复杂难选铁矿石选矿技术进展.ppt

复杂难选铁矿石选矿技术进展,中钢集团马鞍山矿山研究院,1铁矿石资源及复杂难选铁矿石开发利用状况,2难选铁矿石选矿技术进展,2.1菱铁矿石选矿技术,2.2褐铁矿石选矿技术,2.3复合铁矿石选矿技术,2.4多金属共生铁矿石选矿技术,2.5鲕状赤铁矿石选矿技术,2.6高硫、磷铁矿石选矿技术,3结语,2.7磁化焙烧技术发展概况,1铁矿石资源及复杂难选铁矿石开发利用状况,我国铁矿石的主要特点是“贫”、“细”、“杂”，平均铁品位32％，比世界平均品位低11个百分点，其中97％的铁矿石需要选矿处理，并且复杂难选的红铁矿占的比例大（约占铁矿石储量的20.8％）。铁矿床成因类型多样，矿石类型复杂。探明的铁矿资源量380～410亿吨。主要铁矿类型有“鞍山式”沉积变质型铁矿，以磁铁矿石为主，品位为30～35％，资源量为200亿吨，其中鞍本地区120亿吨，冀东地区50亿吨，山西、北京、冀西、安徽等省市区约30亿吨；“攀枝花式”岩浆分异型铁矿，以磁铁矿、钛铁矿为主，品位30～35％，主要分布在四川省西昌到渡口一带，资源量为70亿吨；“大冶式”和“邯邢式”接触交代型铁矿，以磁铁矿石为主，品位35～60％，主要分布在邯,邢、莱芜和长江中下游一带，资源量为50亿吨，铁含量＞45％的富矿较多；“梅山式”玢岩型铁矿，以磁铁矿石为主，资源量10亿吨，品位35～60％；“宣龙式”和“宁乡式”沉积型铁矿，以赤铁矿石为主，品位低，含磷高，难处理，主要分布在河北宣化和湖北鄂西一带，资源量30～50亿吨；“大红山式”和“蒙库式”海相火山沉积变质型铁矿，以磁铁矿矿石为主，品位35～60％，主要分布在云南、新疆一带，资源量为20亿吨。在铁矿中共生和伴生铁矿多，约占资源量27.9％，典型矿床有攀枝花铁矿、白云鄂博铁矿、大冶铁矿等，共（伴）生组分有钒、钛、稀土、铜等。,目前我国菱铁矿石和褐铁矿石资源的利用率极低，大部分没有回收利用或根本没有开采利用。我国最大量入选的矿石为“鞍山式”沉积变质铁矿石，但其中也有部分矿石由于嵌布粒度微细，矿物组成复杂尚未得到有效地开发利用，如本,钢贾家堡子铁矿，属贫磁铁矿石，储量约1.5亿吨，由于矿石嵌布粒度微细，结构较为复杂，目前尚未开发利用。山西太古岚矿区的袁家村铁矿，截止1990年底，全区累计探明及保有储量为89450万吨，矿石类型分石英型和闪石型，有氧化矿和原生矿。矿石嵌布粒度微细，磁铁、赤铁矿石粒度75～80％小于0.043mm，其中石英型铁矿石有20％-0.010mm，闪石型铁矿石有40％-0.010mm。原矿铁品位又较低，实属复杂难选的铁矿石。昆钢大红山铁矿，属磁赤混合矿石，储量约为4.6亿吨，其中有近2.0亿吨赤铁矿，由于矿石嵌布粒度微细，脉石矿物组成较复杂，选矿指标较低，也属复杂难选的铁矿石。“宣龙式”和“宁乡式”铁矿，约占我国铁矿总储量的12％，占我国红铁矿储量的30％，由于矿石嵌布粒度微细，矿石结构为鲕状，含有害杂质磷高，目前尚未开发利用。包头白云鄂博铁矿为大型多金属共生复合铁矿，除铁外，尚有稀土、,铌等多种金属，已发现有71种元素，170多种矿物，矿石类型多，其中稀土储量居世界首位。对这种矿石的选矿研究从上个世纪六十年代开始，国内外多家科研所与包钢合作进行了大量的试验研究工作，到目前采用弱磁强磁浮选回收铁和稀土的工艺流程，这一工艺流程体现了“以铁为主，综合回收稀土矿物”的指导思想，使包钢的白云鄂博铁矿的选矿技术获得了重大的突破。技术是在不断地进步，目前从技术角度看，这种工艺获得的铁精矿品位低，其主要原因是铁精矿中含有硅酸盐类矿物，尤其是钾钠含量高，严重影响高炉冶炼效果。稀土矿物回收率低，总回收率不足20％，另外其他有价元素更没有得到回收。,2难选铁矿石选矿技术进展,2.1菱铁矿石选矿技术,由于菱铁矿的理论铁品位较低，且经常与钙、镁、锰呈类质同象共生，因此采用物理选矿方法铁精矿品位很难达到45以上，但焙烧后因烧损较大而大幅度提高铁精矿品位。比较经济的选矿方法是重选、强磁选，但难以有效地降低铁精矿中的杂质含量。强磁选浮选联合工艺能有效地降低铁精矿中的杂质含量，铁精矿焙烧后仍不失为一种优质炼铁原料。马鞍山矿山研究院对太钢峨口铁矿尾矿中碳酸铁矿物的回收利用进行了大量的研究工作，该碳酸铁的赋存状态是以铁镁碳酸盐类质同象系列矿物为主，研究推荐采用筛分强磁选浮选联合工艺流程，最终铁精矿品位为35以上（焙烧后铁品位51以上），SiO2含量降至4以下，四元碱度达到3以上，即是一种铁原料，,又具有炼铁熔剂的性能，与酸性铁精矿混合冶炼能大大改善冶金性能，预算年效益可达数千万元。