CN101457288B - 一种高磷铁矿氯化离析-弱磁选降磷方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种高磷铁矿氯化离析—弱磁选降磷方法，采用氯化离析—弱磁选工艺实现提铁降磷，对高磷铁矿石加入氯化剂和还原剂焦炭混匀后在焙烧炉进行氯化离析焙烧，焙烧后的产品经水淬、球磨后用弱磁场磁选机进行选别，可以得到铁品位＞80％，铁回收率＞85％，含磷＜0.20％的铁精矿，该铁精矿粉经过球团后可以直接作为冶炼生铁的原料。此外，针对同时含硫或者同时含硫及砷的赤铁矿、赤褐铁矿，鲕状赤褐铁矿、赤铁矿、菱铁矿等高磷铁矿，同样也能得到铁精矿中的硫含量低于0.20％，砷含量低于0.04％的产品。

Description

一种高磷铁矿氯化离析-弱磁选降磷方法

一、技术领域：

本发明涉一种高磷铁矿氯化离析一弱磁选降磷方法，属于矿物加工技术领域。特别涉及嵌布粒度细、矿石组成复杂和含磷高等特点的铁矿石选矿领域。

二、背景技术：

随着现代工业的高速发展，我国有限的富矿及易选的资源已逐渐枯竭。目前可利用的铁矿资源日益趋向于贫、细、杂。我国铁矿资源中硫、磷、二氧化硅等有害杂质含量高且与有用矿物细粒嵌布，造成选矿难度大、效率低、产品质量差。磷是钢铁冶炼过程中主要的有害元素之一，严重影响炼钢工艺和钢材产品质量。随着冶金工业的发展和新工艺的实施，对铁精矿的质量要求越来越高，对磷的含量也有严格的限定。铁精矿高效降磷迫在眉睫。有效地回收和利用这部分矿石已成为选矿工作者主要研究课题之一。针对不同性质的含磷铁矿石，国内外专家进行了较为深入的脱磷工艺研究。目前，高磷铁矿石的降磷方法主要有选矿方法、化学方法、微生物方法及冶炼方法。

高磷铁矿脱磷是目前国内尚未解决的一大技术难题。铁矿石中含磷过高，在炼铁和炼钢过程中，磷进入金属中，使钢冷却时变脆，严重影响生铁和钢的质量，矿产工业要求赤铁矿中磷的含量在0.20％以下。据有关资料介绍，全球有数百亿吨高磷铁矿因难以有效降磷而无法使用，我国有八个成矿区蕴藏有这种矿石，资源量超过百亿吨，我国因含磷高而尚未开发利用的铁矿资源超过两亿吨。

针对高磷铁矿石降磷主要有：(1)选矿法脱磷，选矿方法往往需要细磨矿石至磷矿物和铁矿物完全解离，然后采用磁选法或浮选法进行分选。我国高磷铁矿石矿物组成比较复杂，磷矿物嵌布粒度较细，采用选矿方法脱磷存在以下问题：一是脱磷率低；二是由于细磨降低了球磨机的处理量。使磨矿成本明显增加；三是铁损失量大。因此，传统的选矿方法很难达到令人满意的效果。(2)化学法脱磷，化学方法脱磷就是以硝酸、盐酸或硫酸对矿石进行酸浸脱磷。该方法是一种较为有效的脱磷方法，而且矿石中磷矿物无须完全单体解离，只要暴露出来与浸出液接触就可以达到降磷的目的。但化学方法脱磷耗酸量大，成本高，而且容易导致矿石中可溶性铁矿物溶解，造成铁的损失。(3)微生物法脱磷，微生物脱磷主要是通过代谢产酸降低体系的pH值，使磷矿物溶解，同时代谢酸还会与ca、Mg、Al等离子螯合，形成络合物，从而促进磷矿物的溶解。(4)冶炼法脱磷，冶炼脱磷即铁水预处理脱磷。其基本原理为炼钢铁水在入转炉或电炉前，以碱性氧化物或碱性渣与铁水中的磷发生反应形成磷渣进行脱磷。此法效果非常好，但成本高昂，且冶炼脱磷在我国还处于基础研究阶段。有成熟经验的冶炼脱磷冶炼工艺有：高炉出铁场脱磷、铁水预处理站脱磷和转炉内脱磷。

