CN102658235A - 一种高铁铝土矿适度还原选分铁铝分离的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种高铁铝土矿适度还原选分铁铝分离的方法。所述方法包括:将高铁铝土矿粒度破碎至3.2mm以下,还原用煤破碎到0.15mm以下;将矿粉和还原煤粉充分混匀后放入到还原装置中,在1250~1450℃下,控制还原温度与铁颗粒中渗碳量的对应点处于Fe-C相图中的L+γ区域,从而可以控制铁颗粒粒径为48~150μm,进行适度还原;将还原料经快速冷却后通过磁选和浮选,得到还原铁中的铁品位在80%以上,金属化率大于90%,富氧化铝料中氧化铝的含量大于50%,同时保证铁、铝的回收率均在85%以上,具有铁铝高效分离、回收率高和资源综合利用的特点。

Description

一种高铁铝土矿适度还原选分铁铝分离的方法
技术领域
本发明属于冶金资源综合利用技术领域,具体涉及一种基于碳热还原法从高铁铝土矿中提取铁的方法。
背景技术
近年来,经济的快速发展推动了我国钢铁工业的持续高速增长,铁矿石资源供求矛盾日益突出。而我国铁矿石富矿少,贫矿多,高品质和易选的铁矿资源越来越少,国内钢铁工业不得不更多地依赖进口铁矿以满足大规模工业化生产的需求。自2003年开始,我国对进口铁矿石的依赖度已达50%左右,再加上铁矿石价格连年持续上涨,这给我国钢铁工业乃至整个国民经济的安全带来重大隐患。因此,迫切需要依靠技术进步最大限度地开发利用低品位复杂难选含铁矿石资源,以保障国内钢铁工业的持续稳定发展。与此同时,近年来我国铝资源矿产品的进口数量也在逐年增加,2010年铝土矿的进口量已达到3007万吨,占我国铝土矿工业消耗量的一半以上,据有关估计,铝土矿资源可能会成为我国下一个受制于人的矿产资源。
在我国的福建漳浦、海南蓬莱、台湾大屯山和广西贵港等地区存在着一种高铁三水铝土矿,是一种铁铝矿物相互嵌布、难处理的复杂铁铝共生矿,是我国一种重要的铁矿和铝土矿资源。根据地质部门的资料分析,其全国远景储量超过15亿吨,仅广西境内储量就超过2.0亿吨。以广西境内的高铁三水铝土矿为例,该高铁三水铝土矿广泛分布于广西中部南宁至玉林一带十余个县市,并相对集中于贵港、宾阳、横县及邻近地区,矿化面积大,矿体成群分布,储量十分丰富。矿体由红色粘土和三水铝土矿组成,含矿量一般为550~1500kg/m3,矿体厚度为1.2~6.8m,埋藏浅,表土层一般为0.5~1.5m,绝大部分矿石直接露出地表,可以实现露天开采。
矿石化学成分分析表明,这种高铁三水铝土矿Al2O3含量为22%~37%,平均含量27%;Fe2O3含量为35%~48%,平均含量40%;SiO2含量4%~13%,平均含量9%,均为有利用价值的矿物资源。从其成分上可以看出该铝土矿属高铁高硅型三水铝土矿,其中Fe2O3和Al2O3的含量均达不到各自的工业品位要求。因此,不能单纯的用传统方法来生产Al2O3或者金属铁产品。
国内外针对高铁三水铝土矿的综合利用研究已进行了多年,到目前为止。先后出现了铁铝分选法、先铝后铁法、先铁后铝法。铁铝分选法由于高铁铝土矿中铁铝嵌布胶合、密切共生,因而难以用普通物理选矿方法实现铁铝分离;先铝后铁法也叫做先浸后冶法,先将矿石中的易于浸出的三水铝石浸出,再将富铁赤泥冶炼,但该方法不仅Al2O3浸出率低,而且碱耗高,同时碱的加入和残留给铁矿石的高炉炼铁带来了一定难度,因此,先铝后铁法不能很好地解决高铁三水铝土矿的开发利用问题;先铁后铝方法包括金属化预还原-电炉熔分-浸出方法、烧结-高炉冶炼-氧化铝提取等工艺,但前者采用回转窑-电炉熔分流程,能耗高,污染大,后者铝土矿烧结困难、高炉冶炼焦炭消耗高、操作复杂。到目前为止,这些高铁三水铝土矿研究利用工艺均未见工业化应用和实施。所以,目前高铁三水铝土矿这种含有铁、铝等有价金属的复合资源仍然未能得到有效开发利用。