中性或还原磁化焙烧弱磁选是最原始且可靠的菱铁矿选矿技术，虽然加工成本较高，但随着铁矿资源紧缺和价值的升高，该技术的研究与应用逐渐趋于升温。块状铁矿石（15～75mm）采用竖炉焙烧已具有长期成功的生产实践，而对于粉状铁矿石的焙烧，虽然曾进行过包括沸腾炉、回转窑焙烧等大量的技术研究，但至今尚未有大规模的生产实践。近几年国内有关科研院所又重新加强对粉状铁矿石焙烧技术的研究，并提出了所谓的“闪烁焙烧技术”，即利用流态化焙烧或回转窑焙烧技术使粉状铁矿石快速磁化焙烧。采用该技术对武钢大冶铁矿的强磁精矿、酒钢强磁中矿、陕西大西沟铁矿等富含碳酸铁矿物的铁矿石进行了试验研究，铁精矿品位可提高到55～60以上。,2.2褐铁矿石选矿技术,由于褐铁矿中富含结晶水，因此采用物理选矿方法铁精矿品位很难达到60，但焙烧后因烧损较大而大幅度提高铁精矿品位。另外由于褐铁矿在破碎磨矿过程中极易泥化，难以获得较高的金属回收率。褐铁矿的选矿工艺有还原磁化焙烧弱磁选、强磁选、重选、浮选及其联合工艺。过去具有工业生产实践的选矿工艺有强磁选、强磁选正浮选，但由于受褐铁矿石性质（极易泥化）、强磁选设备（对-20微米铁矿物回收率较差）及浮选药剂的制约，其选别指标较差，而还原磁化焙烧弱磁选工艺的选矿成本较高，因此该类铁矿石基本没有得到有效利用。为了提高细粒铁矿物的回收率，曾进行用褐煤作还原剂和燃料回转窑焙烧磁选技术的半工业试验、絮凝强磁选技术工业试验等，均取得较好的试验结果。例如马鞍山矿山研究院对,江西铁坑褐铁矿石进行了选择性絮凝强磁选技术工业试验，结果表明铁金属回收率可提高10个百分点以上，但由于絮凝设备及选择性絮凝工艺条件的控制尚未过关而未能工业化。近两年来，随着新型高梯度强磁选机及新型高效反浮选药剂的研制成功，强磁选反浮选焙烧联合工艺分选褐铁矿石取得明显进展，即先通过强磁反浮选获得低杂质含量的铁精矿，然后通过普通焙烧或者与磁铁精矿混合生产球团矿可大幅度提高产品的铁品位，仍不失为优质炼铁原料。马鞍山矿山研究院对江西铁坑褐铁矿等铁矿石的试验研究结果表明，反浮选精矿铁品位可达到57、SiO2含量降至5左右，经焙烧后产品的铁品位可达到64以上，与焙烧、磁选、反浮选联合工艺相比，生产成本大幅度下降，使该类型铁矿石具有经济开采利用价值，并且于2006年投入生产，缺点是回收率不高。,2.3复合铁矿石选矿技术,我国大多铁矿石中都含有两种以上的铁矿物，种类越多其可选性越差。该类铁矿石中以共生有赤铁矿、镜铁矿、针铁矿、菱铁矿、褐铁矿等弱磁性铁矿物者较为难选。常规的选矿工艺均可用于分选该类铁矿石，但当矿石中含菱铁矿或褐铁矿较多时，其铁精矿品位和回收率均难以提高。为此，近几年开展了大量的相关研究工作，较突出的研究成果是弱磁强磁浮选和磁化焙烧反浮选等联合工艺。例如马鞍山矿山研究院对酒钢铁矿石（含镜铁矿、菱铁矿及褐铁矿等）粉矿（-15mm）采用强磁正浮选工艺的研究结果表明，与现场采用的单一强磁选工艺相比，在铁精矿品位提高2个百分点（达到49以上，烧后达到58以上）的同时，铁金属回收率提高12个百分点以上（达到74以上）。另外，紧密结合酒钢焙烧精矿性质特点，避免多段磁选方法和剩磁影响，用再磨-反浮选和再磨-弱磁-反浮选流程进行了降低焙烧磁选精矿中的杂质含量的试验。在入选粒度-75m82的条件下，取得了铁精矿SiO2Al2O3的杂质含量由11以上降到了6以下、精矿铁品位由55提高到59以上（烧损后铁品位达60以上）、降杂作业回收率达94的良好指标。太钢袁家村微细粒磁、赤铁矿选矿技术已取得重大进展，实验室试验结果磨矿细度-325目以上，精矿铁品位65以上，回收率80以上。（合理可行工艺流程）,2.4多金属共生铁矿石选矿技术,我国属于难选多金属共生铁矿石的主要矿山有包头白云鄂博稀土铁矿和攀枝花钒钛磁铁矿等，该类型铁矿石的特点是矿物组成及共生关系复杂，由此造成铁精矿选别指标低及共伴生有价元素的回收率低，其中以包头白云鄂博稀土氧化铁矿石尤为难选。目前包钢选矿厂氧化铁矿石采用弱磁强磁反浮选工艺进行选铁，其强磁精矿中主要有易浮类萤石、碳酸盐等矿物和难浮难选的含铁硅酸盐类矿物。