试样中主要化学成分分析结果
Table
1
Analysis
results
of
the
main
chemical
composition
in
the
sample
%
成分
TFe
ZnCu
TiO
2
MgO
CaO
SiO
2
S
含量
35.65
1.12
0.021
0.42
3.63
15.18
12.94
1.56
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
2.
TiO
2
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
。
图
1
试样的
XRD
图谱
Fig.
1
XRD
pattern
of
the
sample
M
—
磁铁矿
；
S—
闪锌矿
；
P
—
黄铁矿
；
C
—
方解石
表
2
试样中主要矿物及其含量
Table
2
Main
minerals
and
its
contents
in
the
samples
%
矿物
磁铁矿闪锌矿
黄铁矿
磁黄铁矿
辉石
含量
48.03
2.02
0.32
1.88
24.73
矿物
轻硅铝钙石
方解石
绿泥石
角闪石
其它
含量
3.88
9.69
3.262.17
4.02
由图
1
和表
2
可知,试样中的铁矿物以磁铁矿为
-
78
-
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
。
图
2
试样主要矿物嵌布关系
Fig.
2
The
embedded
relationship
of
the
main
minerals
1
—
磁黄铁矿
；
2
—
闪锌矿
；
3
—
磁铁矿；
4
—
黄铁矿
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
。
表
3
铁物相分析结果
Table
3
Analysis
results
of
the
iron
phase
%
相别
含量
分布率
磁性铁
31.79
89.17
赤褐铁矿中铁
0.85
2.38
硅酸盐中铁
1.935.41
碳酸盐中铁
0.78
2.19
硫化铁
0.30
0.85
合计
35.65
100.00
表
4
锌物相分析结果
Table
4
Analysis
results
of
the
zinc
phase
%
相别
含量
分布率
氧化相
0.02
1.79
硫化相
1.04
92.86
结合相
0.06
5.35
合计
1.12
100.00
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
,
卜显忠等
：
新疆某铁矿降锌脱硫工艺研究
表
5
硫物相分析结果
Table
5
Analysis
results
of
the
sulfur
phase
%
相别
含量
分布率
硫酸盐中硫
0.17
10.90
闪锌矿中硫
1.00
64.10
磁黄铁矿中硫
0.22
14.10
黄铁矿中硫
0.17
10.90
1.56
100.00
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%o
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-22
4
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
）
-240-9
0
型球磨机
（
武汉洛克粉磨设备制
造有限公司
）
,RK/ZQM
（
BM
）
-150-5
0
型球磨机
（
武汉
洛克粉磨设备制造有限公司
）
,01-3
型电热鼓风干
燥箱
（
北京科委永兴仪器有限公司
）
,
RK/ZL-v260/v
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
x
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
（
CuSO
4
,
天津市河东区红岩试剂厂
）
，
丁
基黄药
（
C
q
H
s
OCSSNa
,
天津市河东区红岩试剂厂
）
，
亚
硫酸钠
（
Na
2
SO
3
,
天津市河东区红岩试剂厂
）
，
碳酸钠
（
Na
2
CO
3
,
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
2021
年第
2
期
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
，
浮选一磁选联合工艺是实现铁精矿降锌脱硫的
有效方法
［
8
］
o
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
，
试验拟采用浮选一磁选联合工艺的技
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
,
CuSO
4
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
O
药剂用量单位:
g/t
wr
6
-c.o7
-0.074
mm
占
70%
2
min
〉
〈
CaO
2
min
〉
〈
CuSO
4
2
min
>(
丁基黄药
2
min
X
松醇油
40
粗选
4
min
锌粗精矿
尾矿
图
3
粗选条件试验流程
Fig.
3
Flowsheet
of
the
condition
tests
in
roughing
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
］
o
在
CuSO
4
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
CuSO
4
用量试验
试样中锌
、
硫矿物主要为闪锌矿
，
可浮性好
，
采
用
CuSO
4
作为活化剂可提高闪锌矿的可浮性
,
降低浮
・
79
・
总第
536
期
金属矿山
2021
年第
2
期
0.7
06
..
一
一
•
—
1
0.5
0.4
-
0.3
-
0.2
-
・
・
—
—
・
0.1
500
------------
■
1
000
-
-----------
1
500
------------
2
000
------------
2
500
CaO
用量
/
(g/t)
图4
C#O
用量试验结果
Fig.