近年来,我国的铁矿石和铝土矿进口量的不仅急剧增加,而且价格逐年上涨,吃掉了冶金行业的大部分利润。如何有效地开发利用高铁铝土矿资源,缓解我国铁矿资源和铝矿资源的日益短缺状况,已成为一个重要的课题。因此,开发一种新的高铁铝土矿铁铝选分工艺对于我国钢铁工业和铝工业都具有重要的战略意义。
发明内容
针对以上问题,本发明提供了一种高铁铝土矿适度还原选分铁铝分离的方法。
依据本发明的原理,本发明所实现的方法具体包括以下步骤:
1.将高铁铝土矿原矿粒度破碎至3.2mm以下,制得高铁铝土矿粉;同时将还原用煤的粒度破碎到0.15mm以下,制得还原用煤粉;这里所说的高铁铝土矿原矿是指铁含量不小于10%,氧化铝含量不小于20%的难选铁铝共生矿。这里所说的还原用煤既可以是烟煤,也可以是无烟煤,煤中的灰分应低于15%、固定碳含量应高于40%。
2.将破碎后的高铁铝土矿粉和还原用煤粉充分混合均匀,制得混合料,混合料中所用高铁铝土矿粉和还原用煤粉的质量比为100∶20~80,以此确保还原用煤中固定碳含量与铁氧化物的氧含量之比的比值为1.00~3.00。
3.将混合料放入还原装置中,进行适度还原,适度还原的控制条件为还原温度1300~1450℃,还原时间为60~180min;这里所说的还原装置是指隧道窑、车底炉或者转底炉,控制适度还原,使其形成的铁颗粒粒度范围为48~150μm。
4.将还原后的物料取出进行快速冷却,冷却方式为埋煤空冷、放入密闭容器中空冷或者将还原物料放入水中水淬。
5.通过磨矿设备进行磨矿,磨矿至粒度不大于0.15mm。
6.通过磁选设备进行磁选,得到合格的还原铁和磁选尾矿。磁场强度为10~40KA/m;磁选后得到合格的还原铁和磁选尾矿,磁选尾矿经浮选可脱除过剩煤粉,得到富氧化铝料,富氧化铝料可用于铝工业,过剩煤粉可进入混匀步骤重复利用。
上述所实现的发明方法依据的原理如下:
高铁铝土矿在还原过程中FeO、SiO2、Al2O3之间可能发生固相反应生成一系列化合物,固相反应产物在还原过程中可能发生的反应如下。
FeO·Al2O3+CO=Fe+Al2O3+CO2                       (1)
Figure BDA0000153130990000031
FeO·SiO2+CO=Fe+SiO2+CO2                         (3)
2FeO·SiO2+Al2O3+CO=Fe+FeO·Al2O3+2SiO2+CO2      (4)
2(FeO·SiO2)+Al2O3+CO=Fe+FeO·Al2O3+2SiO2+CO2    (5)
2(FeO·Al2O3)+SiO2+CO=Fe+FeO·SiO2+2Al2O3+CO2    (6)
根据
Figure BDA0000153130990000032
可得到上述各反应的平衡气相浓度CO%与温度T的平衡图,同时将碳的气化反应平衡曲线绘入图2中,与上述各反应平衡曲线相交于c、d、e三点。