本申请人在申请号为200810058372.4中公开了一种“高磷硫菱铁矿全浮选选矿方法”，该法是针对原矿含硫磷高的菱铁矿矿石，同时伴生有少量的赤褐铁矿、磁黄铁矿及黄铁矿等矿石采用全浮选工艺流程。原料经碎磨至粒度为-0.074mm占75％～95％，加入SP型捕收剂粗选，再加入DP组合捕收剂采用一次粗选一次扫选反浮选降硫磷处理，最后经三次精选作业，泡沫产品经过脱水干燥，获得品位TFe≥38％，铁回收率75～86％的菱铁矿精矿。

近年来铁矿降磷已成为国内外选矿研究的一大难题。长期以来，由于没有理想的降磷方法而使得这部分铁矿资源不能有效地利用。

三、发明内容

本发明的目的是提供一种高磷铁矿氯化离析-弱磁选降磷方法，采用氯化离析-弱磁选工艺实现提铁降磷，对高磷铁矿石加入氯化剂和还原剂焦炭混匀后在焙烧炉进行氯化离析焙烧，焙烧后的产品经水淬、球磨后用弱磁场磁选机进行选别，可以得到铁品位＞80％，铁回收率＞85％，含磷＜0.20％的铁精矿，该铁精矿粉经过球团后可以直接作为冶炼生铁的原料。

本发明按以下步骤实施

(1)碎矿阶段，将高磷铁矿原料破碎至-5mm，置入焙烧炉中，控制温度在500～900℃下进行烘干脱水，烘干时间控制在20～90min，脱水至含水小于5wt％；所述的高磷铁矿原料含磷为0.7wt％以上，含全铁为32wt％以上；

(2)制团阶段，将烘干脱水后的原料干磨至-0.154mm，加入原料重量的5～50wt％的氯化剂和原料重量的3～30wt％还原剂，混匀后，制成直径3-15mm的球团，在温度在200～400℃下，将球团烘干至含水小于10wt％，所述氯化剂为CaCl₂、NaCl、KCl和海盐中的一种，所述还原剂为焦炭；

(3)氯化离析阶段，烘干后球团置入焙烧炉中进行氯化离析焙烧，焙烧温度800～1050℃，氯化离析焙烧时间30～120min；

(4)水淬磨矿阶段，经过氯化离析焙烧后的原料进行水淬后磨矿，球磨机溢流进入螺旋分级机，螺旋分级溢流的细度控制在小于0.074mm占60wt％以上；

(5)弱磁选阶段，将分级机溢流运送至弱磁场磁选机，控制磁选机的磁场强度在600～1800Oe，通过弱磁选得磁性产品，经过滤脱水干燥后得到含铁＞75wt％，铁回收率＞80％，含磷＜0.30wt％的铁精矿产品。

本发明的积极效果

从发明实施例的结果可以看出，对于高磷赤铁矿、赤褐铁矿选择氯化离析-弱磁选工艺可以实现较好的提铁降磷效果，可以得到铁品位大于75％，磷含量低于0.30％，铁回收率大于80％的流程选矿指标。此外，针对同时含硫或者同时含硫及砷的赤铁矿、赤褐铁矿，鲕状赤褐铁矿、赤铁矿、菱铁矿等高磷铁矿，同样也得到较为理想的铁精矿选矿指标，铁精矿中的硫含量低于0.20％，砷含量低于0.04％。