4
Test
results
of
CaO
dosage
■
—
品位
；
•
一硫品位
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
CuSO
4
用
量试验
,
试验结果如图
5
所示
。
图
5
CuSO
4
用量试验结果
Fig.
5
Test
results
of
CuSO
4
dosage
■F
品位
；
•一硫品位
由图
5
可知
，
随着
CuSO
4
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
CuSO
4
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
CuSO
4
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
CuSO
4
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
。
丁基黄药用量
/(g/t)
图
6
丁基黄药用量试验结果
Fig.
6
Test
results
of
butyl
xanthate
dosage
■
—
品位
；•
一硫品位
-
80
-
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/to
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
。
原矿
药剂用量单位:前
磨环
-0.074
mm
占
70%
2
min>
(
CaO
1
000
2
min)(
CuSO
4
300
2
min)(
丁基黄药
60
1
minX
松醇油
40
粗选
4
min
2min)C
CuSO
4
150
2
min>(
丁基黄药
30
1
minX
松醇油
20
锌粗精矿
扫选
1
3
min
2
2min
min>(
〉
(
CuSO
丁基竇药
4
80
15
1
min)
(
松醇油
10
中矿
1
扫选
2
3
min
2
2minX
min)
(
CuS04
80
丁基竇药
15
1
min
*
松醇油
10
中矿
2
扫选
3
3
min
中矿
3
浮选尾矿
图
7
扫选试验流程
Fig.
7
Flowsheet
of
the
scavenging
tests
表
6
扫选试验结果
Table
6
Results
of
the
scavenging
tests
%
品位
回收率
产晶
产率
Zn
S
Zn
S
锌粗精矿
5.89
16.45
18.83
85.26
71.13
浮选尾矿
90.91
0.14
0.35
12.0020.41
中矿
1
1.33
1.05
7.30
1.23
6.23
中矿
2
1.201.03
233
1.09
1.79
中矿
3
0.67
0.72
1.03
0.42
0.44
原矿
100.00
1.12
1.56
100.00100.00
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
;
采用磨矿一磁
选试验流程处理
,
磨矿细度过细易造成矿物泥化
,
恶
卜显忠等
：
新疆某铁矿降锌脱硫工艺研究
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
。
浮选尾矿
丁
磁粗选
［
磁场强度:变量
Q
-0.037
mm
占
46.15%
I
精选
1
尾
V*
I
磁场强度:变量
］
精选
2
W1
磁场强度:变量
铁精矿
中矿
2
图
8
高梯度磁选磁场强度试验流程
Fig.
8
Flowsheet
of
magnetic
field
intensity
in
high-gradient
magnetic
separation
tests
表
7
高梯度磁选磁场强度试验结果
Table
7
Results
of
magnetic
field
intensity
in
high-gradient
magnetic
separation
tests
磁场强度
亠
H
/(kA/m)
产品产率
亠亠
------------------------------
品位
/%
回收率
/%
Fe
Zn
S
Fe
Zn
S
11937
、
95.49
、
71.62
铁精矿
46.91
66.35
0.11
0.35
87.31
4.61
10.52
111.41
、
87.54
、
63.66
铁精矿
46.83
66.44
0.11
0.33
87.28
4.60
9.91
103.45
、
79.58
、
55.70
铁精矿
46.75
66.52
0.10
032
87.23
4.17
9.59
95.49
、
71.62
、
47.75
铁精矿
46.66
66.63
0.09
0.28
87.21
3.75
&37
87.54
、
63.66
、
39.79
铁精矿
46.49
66.69
0.09
0.28
86.97
3.74
8.34
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
。
2021
年第
2
期
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
。
浮选尾矿
图
9
多级低场强预磁选试验流程
Fig.
