CN108707746A - 两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法 - Google Patents

两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法 Download PDF

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Abstract

一种两段焙烧‑磁选‑浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法，包括以下步骤：(1)准备高磷鲕状赤铁矿；(2)破碎后磨矿至粒径≤0.074mm的部分占70～80％；(3)送入焙烧炉在1000～1200℃条件下焙烧5～30s；(4)送入磁化焙烧炉，在还原气氛条件下加热至500～650℃焙烧；(5)磨矿至粒径≤0.038mm占40～70％，然后进行弱磁选；(6)用硫酸进行酸浸脱磷，过滤分离出的固体物料水洗烘干。本发明的方法实现了高磷鲕状赤铁矿高效综合利用，铁品位和回收率高，除磷效果显著，实现了高磷鲕状赤铁矿石的资源化和高效化的开发利用。

Description

两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法。
背景技术
我国铁矿石铁总产量虽然大，但总体矿山铁品位仅为25～40％，只有1.6％的矿山为高品级，平均品位仅为34.29％，较全球平均品位低10.45％，大量的贫杂弱磁性铁矿资源未能得到有效开发利用，其中以鲕状赤铁矿为代表的铁矿石是这类弱磁性铁矿资源的主要组成部分，资源储量达100多亿吨，约占国内铁矿资源总储量的12％，占我国赤铁矿储量的30％，湖北鄂西铁矿、河北宣龙铁矿、湖南宁乡铁矿、广西屯秋铁矿等都属于鲕状赤铁矿类型。
鲕状赤铁矿属于海相沉积岩型矿床，矿石主要以鲕状、肾状和豆状构造为主；鲕粒以赤铁矿(或者石英、粘土矿物)为核心，由赤铁矿、石英、绿泥石相互包裹逐层凝结成鲕状颗粒，形成胶体化学沉积作用形成的鲕状构造；矿石中的部分赤铁矿以粗细不等的他形粒状分布在脉石中，且无定向排列，形成浸染状构造；鲕状赤铁矿自身这种“贫、细、杂”的特点导致其一直无法得到有效的开发利用，成为国内外公认的最难选的铁矿石类型之一。
我国部分鲕状赤铁矿含磷量高，一般在0.4～1.4％，称为高磷鲕状赤铁矿；我国现已探明高磷鲕状赤铁矿储量37.2亿吨，主要由赤铁矿、鲕绿泥石、方解石、白云石、胶磷矿等矿物组成，此类矿石中的磷主要以胶磷矿的形式存在，胶磷矿与其它矿物紧密共生，嵌布粒度甚至小于2μm，不易分离；因此，在选冶过程中，高效提铁降磷是决定该矿综合开发利用的关键。
近年来，我国科研工作者针对高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的研究工作也取得了一些成果，其主要工艺方法可以分为选矿法(物理选矿、化学选矿、生物选矿)、冶炼法；其中选矿法包括强磁-反浮选、磁化焙烧-弱磁选、磁化焙烧-弱磁选-反浮选等工艺；冶炼法包括烧结法和熔炼法；物理选矿、化学选矿、生物选矿、冶炼法等每一种方法都能在一定程度上实现磷铁分离，但由于这类矿石嵌布粒度较细，单体解离度小等原因，导致每种方法分选效果均不佳，且能耗大，经济效益差，难以满足工业生产要求。
发明内容
针对现有高磷鲕状赤铁矿选别指标不显著等上述技术问题，本发明提供一种两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法，将高磷鲕状赤铁矿经过一段快速高温焙烧后，转向二段磁化焙烧，再经过磨矿、弱磁选后得到得到弱磁精矿，酸浸后得到降磷铁精矿，先通过改变矿石内部鲕状致密结构，使其有利于后续酸浸，节能降耗的同时提高提铁降磷效果。
本发明的方法中具体包括以下步骤：
1、准备高磷鲕状赤铁矿作为原料，其铁品位20～50％，磷的质量百分含量0.4～1.4％；
2、将原料破碎至粒径≤2mm，然后磨矿至粒径≤0.074mm的部分占全部原料总质量的70～80％，获得粉料；
3、将粉料送入焙烧炉，在1000～1200℃条件下焙烧5～30s，得到一段焙烧矿；
4、将一段焙烧送入磁化焙烧炉，在还原气氛条件下加热至500～650℃焙烧10～40min，得到二段焙烧矿；
5、将二段焙烧矿磨矿至粒径≤0.038mm占全部二段焙烧矿总质量的40～70％，然后进行弱磁选，弱磁选的磁场强度为80～100mT，弱磁选后得到磁选铁精矿；
6、将磁选铁精矿用硫酸进行酸浸脱磷，酸浸脱磷后过滤分离出的固体物料，固体物料经水洗烘干后，制成脱磷铁精矿。