对于易浮类萤石、碳酸盐等矿物包钢选矿厂通过几十年研究和生产实践已经形成了较成熟方法，即以水玻璃为抑制剂、GE-28为捕收剂弱碱性反浮选生产工艺，而对难浮难选的含铁硅酸盐类矿物一直没有得到有效分离，致使铁精矿品位较低（徘徊在55以下），精矿中钾纳含量高。近年来马鞍山矿山研究院与现场联合进行了大量的攻关研,2.5鲕状赤铁矿石选矿技术,究工作，实验室研究结果证明，对于取自于现场细度-0.076mm占88左右、铁品位43.5左右的强磁精矿样，采用优化组合的反浮选正浮选工艺流程，并在正浮选作业采用新型高效捕收剂，全流程浮选闭路试验指标为精矿产率53左右、精矿铁品位62左右、回收率75左右，同时有害元素如P、K2O、Na2O、F降低幅度很大，为改善该类型铁矿石的选别指标开辟了一条有效的新途径。另外，对于攀枝花钒钛磁铁矿石，分别采用细筛再磨工艺选铁和高梯度强磁浮选工艺选钛等，该矿石的各项选别指标均得到显著提高。,鲕状赤铁矿嵌布粒度极细且经常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹，因此鲕状赤铁矿石是目前国内外公认的最难选的铁矿石类型。过去曾对该类型铁矿石进行了大量的,选矿试验研究工作，其中还原焙烧弱磁选工艺的选别指标相对较好，但由于其技术难点是需要超细磨，而目前常规的选矿设备及药剂难以有效地回收-10微米的微细粒铁矿物，因此该类型铁矿石资源基本没有得到利用。随着我国可利用的铁矿资源逐渐减少，研究鲕状赤铁矿石的高效选矿技术已凸显重要性和紧迫性。相关初步研究结果证明，超细磨选择性絮凝（聚团）强磁选或浮选、还原焙烧超细磨选择性絮凝（聚团）弱磁选或浮选,粒铁还原等高效选矿工艺或选冶联合工艺已显现其优越性。,鲕状高磷赤铁矿磁化焙烧、铁精矿降磷及深度还原焙烧试验结果,2.6高硫、磷铁矿石选矿技术,我国大部分铁矿石含有硫、磷等有害杂质，特别是对于富含磁黄铁矿、微细粒磷灰石或胶磷矿的铁矿石，其铁精矿除杂的难度极大。铁精矿除硫常用的工艺有浮选、焙烧，而后者成本高且产生环境污染，因此研究的主攻方向是强化浮选。马鞍山矿山研究院通过大量的试验研究，研发出以高效活化剂为关键技术的磁铁矿与磁黄铁矿高效分离工艺。通过对国内外多个磁黄铁矿型高硫磁铁矿选矿降硫研究与应用结果证明，与常规浮选相比，铁精矿含硫量可降低0.5个百分点，重要的是铁精矿含硫量可以满足后续用户的要求。大量的研究成果证明，铁精矿除磷可采用磁选、反浮选、选择性絮凝（聚团）、酸浸、氯化焙烧酸浸、生物浸出及其联合工艺等，其中磁选反浮选、选择性絮凝（聚团）反浮选联合工艺较经济，氯化焙烧,酸浸工艺除磷效果较好，但成本较高，而生物浸出是将来的发展方向。,表1原矿不同磨矿粒度浮选脱硫试验结果,表2不同磨矿粒度磁选精矿浮选脱硫试验结果,（1）竖炉焙烧,在竖炉焙烧方面我国、前苏联、联邦德国等都有工业化生产，而且生产历史较长。竖炉所处理的铁矿石粒度较大，在15～75mm之间，竖炉磁化焙烧铁矿石在我国已经实现了工业化。建国初期我国在鞍山建成了第一座赤铁矿竖炉焙烧磁选厂，采用多台50立方的竖炉焙烧鞍山地区赤铁石英岩矿石，以煤气为燃料，生产正常时，每台炉子的生产率为250300吨矿石/天，可以获得含铁60-61回收率为85的磁选精矿。在20世纪60-70年代后对鞍山式竖炉进行多次技术改造，如将原来的50m3竖炉改造成横穿梁式竖炉，在不扩大外形尺寸的条件下，改变炉内结构，使炉容扩大到70m3，台时能力提高74，热耗降低18。鞍山钢铁公司烧结总厂曾用竖炉还原焙烧（2001年停止生产），对鞍山贫铁矿进行磁化焙烧，生产数十年来，逐步完善和发展，曾经,2.7磁化焙烧技术发展概况,对鞍钢生产发展起了很大作用。酒泉钢铁公司选矿厂至今块矿仍采用竖炉磁化焙烧（高炉煤气＋焦炉煤气）磁选生产工艺，铁精矿品位TFe57，回收率82，效果较好；其粉矿采用强磁选生产工艺，铁精矿品位TFe51，回收率68.5，效果较差。我国曾有130多台竖炉进行生产，每年约处理1300万t铁矿石。由于竖炉需采用粒径较大的块矿，所以还原过程缓慢，还原时间长如酒钢选矿厂对镜铁山铁矿用100m3鞍山式竖炉焙烧50-15mm的快矿，用焦炉和高炉混合煤气作燃料和还原剂，焙烧时间需要8-10小时，且存在内外还原不均匀问题，导致竖炉焙烧能耗大，生产成本高。因此，随着鞍山式红铁矿选矿技术的进步，在鞍山地区彻底淘汰了磁化还原技术。,（2）沸腾炉焙烧,沸腾炉焙烧也叫流态化焙烧，以流态化技术为基础，为了很好的利用流化床内高速度的气流，充分利用热气流的物理热和化学能，采用多层流化床串连，形成多极循环流态化还原，即多极循环。