9
Flowsheet
of
multistage
low
field
intensity
in
pre-magnetic
separation
tests
表
8
多级低场强预磁选试验结果
Table
8
Results
of
multistage
low
field
intensity
in
pre-magnetic
separation
tests
%
品位
回收率
产品
产率
Fe
Zn
S
Fe
Zn
S
铁精矿
］
31.49
65.08
0.08
0.29
57.49
2.25
5.85
铁精矿
2
16.07
67.50
0.10
0.2630.43
1.29
2.68
中矿
2
3.96
16.10
0.28
0.48
1.79
0.99
1.27
中矿
1
0.56
49.20
0.290.46
0.77
0.15
0.17
尾矿
39.27
6.25
0.17
0.39
6.88
5.96
9.82
浮选尾矿
91.35
34.71
0.14
0.35
97.36
10.64
19.79
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
。
-
81
-
总第
536
期
金属矿山
2021
年第
2
期
浮选尾矿
预磁选]
图
10
磁粗选精矿再磨细度试验流程
Fig.
10
Flowsheet
of
magnetic
roughing
concentrate
in
regrinding
fineness
tests
表
9
磁粗选精矿再磨试验结果
Table
9
Results
of
magnetic
roughing
concentrate
in
regrinding
fineness
tests
-0.037
mm
回收率/%
占
/%
产品
产率
品位
/%
Fe
Zn
s
Fe
Zn
S
23.78
铁精矿
2
17.52
64.41
0.11
0.37
31.65
1.72
4.16
39.52
铁精矿
2
16.67
65.82
0.11
0.33
30.78
1.64
3.53
46.15
铁精矿
2
16.07
67.50
0.10
0.26
30.43
1.43
2.68
59.33
铁精矿
2
15.89
67.54
0.10
0.27
30.10
1.42
2.75
76.69
铁精矿
2
15.40
67.55
0.09
0.26
29.18
1.24
2.57
90.40
铁精矿
2
15.22
67.59
0.10
0.27
28.86
1.362.63
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
・
82
・
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%o
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
。
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g/t
2021
年第
2
期
2
min
)
(
CaO
1
000
2
min
>(
C11SO4
300
2
min
>(
丁基黄药
60
1
min
X
松醇油
40
粗选
2
min
>(
NaaCOg
300
预精
4
min
____
2
min
〉
(
CuSO
4
150
2
min
〉
(
丁基黄药
30
1
min
〉
(
松醇油
20
扫选
1
Q
-0.037
mm
占
91%
脱硫磁选
238.73
kA/m
4
min
〉
(
2
min
X
2
min
〉
(
1
min
X
4
min
2
min
>C
CuSO
4
150
2
min
X
丁基黄药
30
1
min
〉
（
松醇油
20
扫选
2
硫精矿
CaO
500
NaaSOs+NaClO
100
丁基黄药
10
松醇油
5
锌精选
1
1
min
4
min
〉
〈
CaO
250
NaClO
50
X
:
Na2SO
3
50
锌精选
2
4
min
2
min
X
CuSO
4
80
2
min
〉
〈
丁基黄药
15
1
min
X
松醇油
10
扫选
3
预磁选]
4
min
1
min
4
min)(
CaO
150
NaClO
30
Na^SOj
30
锌精选
3
31.83
kA/m
预磁选
2
31.83
lcA/m
预磁选
3
31.83
kA/m
铁精矿
］
1
min
锌精矿
图
11
闭路试验流程
Fig.
11
Flowsheet
of
the
whole
process
test
表
10闭路试验结果
Mineral
Resources
，
2013
(
5
)
:51-54.
Table
10
Results
of
the
whole
process
tests
品位
%
[
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on
Effect
of
Zinc
on
Blast
Furnace
Smelting
Process
产品
产率
31.18
15.90
回收率
S
Fe
65.15
67.40
4.57
Zn
Fe
56.81
Zn
s
5.80
3.06
铁精矿
［
铁精矿
2
0.08
0.29
0.30
55.00
2.23
1.42
80.79
8.76
[
D].Wuhan:Wuhan
University
of
Science
and
Technology
,
2016.
0.10
4
&
33
2.79
0.16
29.97
0.24
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金属
矿山
，
2003
(
5)
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锌精矿
硫精矿
尾矿
试样
1.87
65.95
3.51
47.54
3
&
80
6.90
6.32
0.36
1.56
3.81
9.17
14.22
10.97
CHEN
Wen.
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separating
magnetite
from
strongly
magnetic
pyrrhotite
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flotation
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(
5
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6.80
100.00
35.65
1.12
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100.00
100.00
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