CN101240371A - 从贫杂赤铁矿中提铁的方法 - Google Patents
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Abstract
一种从贫杂赤铁矿中提铁的方法,属于矿物加工技术领域,包括以下步骤:破碎:首先将贫杂赤铁矿石与煤破碎到相同粒度,最大粒度为1~5mm;混合:把煤粉和矿粉按照(10~40)∶100的比例混合均匀;还原:把混合好的煤粉和矿粉放入还原炉,加热到1200℃-1400℃,维持30-90分钟;冷却:待矿粉温度降低到600℃以下时,将矿粉从还原炉中取出,冷却到常温;磁选:上述物料冷却后,用磁选机去除保护煤层中的过剩保护煤,并回收再利用,磁选后,得低品位精矿;磨矿:将低品位精矿细磨,控制磨矿后产品的粒度小于0.1毫米;磁选:将磨好的矿粉进行磁选,获得金属化产品,丢弃磁选尾矿。本发明优点可以将矿石品位提高到85~95%,金属回收率高、精矿中杂质磷的含量达到国家标准。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,特别涉及一种从贫杂赤铁矿中提铁的方法。
背景技术
贫杂赤铁矿是指品位在30-60%之间,含有比较高的磷和二氧化硅等杂质,浸染粒度极细,物理选矿难度大,而且不能直接进入高炉冶炼的矿石。这类矿石主要分布在我国的湖南、湖北,被称作是鲕状赤铁矿,美国、澳大利亚和尼日利亚等国家也有类似矿石。
目前,我国的这类铁矿石大多处于“呆矿”状态,关于这类矿石的分离利用,国内的多家研究机构都进行过研究,但至今未能得到理想的结果。
现有技术中曾经有人对这类矿石,采用浮选的方法进行分离。在给矿品位46-53%,磨矿细度达到-400目占95%的情况下,精矿品位提高3-8个百分点,最高精矿品位不到60%,而尾矿品位高达40%,金属回收率不足50%,而且精矿中杂质磷的含量达到0.8%以上,超出合格铁精矿要求的含磷小于0.3%的国家标准。研究结果说明,采用物理方法,通过浮选分离这类铁矿石,是不可行的。
发明内容
针对当今贫杂赤铁矿提铁方法的问题,本发明提供一种从贫杂赤铁矿中提铁的方法。
本发明方法包括以下步骤:
破碎:首先将贫杂赤铁矿矿石破碎成粉矿,最大粒度为1-5mm。将煤也破碎到相同的粒度
混合:把煤粉和矿粉按照(10~40)∶100的比例混合均匀。
还原:把混合好的煤粉和矿粉放入还原炉,加热到1200℃-1400℃,维持30-90分钟。
冷却:待矿粉温度降低到600℃以下时,将矿粉从还原炉中取出,冷却到常温。
磁选:还原产品冷却后,用磁选机去除保护煤层中的过剩保护煤,并回收再利用,磁选后得到低品位精矿。
磨矿:将低品位精矿进行细磨,控制磨矿后产品的粒度小于0.1毫米。
磁选:将磨好的矿粉进行磁选,磁选后,精矿品位可达85-95%,可作为最终产品,该产品可作为电炉炼钢的原料,磁选尾矿丢弃。
本发明的有益效果是:该方法可以将矿石品位提高到85~95%,金属回收率高、精矿中杂质磷的含量达到国家标准。
具体实施方式
例1:
对矿样进行X-射线光谱(SQR)分析,分析结果分别见表1,对矿样进行化学多元素分析,分析结果见表2。
表1 矿样SQR光谱分析结果
元素名称 | Fe2O3 | Al2O3 | SiO2 | P2O5 | MnO | CaO |
含量,% | 80.4 | 9.74 | 5.51 | 2.38 | 0.936 | 0.253 |
元素名称 | TiO2 | BaO | SO3 | MgO | V2O5 | SrO |
含量,% | 0.183 | 0.118 | 0.102 | 0.0995 | 0.0861 | 0.0764 |
元素名称 | ZnO | Cr2O3 | Cl | ZrO2 | As2O3 | K2O |
含量,% | 0.0703 | 0.0180 | 0.0129 | 0.0107 | 0.0087 | 0.0071 |
元素名称 | Y2O3 | |||||
含量,% | 0.0065 |
从表1的分析结果可以看出,矿样中主要有用元素只有铁。
表2矿样多元素分析结果
元素 | TFe | FeO | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | P | S | As |
含量% | 54.13 | 0.84 | 4.35 | 6.60 | <0.02 | 0.11 | 1.01 | 0.027 | 0.007 |
根据矿样的多元素分析结果,矿样中主要矿物为赤铁矿,矿石中的杂质元素主要为SiO2、Al2O3、P,是分离时重点研究的对象。