沸腾炉要求入炉矿石粒度为3-0mm，矿粒入炉后在气流作用下达到自然分级，细粒矿粒进入副炉还原，粗颗粒在稀相状态下预热，而后在浓相状态下达到还原。流化床内气固接触状态远好于回转窑，是理想的磁化焙烧反应器，受到国内外研究者的广泛关注。英国专利GB1008938提出通过过程设计降低磁化焙烧过程能耗，其设计了4个流化床反应器，铁矿石在第一个反应器内脱水、在第二个反应器内完成焙烧、第三个反应器进行还原、第四个反应器进行热量回收，还原介质采用汽油。我国流化床磁化焙烧研发工作始于1958年，其后由中科院过程工程研究所原中科院化工冶金研究所与马鞍山矿山研究院共同建造了我国第一座100t/d沸腾炉磁化焙烧中试系统，采,用煤气还原，先后对鞍山赤铁矿、南京凤凰山赤铁矿、酒泉菱铁矿、镜铁矿、河北宣化鲕状赤铁矿、包头白云鄂博含稀土氧化铁矿等进行磁化焙烧-磁选，得到含Fe6065的铁精矿，铁回收率在9094。70年代末，马鞍山矿山研究院利用流态化原理设计的沸腾焙烧炉，与广西八一锰矿进行了高铁锰矿石焙烧工业试验，焙烧过程中将粉煤直接喷入沸腾炉内作为还原剂，焙烧矿经磁选分别得到合格的铁精矿和锰精矿，同时利用该项技术对上海川沙硫酸渣进行了磁化焙烧工业试验，试验均获得成功。由于焙烧热能耗较高、铁精矿价格偏低，上述工业试验结束后未能长期进行工业生产。沸腾炉焙烧也存在还原速度慢，还原不均匀的问题，并且入炉矿粒度较细，破碎磨矿费用较高，造成生产成本过高。,武汉理工大学提出了一种难选氧化铁矿石的旋流悬浮闪速磁化焙烧-磁选工艺，是将磨细了的铁矿石在微负压条件下、弱还原性气氛CO含量15、600～850C的流态化状态下快速还原，整个反应时间小于100s即可完成，说明铁矿石的还原动力学非常快。同时还对马弗炉、回转窑、沸腾炉磁化焙烧进行了比较研究，发现用粉煤作还原介质，在880～900C下还原20min、1200奥斯特磁场下磁选，可将铁的品位从33.9提高到63。而类似的铁矿如品位30.1的铁矿经马弗炉或回转窑在700～850C用煤还原处理、1200奥斯特磁场下磁选，只能将铁的品位提高至60。,（3）回转窑磁化焙烧,回转窑磁化焙烧相关研究较多，一般处理粒度为25mm以下的矿石。对于各种类型的铁矿石和锰矿石都能较好的进行磁化焙烧，其磁化焙烧矿质量及分选技术指标较竖炉好。在国外用回转窑进行难选矿石的磁化焙烧应用较多，它能够处理较为广泛的各种类型矿石，德国瓦田斯节特选矿厂有四台φ3.530m的回转窑，每台炉子的生产率为800吨/天，以高炉煤气（热值1000Kcar/m3）为燃料，每吨原料耗气360m3，含铁27的原料经磁化焙烧，粗精矿铁品位达40.4。捷克在鲁德扬等地采用了五台φ2.447.5m的回转窑，使用高炉、焦炉和天然气混合气体为燃料，焙烧矿磁选后铁精矿品位达49～52、回收率86～90。前苏联利萨科夫鲕状褐铁矿采用回转窑焙烧，天然气为燃料进行的工业试验，原矿品位39，磁选精矿铁品位60，回收率为94。,从60年代起，我国科研工作者就对嵌布粒度较细的贫、赤褐铁矿的采用回转窑磁化焙烧进行了大量的试验研究工作。部分研究已达到了半工业和工业试验规模、现将具有代表性的试验研究工作分述如下广西屯秋铁矿鲕状结构的赤铁矿，采用磁化焙烧磁选工艺，从实验室研究到半工业试验，最终过渡到工业试验都取得了良好的指标。王雪松等人研究了回转窑中用煤还原硫铁矿烧渣的行为，发现700C下、煤粉配比4、填充率为11时，焙烧时间12min即可基本完成Fe3O4还原反应。同样如果固定焙烧时间为12min，500C以下还原反应进行的较慢，在700C及以上时，可实现完全还原。我国研究院、所采用回转窑对大西沟菱铁矿进行了磁化焙烧半工业试验。对大西沟菱铁矿的研究表明，在700C下焙烧70min可达满意效果，磁选后铁精矿品位达到59，铁回收率达到72以上。但工业窑炉的作业率因结圈而仍然较低。酒钢选矿厂曾用2.4m50m,的回转窑处理15-0mm的粉矿，用褐煤作燃料和还原剂，焙烧时间需要2-4小时。英国专利GB960725发现当还原气氛中含有一定量的水蒸气时，可防止Fe2O3被过度还原。英国专利GB965049提出，通过气相还原铁矿石只在有气源时才会较为经济，但当没有合适的气源而需要造气设施时，会因造气设施投资及运行成本增加，使磁化焙烧经济性打折扣。