由图2可知,反应式(4)、(5)的气相平衡曲线接近坐标横轴,说明在微量的CO浓度条件下这些反应即可发生,可见Al2O3置换2FeO·SiO2和FeO·SiO2中的SiO2生成2FeO·Al2O3的反应在极弱的还原气氛下即可自发进行。反应式(1)、(2)与碳的气化曲线大约在1190K相交于c点,此时气相成分中CO%约为97%,由此表明FeO·Al2O3及FeO·SiO2被还原为Fe的反应趋势较小,从图中亦可看出这两个反应的气相平衡曲线斜率为负,因此当T>1190K时,还原反应可自发进行,同时从图中可以看出反应(2)的平衡曲线在反应(1)下方,说明FeO·Al2O3的还原趋势较2FeO·SiO2更弱。反应式(3)的平衡气相曲线与碳的气化平衡曲线在T=1120K时相交于d点,此时气相成分CO%约为94%,可见FeO·SiO2的还原反应趋势较之FeO·Al2O3及2FeO·SiO2稍强,当T>1120K时还原反应即可发生。反应式(6)的气相平衡曲线与碳的气化平衡曲线在1300K相交于e点,CO浓度接近100%,可见SiO2置换FeO·Al2O3中的Al2O3的反应趋势很弱,需在高温(T>1300K)及高CO浓度的条件下才能自发进行。综上所述,高铁铝土矿的还原需在较高的温度及CO浓度条件下才能自发进行。
同时,由于高铁三水铝土矿中铁氧化物的颗粒极为微细,仅为几微米,而且铁氧化物和氧化铝镶嵌共生,难以分离。因此要想实现铁铝分离,其基本思想就是铁的聚合长大或者渣的聚合长大。在较低温度下,铁相虽然会还原彻底,但铁颗粒难以聚合长大,高温和足够的渗碳有利于铁颗粒的形核、聚合、长大。在1450℃条件下,会出现铁的液相聚合,但是仅仅是半熔融状态,没有形成完整的液相。通过快速冷却,半熔融状态的铁相收缩,从而实现铁相与渣相的分离。
依据上述原理,本发明定义了一种对于包括高铁铝土矿在内的多种含铁矿物进行还原的方法,称作“适度还原”法,适度还原具体是指:控制还原用煤中固定碳含量与含铁矿物中铁氧化物的氧含量之比的比值为1.00~3.00,控制还原温度为1250~1450℃,控制还原温度与铁颗粒中渗碳量的对应点处于Fe-C相图中的L+γ区域,从而可以控制铁颗粒的形核、聚合、长大,最终控制还原时间为60~180min,铁颗粒的粒径正好处于48~150μm,实现了前述的“适度还原”。
根据上述方法进行高铁铝土矿中的铁、铝高效分离,可以获得良好的冶金效果,所得到的还原铁中的铁品位达到了80%以上,金属化率大于90%,富氧化铝料中氧化铝的含量大于50%,而且铁、铝的回收率均在85%以上,同时还原用煤可以循环利用。本发明具有铁铝高效分离、回收率高和铁铝资源得到了综合利用的特点。
附图说明
图1为本发明方法的工艺流程示意图。
图2为高铁铝土矿固相反应产物还原反应气相平衡图。
图3为Fe-C相图。
具体实施方式
下面结合具体实施例来进一步描述本发明,本发明的优点和特点会在描述中更为清楚,但这些实施例仅是范例性质的,并不对本发明的范围构成任何限制。
实施例1
某高铁三水铝土矿TFe含量为34.68%,Al2O3的含量为23.85%,还原用煤采用烟煤,其固定碳含量为43.45%。高铁三水铝土矿和烟煤成分分别列于表1与表2。
表1高铁三水铝土矿化学成分
Figure BDA0000153130990000051
表2铁法烟煤工业分析
Figure BDA0000153130990000052
实验步骤如下:
(1)采用颚式破碎机将高铁三水铝土矿破碎成最大粒度为2mm的矿粉,同时采用粉碎机将煤粉粉碎成其最大粒度为0.15mm的煤粉。
(2)将高铁三水铝土矿粉和煤粉按质量比为100∶50的比例混合均匀,制成混合料。
(3)在还原炉炉底上铺上一层3mm厚的焦粉,然后将混合料铺在焦粉上进行还原,混合料的厚度为30mm,混合料料面上覆盖一层3mm的保护性煤粉。还原温度为1400℃,还原时间为2.0小时。
(4)还原后,将还混合料料取出,覆盖上煤粉冷却到常温。
(5)将冷却后混合料细磨,控制磨矿后产品的粒度不大于0.15mm。
(6)将磨好的矿进行磁选,获得还原铁和磁选尾矿,将磁选后尾矿再进行浮选,得到过剩煤粉和富氧化铝料,过剩煤粉返回步骤(2)中继续重复利用。
获得还原铁品位为81.38%,金属化率为98.26%,富氧化铝料中Al2O3的含量为52.47%,铁的回收率为86.65%,Al2O3的含量为90.39%。
实施例2
采用实施例1中的高铁三水铝土矿和还原用煤等原料。
实验步骤如下:
(1)将高铁三水铝土矿破碎成最大粒度为3.2mm的矿粉,同时采用将煤粉粉碎成最大粒度为0.074mm的煤粉。
(2)将高铁三水铝土矿粉和煤粉按质量比为100∶40混合均匀,制成混合料。
(3)在还原炉炉底上铺上一层3mm的反应性低于35的焦粉,然后将混合料铺在焦粉上进行还原,混合料的厚度为30mm,混合料料面上覆盖一层3mm的保护性煤粉。还原温度为1450℃,还原时间为1.5小时。
(4)还原后,将还原料取出,放入密闭容器中,冷却到常温。
(5)将冷却后混合料细磨,控制磨矿后产品的粒度不大于0.074mm。
(6)将磨好的矿进行磁选,获得还原铁和磁选尾矿,将磁选后尾矿再进行浮选,得到过剩煤粉和富氧化铝料,过剩煤粉返回步骤(2)中继续重复利用。
获得还原铁品位为87.21%,金属化率为92.53%,富氧化铝料中Al2O3的含量为52.12%,铁的回收率为84.26%,Al2O3的含量为91.69%。

Claims (3)

1.一种高铁铝土矿适度还原选分铁铝分离的方法,其特征在于按以下步骤进行:
(1)将高铁铝土矿原矿粒度破碎至3.2mm以下,同时将还原用煤破碎到0.15mm以下;
(2)将破碎后的高铁铝土矿粉和还原用煤粉按高铁铝土矿粉和还原用煤粉的质量之比为100∶20~80的比例混合均匀,制得混合料;
(3)将混合料放入还原装置中,在1250~1450℃下进行适度还原,还原时间为60~180min,混合料中铁颗粒粒度范围为48~150μm;
(4)将还原后的物料取出进行快速冷却,冷却方式为埋煤空冷、放入密闭容器中空冷或者将还原后的混合料放入水中水淬;
(5)通过磨矿设备进行磨矿,磨矿至粒度不大于0.15mm;
(6)通过磁选设备进行磁选,磁场强度为10~40KA/m;磁选后的磁选尾矿经浮选脱除过剩煤粉而得到富氧化铝料。
2.根据权利要求1所述的一种高铁铝土矿适度还原选分铁铝分离的方法,其特征在于步骤(3)中所说的适度还原是指控制还原用煤中固定碳含量与含铁矿物中铁氧化物的氧含量之比的比值为1.00~3.00,控制还原温度为1250~1450℃,控制还原温度与铁颗粒中渗碳量的对应点处于Fe-C相图中的L+γ区域。
3.根据权利要求1所述的一种高铁铝土矿适度还原选分铁铝分离的方法,其特征在于还原装置所使用的设备为隧道窑、车底炉或者转底炉。
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