实验步骤如下:
破碎:首先将矿石和无烟煤煤粉破碎到1.0-2.0mm。
混合:按矿石和煤粉100∶30的比例混合均匀,制成混合料。
还原:在还原炉炉底上铺上一层5mm煤粉,然后将混合料铺在煤粉上进行还原,混合料层厚度为40mm,混合料料面上覆盖4mm厚的保护煤层。还原温度1200℃,还原时间1.0小时。
冷却:待矿粉温度降低到600℃以下时,将矿粉从还原炉中取出,冷却到常温。
磁选:还原产品冷却后,用磁选机去除保护煤层中的过剩保护煤,并回收再利用,磁选后得到精矿。
磨矿:将精矿进行细磨,控制磨矿后产品的粒度小于0.1毫米。
磁选:将磨好的矿粉进行磁选,获得金属化产品,磁选尾矿丢弃。
试验结果:试验结果见表3。
表3 试验结果
序号 | 样品名称 | TFe |
1 | 磁选产品 | 90.15 |
2 | 磁选尾矿 | 7.91 |
例2:
矿样的化学分析结果见表4。
表4 矿样化学分析结果
矿样 | TFe | FeO | SiO2 | CaO | MgO | Al2O3 | P |
含量,% | 44.73 | 3.73 | 28.05 | 0.91 | 0.05 | 1.78 | 0.21 |
从化学分析结果看,矿样亚铁含量不高,原矿的铁矿物主要是赤铁矿,脉石矿物为石英。X-射线衍射分析结果表明,矿石中主要矿物为赤铁矿、磁铁矿和石英。矿石的浸染粒度较细,属于比较难选矿石。
实验步骤如下:
破碎:首先将矿石和无烟煤煤粉破碎到1.0-3.0mm。
混合:按矿石和煤粉100∶40的比例混合均匀,制成混合料。
还原:在还原炉炉底上铺上一层5mm煤粉,然后将混合料铺在煤粉上进行还原,混合料层厚度为40mm,混合料料面上覆盖4mm厚的保护煤层。还原温度1300℃,还原时间1.0小时。
冷却:待矿粉温度降低到600℃以下时,将矿粉从还原炉中取出,冷却到常温。
磁选:还原产品冷却后,用磁选机去除保护煤层中的过剩保护煤,并回收再利用,磁选后得到精矿。
磨矿:将精矿进行细磨,控制磨矿后产品的粒度小于0.1毫米。
磁选:将磨好的矿粉进行磁选,获得金属化产品,磁选尾矿丢弃。
试验结果:试验结果见表5。
表5 试验结果
样品名称 | TFe | MFe |
磁选产品 | 93.84 | 90.69 |
例3:
矿样的化学分析结果见表6。
表6 矿样化学分析结果
矿样 | TFe | FeO | SiO2 | CaO | MgO | Al2O3 | P |
含量,% | 53.13 | 0.34 | 18.05 | 0.78 | 0.39 | 2.12 | 0.12 |
从化学分析结果看,矿样亚铁含量和杂质磷的含量都很低,原矿的铁矿物主要是赤铁矿,品位较高,脉石矿物为石英。X-射线衍射分析结果表明,矿石中主要矿物为赤铁矿。矿石的浸染粒度极细,属于比较难选矿石。
实验步骤如下:
破碎:首先将矿石和无烟煤煤粉破碎到1.0-2.0mm。
混合:按矿石和煤粉100∶40的比例混合均匀,制成混合料。
还原:在还原炉炉底上铺上一层5mm煤粉,然后将混合料铺在煤粉上进行还原,混合料层厚度为40mm,混合料料面上覆盖5mm厚的保护煤层。还原温度1400℃,还原时间1.0小时。
冷却:待矿粉温度降低到600℃以下时,将矿粉从还原炉中取出,冷却到常温。
磁选:还原产品冷却后,用磁选机去除保护煤层中的过剩保护煤,并回收再利用,磁选后得到精矿。
磨矿:将精矿进行细磨,控制磨矿后产品的粒度小于0.1毫米。
磁选:将磨好的矿粉进行磁选,获得金属化产品,磁选尾矿丢弃。
试验结果:试验结果见表7。
表7 试验结果
样品名称 | TFe | MFe |
磁选产品 | 93.734 | 90.09 |
上述实验用的还原炉为环形加热炉。
Claims (1)
1、一种从贫杂赤铁矿中提铁的方法,其特征在于包括以下步骤:
破碎:首先将贫杂赤铁矿石与煤破碎到相同粒度,最大粒度为1~5mm;
混合:把煤粉和矿粉按照(10~40)∶100的比例混合均匀;
还原:把混合好的煤粉和矿粉放入还原炉,加热到1200℃-1400℃,维持30-90分钟;
冷却:待矿粉温度降低到600℃以下时,将矿粉从还原炉中取出,冷却到常温;
磁选:上述物料冷却后,用磁选机去除保护煤层中的过剩保护煤,并回收再利用,磁选后,得低品位精矿;
磨矿:将低品位精矿细磨,控制磨矿后产品的粒度小于0.1毫米;
磁选:将磨好的矿粉进行磁选,获得金属化产品,丢弃磁选尾矿。
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