该专利提出通过重油还原铁矿石，并且发现对铁含量为30-55的铁矿石，只需加入重油1.5-3.0即可。,另外，用回转窑进行球团矿直接还原铁生产在国内具有较快的发展速度，并取得显著的成绩。尽管回转窑磁化焙烧矿的质量及分选指标较竖炉好，但回转窑焙烧因粉矿粒径大、气固接触差等原因，导致粉矿磁化过程缓慢，矿石还原不均匀，焙烧成本高等问题。另外，还原性回转窑焙烧出现的结圈问题是目前生产上非常棘手的问题，回转窑结圈部位一般位于距窑口一定距离的固体燃料集中燃烧点附近的耐火窑衬上，生产上一,旦出现结圈，必然阻碍回转窑内热气流，影响焙烧矿的质量，增加设备负荷，增加劳动强度，浪费能源。,还原性回转窑可能导致结圈的因素很多，主要有以下几个方面,1）用煤量增大，回转窑磁化焙烧过程中，一方面主要通过还原煤的气化产生一氧化碳，利用一氧化碳夺取铁氧化物中的氧，达到将高价铁氧化物还原成低价铁氧化物，增强铁矿物磁性。另一方面煤起到加热窑料，使其达到需要的温度的作用。还原煤燃烧产生的灰分主要是二氧化硅、三氧化铝等，易与FeO形成低熔点化合物，一旦温度适合就会形成液相黏附于窑内耐火砖上，这是结圈形成的基本因素。用煤量大，使还原窑结圈的可能性增加，如在给煤量较大时，回转窑内物料在预热带会出现局部高还原温度，此温度可能使还原形成的Fe3O4与SiO2作用生成2FeOSiO2,形成渣相粘结相，从而引起结圈。,2）还原煤种类。根据还原性回转窑结圈形成的基本因素，回转窑还原对还原煤的质量也有了一定的要求，要求反应性高，热值高，而这种煤挥发分也高，当回转窑内物料达到一定温度时，挥发分大量溢出并燃烧，使窑内出现局部高温，在这一部位出现低熔点物质，产生液相，使结圈的可能性更大。3）一旦在还原时窑内出现局部高温，窑内局部铁矿石在此高温还原过程中发生Fe3O4向FeO转变，产生晶格脆化，引起矿石粉化，加之铁矿石在破碎过程产生细粒粉矿，这些在还原过程中是主要引起结圈长大的重要因素，另外高温还原过程产生FeO或矿石自身含有的FeO，在还原时会跟SiO2、Al2O3、CaO等成分结合，形成较低熔点的物质如FeO-SiO2-CaO熔点为1080℃，FeO-SiO2-CaO-Al2O3熔点为1030℃。并且在大于1200℃高温条件下，Fe3O4就与矿石中SiO2反应产生液相，极易黏附其它物质粘结在窑体耐火砖上而产生结,圈。虽然目前磁化焙烧是在800-900℃温度条件下进行，但是不可忽视在加煤量过大，喷煤不均匀时产生的窑内局部高温，而引起结圈的发生。,以上分析可知，还原性回转窑高温还原生产结圈的可能性相对而言是比较大的。回转窑磁化焙烧在生产上常用喷煤加热，煤即作为还原剂又作为燃料，为保证焙烧矿质量，用煤量有时会是理论计算值的几倍，这给高温回转窑还原产生结圈提供便利。但是磁化焙烧过程中需要的操作温度800-900℃，属于中、低温磁化焙烧，入炉矿石粒度相对较粗，,细粉物料较少，还原过程形成低熔点化合物较少，只要操作得当，严格监控窑况，就能很好的做到预防和消除回转窑结圈。,分析回转窑还原焙烧结圈成因，就能采取一定的措施防止和控制结圈的形成，确保回转窑的连续稳定操作，炉况顺行。因此，首先要满足回转窑炉料要求,1）还原煤用于回转窑还原的还原煤是呈粉状通过回转窑喷煤口喷入窑内，极易燃烧，其挥发分燃烧会产生易结圈的物质，因此，对还原煤质量的把关是防止回转窑结圈关键。一般还原煤要求挥发分低，固定碳含量高，发热值高的煤。2）窑炉工艺制度控制及操作、监控设施的改善为了防止结圈，回转窑喷煤量需均匀，还原煤喷嘴结构改善，回转窑温控设施灵敏度的提高，保证了回转窑焙烧温度低于所使用还原煤的灰熔点温度，使回转窑内温度分布合理，既保证了,窑内所需完成的物理化学反应，又起到了防止结圈的作用。要达到这一合理的温度分布，必须初期窑炉升温较快，减少物料升温所占窑长比例，以提高窑积利用系数。,另外，在保证铁矿石还原时还没有大量的FeO产生，同时在料层中已经产生低熔点化合物这期间，还原温度上升应缓慢，防止升温过快形成结块并产生结圈。再者，及时发现结圈的先兆，日常操作从温度监控仪发现窑炉温度分布情况、窑皮温度、火焰异常，窑头窑尾压力下降，这些都是现代回转窑新技术的体现，需要不断的革新，如为准确在线监测回转窑内温度，在回转窑体沿径向安装感温元件，并将红外温度计的镜头安装于回转窑径向与感温元件保持水平，适时监测窑内温度，并在实际生产应用中获得成功。