四、附图说明：

图1是本发明的工艺流程。

五、具体实施方式

实施例一：原料来自四川某地区含铁33～42wt％，含磷1.30wt％左右，原料中含有褐铁矿，赤铁矿，以及黄铁矿、碳酸铁和硅酸铁等铁矿物，将矿石破碎至-5mm以下，在焙烧炉中烘干，烘干温度800℃，烘干时间40min，磨成粒度小于0.154mm，添加15wt％焦炭和35wt％CaCl₂混匀后，制成3-15mm的球团；球团试样在焙烧炉烘干至含水＜10％，烘干后的球团物料置入焙烧炉中进行氯化离析焙烧，氯化离析温度950℃，离析时间60min，进行水淬后经磨矿分级至-0.074mm占66.12％，分级机溢流进入磁场强度为1000O^e的永磁磁选机磁选后得磁选铁精矿。磁选铁精矿经脱水干燥后得铁精矿，可以得到产率为37.03％，铁品位81.94％，含磷0.22％，铁回收率85.02％的铁精矿产品。选矿指标详细见表3。

表1原矿铁物相分析

项目	TFe(wt％)	磁性铁之Fe	碳酸铁之Fe	黄铁矿之Fe	硅酸铁之Fe	褐铁矿之Fe	赤铁矿之Fe	其它铁之Fe
									含量	35.68	3.63	4.22	0.31	1.59	21.64	3.68	0.70

表2原矿化学成分分析

项目	Fe	S	P	As(10<sup>-6</sup>)	CaO	Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	MgO	SiO<sub>2</sub>
									含量(wt％)	37.03	0.18	1.34	211.11	2.11	3.03	1.64	6.22

表3流程选矿指标

实施例二：：原料来自云南某地的高磷铁矿，铁以碳酸铁和褐铁矿为主，其次为赤铁矿、磁性铁，黄铁矿、硅酸铁。原矿含铁40wt％左右，含磷1wt％左右，含硫0.20wt％以下。添加12％焦炭和25％CaCl₂与粉料混匀后，制成球团；在焙烧炉烘干，再置入焙烧炉中进行氯化离析焙烧，氯化离析温度900℃，氯化离析时间120min；焙烧后的物料经水淬磨矿分级至0.074mm占70.12％，分级机溢流进入磁场强度为1500O^e的永磁磁选机磁选后得磁选铁精矿，磁选铁精矿经脱水干燥后得铁精矿，可以得到产率为41.24％，铁品位78.24％，含磷0.24％，铁回收率81.42％的铁精矿产品，选矿指标详细见表6。

表4原矿铁物相分析

项目	TFe(wt％)	磁性铁之Fe	碳酸铁之Fe	黄铁矿之Fe	硅酸铁之Fe	褐铁矿之Fe	赤铁矿之Fe	其它铁之Fe
									含量	39.63	3.68	18.63	2.54	1.23	10.21	3.22	0.12

表5原矿化学成分分析

项目	Fe	S	P	As(10<sup>-6</sup>)	CaO	Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	MgO	SiO<sub>2</sub>
									含量	39.63	0.08	1.03	112.68	3.64	3.12	4.68	2.98

表6流程选矿指标

实施例三：原料来自于云南某地的高磷高硫高砷鲕状赤褐铁矿，试样呈块状，硬度比较大，原矿嵌布粒度很细，呈致密状分布。试样中赤褐铁矿占主要部分，其次为碳酸铁、磁性铁，黄铁矿、硅酸铁等。原矿含铁36wt％左右，含磷1.90wt％左右，含硫1.00wt％左右，含砷0.10wt％左右。添加15％焦炭和40％CaCl₂与粉料混匀后，制成球团；烘干后的球团置入焙烧炉中进行氯化离析焙烧，氯化离析温度950℃，离析时间75min；焙烧后的物料进行水淬后经磨矿分级至-0.074mm占78.12％；分级机溢流进入磁场强度为1500O^e的永磁磁选机磁选后得磁选铁精矿，磁选铁精矿经脱水干燥后得铁精矿。可以得到产率为38.98％，铁品位78.64％，含磷0.24％，含硫0.20％，含砷0.023％铁回收率83.48％的铁精矿产品，选矿指标详细见表9。