3）从窑身及其附属设备自身结构出发，减少回转窑结圈和改善回转窑结圈后带来的问题。如在回转窑设计中延长喷煤烧嘴，也就是移动了喷煤落点，很大程度上减少了固体燃,料集中燃烧，起到了预防结圈，并且改进喷煤烧嘴材质，在易磨损部位加焊耐磨衬，防止喷煤烧嘴的磨损。另外，在回转窑驱动、传动方面下功夫，采用液压驱动、柔性传动，防止回转窑一旦严重结圈后产生筒体质量偏心，产生毁灭性的破坏。随着科技的不断发展以及科技研究工作者的努力，铁矿石快速还原技术将会不断革新。,3结语,,通过大量的选矿技术研究和攻关，我国复杂难选铁矿石选矿技术已取得可喜的进展，但由于受我国铁矿石种类复杂及综合选矿技术经济水平不高的制约，导致我国复杂难选铁矿石资源的利用率极低，甚至个别矿种基本没有得到利用。因此以后应加强以下几个方面的技术攻关工作（1）研究及应用高效的“多碎少磨”技术与装备；（2）加强高效焙烧技术与装备研究，重点是细粒（粉状）物料焙烧技术与装备等；（3）加强高效细粒磨矿分级工艺与装备研究；（4）加强微细粒物料脱水技术装备研究；,,,（5）加强高效细粒铁矿选矿工艺与装备研究，重点是深化研究选择性絮凝（聚团）反浮选联合工艺、装备及其自动控制，研究选冶联合工艺及生物浸出工艺，研究高效回收微细粒铁矿物的强磁选机和浮选设备等；（6）研制适合于铁矿物与含铁硅酸盐类矿物、硫、磷等有害杂质矿物高效分离的浮选药剂以及微细粒铁矿石的高效分散剂、絮凝（聚团）剂、浮选药剂等。问题（1）磁选对铁精矿脱硫有何影响（2）铁精矿脱硫、脱硅是否有交互影响如何解决（3）如何解决磁化焙烧在节能、减排、顺行等方面的关键技术（4）微细粒铁矿物的高效回收与脱水技术的攻关方向,谢谢各位,,褐铁矿资源概况,世界褐铁矿资源储量较大，它不是一种矿物，主要是针铁矿（α-FeOOH）、水针铁矿（α-FeOOH.nH2O）,为弱磁性矿物，含Fe48～62.9，硬度变化大，破碎磨矿过程中极易泥化。由于受褐铁矿的自然性质的制约，采用物理选矿方法铁精矿品位很难达到60，且难以获得较高的金属回收率，属于复杂难选的铁矿石之一。因此褐铁矿因品位低、烧损较大、影响高炉利用系数而一直不受冶炼的欢迎，其开发利用的价值也受到极大的限制。但褐铁矿焙烧后因烧损较大而大幅度提高铁精矿品位，并且因较疏松而易于冶炼，也是重要的铁矿资源。随着高品质和易选的铁矿资源逐渐减少，尤其是我国钢铁工业的快速发展已凸显铁矿资源极度紧张，因此褐铁矿的高效选矿技术已逐渐成为研究的主要方向，并且近几年已取得明显的进步。,褐铁矿选矿技术进展,1选矿技术进展,1.1洗矿及洗矿重选,对于铁矿资源缺少的国家，过去主要开采品位50以上的富褐铁矿，而对于低品位褐铁矿，最早采取简单的破碎、洗矿、分级方法进行处理，洗矿机有筒筛洗矿机、槽式洗矿机和擦洗机等，铁品位提高较小（一般4～5个百分点），尾矿品位较高。后来为进一步提高精矿品位而采用洗矿重选流程，一般用重介质和跳汰选矿工艺，对细粒回收效果较差。例如广东大宝山褐铁矿的选矿设计流程为破碎筛洗槽洗，原矿铁品位47～48，可获得铁品位55左右的块矿（10～40mm）及铁品位46左右的粉矿（10～0mm），水洗尾泥铁品位38左右，损失产率18左右。,1.2洗矿筛分重选、强磁选,一般矿石经细破或棒磨机磨矿后进行洗矿筛分分级和脱泥处理，粗粒级采用重选得精矿，中间粒级采用辊式强磁选机选别得精矿，细粒级和矿泥采铁品位用高梯度强磁选机选别得精矿，为了提高铁金属回收率，重选中矿可考虑再磨再选。该工艺可明显提高精矿铁品位，同时因回收了细粒级和矿泥中的铁矿物，可获得较高的回收率。例如前苏联里萨科夫采选公司的褐铁矿选矿采用该工艺，破碎产品（-30mm）给入棒磨机与振动筛构成的闭路磨矿系统，控制筛分粒度为-2mm，该磨矿产品经螺旋分级机分级脱泥，脱泥产品（-0.2mm）给入2/2ЭΡΜФ-160型高梯度强磁选机选别得精矿，2～0.2mm粒级给入跳汰机选别（一次粗选、一次精选），控制跳汰机筛分粒度为-0.6mm得精矿，-0.6mm跳汰机中矿给入4ЭВΜФ45/250型辊式强磁选机选别（一次粗选、,一次精选）得精矿，2～0.6mm跳汰机中矿（即筛上产品）返回再磨再选作业。原矿铁品位40～41，精矿铁品位49～50，脱泥产品（-0.2mm）采用强磁选回收可使精矿回收率提高6～7个百分点。,1.3强磁选,随着新型高效干式和湿式强磁选设备的发展，由于强磁选工艺简单、易于操作，因此得到了推广应用，但精矿质量提高幅度不大，并且对于-20微米铁矿物回收率较差。例如云南化念铁矿采出褐铁矿原矿品位为46左右，经两段破碎、两段筛分后产出-2510mm和-10mm两种破碎产品，分别采用CRIMM型稀土永磁辊式强磁选机进行干式磁选，生产实践证明，-2510mm粒级可获得铁品位为52以上的块精矿，-10mm粒级可获得铁品位为50以上的粉精矿，综合回收率达到85以上，由此而来矿山资源利用,率提高11个百分点。法国迈特赞基褐铁矿选矿厂对经破碎风力分级所产生的0.315～0.04mm粒状产品用磁辊式强磁选机进行磁选，原矿铁品位28～29，精矿铁品位可提高至42。,1.4选择性絮凝强磁选,对于低品位细粒嵌布的褐铁矿石，只有细磨才能获得较高品位的铁精矿，而同时会产生泥化现象，由此导致回收率较低。选性絮凝强磁选工艺可以明显提高微细粒铁矿物的回收率，克服目前强磁选机分选微细粒铁矿物较差的弊病。该工艺实施的关键技术是选择性分散、絮凝的控制及强磁选机的选别条件（主要是给矿方式和冲洗水量等）。例如马鞍山矿山研究院对江西铁坑褐铁矿石进行了选择性絮凝强磁选技术工业试验，加入NaOH、Na2SiO3分散调浆，以PAMS作为絮凝剂，结果表明采用,选择性絮凝后强磁选精矿铁金属回收率可提高9个百分点以上。另外采用强磁絮凝强磁流程与强磁正浮选流程的对比试验结果表明，两流程精矿铁品位相近时，前者铁金属回收率提高8个百分点以上。,1.5还原磁化焙烧弱磁选,还原磁化焙烧弱磁选是处理褐铁矿比较有效的方法之一，但由于该工艺的选矿成本较高，其一直没有得到广泛推广应用，尤其是我国褐铁矿的磁化焙烧技术基本没有工业应用。国外相关铁矿主要采用沸腾炉和回转窑磁化焙烧技术，例如前苏联里萨科夫采选公司的褐铁矿采用CBC-1型沸腾炉阶段磁化焙烧，入焙烧的矿石粒度为-30mm，铁品位39左右，焙烧矿进行磨矿-磁选后，精矿铁品位可达61以上，回收率70以上；保加利亚的克列米诺夫采选公司采用Φ5120m管式炉（回转窑）磁化焙烧技术，入,焙烧的矿石粒度为-20mm，铁品位30左右，以高炉煤气为加热燃料，以褐煤作为还原剂，焙烧矿进行磨矿-磁选后，精矿铁品位可达49以上，回收率70以上。我国在70年代对昆钢八街铁矿的土状褐铁矿进行了回转窑磁化焙烧-磁选技术的半工业试验，采用Φ113m的回转窑，入焙烧的矿石粒度为-20mm，铁品位35左右。由于以廉价的劣质褐煤作为固体还原剂和加热燃料来代替煤气，可简化回转窑的结构，既能减少基建投资，又能降低生产成本。焙烧-磁选的精矿铁品位可达54以上，回收率85以上，该指标优于其它试验方案，为建厂设计提供了设计依据。近两年，由于我国铁矿供求关系处于极度紧张的状态，同时铁精矿价格也大幅升高，因此有关研究单位又重新重视和加强磁化焙烧技术的攻关研究。研究开发了全粒级回转窑焙烧技术和多级循环流态化焙烧技术，在解决焙烧设备炉内结圈等技术难题以及优化还原回转窑工艺设计和其燃烧系统的设计等方面有重要创新，这些研究工作为还原磁化焙烧技术的工业应用奠定了基础。,1.6浮选,单一浮选工艺具有流程简单、对细粒铁矿物回收效果较好的特点，但由于褐铁矿极易泥化而严重影响浮选效果，因此在浮选前要考虑脱泥或者强化分散矿泥是非常重要的，也正是由于受该技术问题的制约，该工艺工业应用的报道很少。浮选工艺可选择正浮选或者反浮选，而研究和实践证明反浮选更适于褐铁矿的提质降杂。另外，由于褐铁矿颗粒结晶疏松、比表面积较大，在浮选过程中容易大量吸附和消耗药剂，因此宜采用多段“饥饿”加药、多次选别的浮选流程，同时中矿返回形成闭路浮选流程将降低选别指标，而中矿集中返回处理要比中矿顺序返回对选别指标的影响要小。中南大学开展了阴阳离子捕收剂反浮选褐铁矿试验研究，结果表明，采用添加新型阳离子表面活性剂DTL脱泥、石灰活化含硅矿物、淀粉抑制铁矿物、油酸及十二胺联合作为捕收剂的反浮选工艺方案，取得了较好的分选指标，同时,证明添加新型阳离子表面活性剂DTL浮选脱泥的效果优于添加分散剂自然沉降脱泥方案，而石灰活化含硅矿物、淀粉抑制铁矿物、油酸及十二胺联合作为捕收剂的反浮选工艺方案优于单一十二胺作为捕收剂的反浮选工艺方案。另外他们还开展了强化分散矿泥、阳离子捕收剂反浮选褐铁矿试验研究，原矿品位46左右，在磨矿产品中加入Na2CO3、Na2SiO3实现矿浆的强化分散，以十二胺作为捕收剂，多次加药浮选可获得精矿铁品位59、回收率83以上的较好指标。