表7原矿铁物相分析

项目	TFe(wt％)	磁性铁之Fe	碳酸铁之Fe	黄铁矿之Fe	硅酸铁之Fe	褐铁矿之Fe	赤铁矿之Fe	其它铁之Fe
									含量	36.72	1.04	2.11	2.14	3.22	12.14	15.96	0.11

表8原矿化学成分分析

项目	Fe	S	P	As(10<sup>-6</sup>)	CaO	Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	MgO	SiO<sub>2</sub>
									含量(wt％)	36.72	1.08	1.92	1314.98	1.22	1.04	0.98	4.11

表9选矿指标

Claims (4)

1.一种高磷铁矿氯化离析-弱磁选降磷方法，其特征在于：其按以下步骤实施，

(1)将高磷铁矿原料破碎至-5mm，置入焙烧炉中，控制温度在500～900℃下烘干脱水20～90min，所述的高磷铁矿原料含磷为0.7wt％以上，含全铁为32wt％以上；

(2)将烘干脱水后的原料干磨至小于0.154mm，加入原料重量的5～50wt％的氯化剂和原料重量的3～30wt％还原剂，混匀后，制成直径3-15mm的球团，在温度在200～400℃下，将球团烘干至含水小于10wt％；

(3)烘干后球团置入焙烧炉中进行氯化离析焙烧，控制焙烧温度800～1050℃，时间30～120min；

(4)经过氯化离析焙烧后的原料进行水淬后磨矿，球磨机溢流进入螺旋分级机进行溢流分级处理，螺旋分级溢流的细度控制在小于0.074mm占60wt％以上；

(5)将分级机溢流运送至弱磁场磁选机，控制磁选机的磁场强度在600～1800Oe，通过弱磁选得磁性产品，经过滤脱水干燥后得铁精矿产品。

2.根据权利要求1所述的高磷铁矿氯化离析-弱磁选降磷方法，其特征在于：原料含全铁33～42wt％，含磷1.30wt％，原料中含有褐铁矿，赤铁矿，黄铁矿和碳酸铁和硅酸铁的铁矿物，将矿石破碎至-5mm，在焙烧炉中烘干，烘干温度800℃，烘干时间40min，磨成粒度小于0.154mm，添加15wt％焦炭和35wt％CaCl₂混匀后，制成3-15mm的球团，球团试样在焙烧炉烘干至含水＜10％，烘干后的球团物料置入焙烧炉中进行氯化离析焙烧，氯化离析温度950℃，离析时间60min，进行水淬后经磨矿分级至小于0.074mm占66.12％，分级机溢流进入磁场强度为1000Oe的永磁磁选机磁选后得磁选铁精矿，磁选铁精矿经脱水干燥后得铁精矿。

3.根据权利要求1所述的高磷铁矿氯化离析-弱磁选降磷方法，其特征在于：原料为高磷高硫高砷鲕状赤褐铁矿，原料含全铁36wt％，含磷1.90wt％，含硫1.00wt％，含砷0.10wt％，添加15wt％焦炭和40wt％CaCl₂与粉料混匀后，制成球团，烘干后的球团置入焙烧炉中进行氯化离析焙烧，氯化离析温度950℃，离析时间75min，焙烧后的物料进行水淬后经磨矿分级至小于0.074mm占78.12％，分级机溢流进入磁场强度为1500Oe的永磁磁选机磁选后得磁选铁精矿，磁选铁精矿经脱水干燥后得铁精矿。

4.根据权利要求1所述的高磷铁矿氯化离析-弱磁选降磷方法，其特征在于：所述氯化剂为CaCl₂、NaCl、KCl和海盐中的一种，所述还原剂为焦炭。

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