,1.7强磁选浮选,该工艺方案适合于品位较低的难选褐铁矿的选别，其流程结构有强磁选（得精）（强尾）浮选、强磁选（得精）（强尾）浮选（浮精）强磁选、强磁选（抛尾）（强精）浮选，浮选作业以采用胺类捕收剂的阳离子反浮选工艺的选别指标较好。江西铁坑铁矿曾采用强磁选（得精）（强尾）正浮选工艺生产处理铁品位35左右的褐铁矿石，铁精矿品位51（SiO214）左右，回收率65左,右；90年代进行了强磁选（得精）（强尾）正浮选（浮精）强磁选、强磁选（抛尾）（强精）反浮选两种工艺的试验，分别获得铁精矿品位52（SiO211）和54.5（SiO26）左右，回收率75和70左右。近两年来，随着新型高梯度强磁选机及新型高效反浮选药剂的研制成功，强磁选反浮选联合工艺分选褐铁矿石取得明显进展，可获得低杂质含量的铁精矿，通过普通焙烧或者与磁铁精矿混合生产球团矿可大幅度提高产品的铁品位，仍不失为优质炼铁原料。马鞍山矿山研究院对江西铁坑、甘肃徽县、宁夏中卫等多处品位较低的难选褐铁矿石开展了大量的试验研究工作，通过采用对细粒铁矿物回收相对较好的立环脉动高梯度磁选机、研制高效浮选药剂及流程结构优化等，取得了一些研究成果。流程结构优化研究结果证明，当反浮选作业自成闭路时，对反浮选泡沫进行扫选处理不仅对降低尾矿品位不明显，而且将降低精矿品位；而当采用强磁,选对反浮选泡沫（包括粗、精选）进行脱泥抛尾后经再磨或者直接返回反浮选作业再选时（即反浮选作业与强磁选作业形成闭路选别，反浮选作业不出尾矿，靠强磁选作业出尾矿），不仅最终精矿品位受影响较小，而且回收率将明显提高（一般在8个百分点左右）。反浮选精矿铁品位可达到55～57、SiO2含量降至5左右，经焙烧后产品的铁品位可达到64以上，与焙烧、磁选、反浮选联合工艺相比，生产成本大幅度下降，使该类型铁矿石具有经济开采利用价值，其中江西铁坑褐铁矿选厂已于2005年完成技术改造并投入生产。,1.8重选强磁选浮选,虽然重选强磁选浮选联合工艺已在赤铁矿选矿厂得到了广泛推广应用，但至今该工艺用于选别褐铁矿的研究报道还很少，其主要原因可能是由于褐铁矿的密度相对较小而影响选别，同时由于其经济价值相对较差，流程复杂会造成投资大、成本高。,2技术攻关的方向及对策,虽然褐铁矿的选矿技术已取得一定的进展，但该类铁矿资源的整体开发利用率还很低，也只是利用了少量高品位或易选的矿石，而大部分低品位或复杂难选的褐铁矿至今尚未得到高效开发利用或者仅限于低价值利用，因此今后需要在解决复杂难选褐铁矿选矿关键技术问题方面加大技术攻关的力度，同时还要关注技术经济的可行性研究。,（1）开展高效破磨、分级技术与关键设备研究，如引进或研制辊压超细碎、选择性磨矿、窄粒级分级等技术装备，以减少过粉碎和泥化现象，为后续的选别创造良好的物料条件；,（2）开展高效脱泥系统工程技术研究，如选择性絮凝脱泥工艺、装备及过程自动控制的整套系统工程化技术；,（3）开展高效微细粒选矿技术与关键设备研究，如絮凝强磁选、控制分散矿泥浮选工艺的工程化研究，研制适于回收微细粒褐铁矿的高效强磁选、重选设备及浮选柱等；（4）开展高效褐铁矿选矿工艺及药剂研究，重点研究重选强磁选浮选联合工艺及还原磁化焙烧弱磁选反浮选联合工艺对于提高精矿质量和回收率的适用性，研究新型高效无毒浮选捕收剂。（5）开展高效节能环保型焙烧系统工程技术研究，重点研究全粒级回转窑焙烧技术和多级循环流态化焙烧技术，解决工艺过程控制、窑（炉）体参数设计、燃烧系统的设计及燃料、还原剂优化配置等制约焙烧效率、成本和环保的关键问题，并实施焙烧设备大型化。（6）对于矿山冶炼联合企业，褐铁矿选矿尽可能不采用焙烧技术，除非矿石极其难选或者焙烧技术经济指标显著提高；而对于独立矿山企业，要根据矿石的可选性及市场销售可接受的程度，通过技术经济比较来决定是否采用焙烧技术。,褐铁矿是含水氧化铁矿石，是由其它矿石风化后生成的，其化学式为nFe2O3mH2On1～3、m1～4。褐铁矿实际上是由针铁矿（Fe2O3H2O）、水针铁矿（2Fe2O3H2O）和含不同结晶水的氧化铁以及泥质物质的混合物所组成的，矿石较疏松。含铁量一般为37～55，吸水性很强，一般都吸附着大量的水分，在焙烧或入高炉受热去掉游离水和结晶水后，矿石气孔率增加，矿石的还原性大大改善，因而褐铁矿比赤铁矿和磁铁矿的还原性都要好。同时，由于去掉了水分相应地提高了矿石的含铁量，所以是很重要的铁矿石资源。,前多年，受铁精矿价格及选矿技术