上述方法中，步骤3发生的主要反应的反应式为：
Ca10(PO4)6(OH)2(s)→Ca10(PO4)6(OH)2-2xOx□x(s)+xH2O(g)
和
Ca10(PO4)6(OH)2-2xOx□x(s)→2Ca3(PO4)2(s)+Ca4P2O9(s)+(1-x)H2O(g)；
式中，□代表OH晶格位置的空位，脱水反应使得羟基磷灰石失去部分羟基，然后失去部分羟基的羟基磷灰石分解。
上述方法中，步骤4发生的主要反应的反应式为：
3Fe2O3(s)+CO(g)＝2Fe3O4(s)+CO2(g)；ΔrGm＝-39.94-5.71×10-2·T kJ/mol。
上述方法中，所述的还原气氛为还原性气体和氮气组成的混合气体，其中还原性气体占混合气体总体积的10～30％；所述的还原性气体为CO、H2或CH4。
上述方法中，二段焙烧矿的铁品位≥55％，铁的回收率≥80％。
上述方法中，脱磷铁精矿的铁品位≥60％，磷元素的去除率≥85％。
上述方法中，酸浸脱磷时使用的硫酸浓度为0.1～0.5mol/L，硫酸与磁选铁精矿的液固比为4～20mL/g，酸浸脱磷的时间为10～40min。
与现有技术相比，本发明的突出优点包括：
1、实现了高磷鲕状赤铁矿高效综合利用，铁品位和回收率高，除磷效果显著；
2、所用一段高温快速焙烧，相比较常规浸出工艺，可快速有效改变矿石内部鲕状致密结构，更有利于后续酸浸工艺的进行；羟基磷灰石发生脱水和分解反应后，其内部致密性变差，易产生裂纹和空隙，且高温预处理很大程度上增强磷的反应活性，极大改善浸出降磷的效果；
3、相较于目前较为常见的“直接还原-磁选”技术，更为节能降耗，且提铁降磷效果更为显著，实现了高磷鲕状赤铁矿石的资源化和高效化的开发利用。
具体实施方式
以下结合实例对本发明做进一步说明。
本发明实施例中，原料经清洗去除杂物后，烘干去除水分，
本发明实施例中，酸浸后过滤分离出的固体物料，经水洗至滤液为中性，再烘干去除水分。
实施例1
准备高磷鲕状赤铁矿作为原料，高磷鲕状赤铁矿为广西柳钢屯秋高磷鲕状赤铁矿，TFe 46.13％，按质量百分比含FeO 2.43％，P 1.00％，SiO2 18.81％，Al2O3 5.60％，CaO1.98％，MgO 0.38％，K 0.52％，Na<0.05，烧失量4.25％；
高磷鲕状赤铁矿按质量百分比含金属矿物73.20％，其余为非金属矿物，按质量百分比含赤铁矿72.35％，褐铁矿0.85％，石英13.44％，碳酸盐矿物1.58％，绿泥石+粘土矿物11.78％
将原料破碎至粒径≤2mm，然后磨矿至粒径≤0.074mm的部分占全部原料总质量的70％，获得粉料；
将粉料送入焙烧炉，在1000℃条件下焙烧30s，得到一段焙烧矿；
将一段焙烧送入磁化焙烧炉，在还原气氛条件下加热至500℃焙烧40min，得到二段焙烧矿；所述的还原气氛为还原性气体和氮气组成的混合气体，其中还原性气体占混合气体总体积的10％；所述的还原性气体为CH4；二段焙烧矿的铁品位56.7％，铁的回收率81.4％；
将二段焙烧矿磨矿至粒径≤0.038mm占全部二段焙烧矿总质量的40％，然后进行弱磁选，弱磁选的磁场强度为100mT，弱磁选后得到磁选铁精矿；
将磁选铁精矿用硫酸进行酸浸脱磷，酸浸脱磷时使用的硫酸浓度为0.5mol/L，硫酸与磁选铁精矿的液固比为4mL/g，酸浸脱磷的时间为40min；酸浸脱磷后过滤分离出的固体物料，固体物料经水洗烘干后，制成脱磷铁精矿，铁品位61.3％，磷元素的去除率86％。
实施例2
方法同实施例1，不同点在于：
(1)高磷鲕状赤铁矿的铁品位23％，磷的质量百分含量0.4％；
(2)将原料破碎后磨矿至粒径≤0.074mm的部分占全部原料总质量的75％；
(3)在1100℃条件下焙烧15s，得到一段焙烧矿；
(4)在还原气氛条件下加热至600℃焙烧20min，得到二段焙烧矿；还原气氛中还原性气体H2占混合气体总体积的20％；二段焙烧矿的铁品位58.2％，铁的回收率82.2％；
(5)将二段焙烧矿磨矿至粒径≤0.038mm占全部二段焙烧矿总质量的60％，然后进行弱磁选，弱磁选的磁场强度为90mT，弱磁选后得到磁选铁精矿；
(6)将磁选铁精矿用硫酸进行酸浸脱磷，酸浸脱磷时使用的硫酸浓度为0.3mol/L，硫酸与磁选铁精矿的液固比为10mL/g，酸浸脱磷的时间为25min；脱磷铁精矿的铁品位61.7％，磷元素的去除率87％。
实施例3
方法同实施例1，不同点在于：
(1)高磷鲕状赤铁矿的铁品位37％，磷的质量百分含量1.4％；
(2)将原料破碎后磨矿至粒径≤0.074mm的部分占全部原料总质量的80％；
(3)在1200℃条件下焙烧5s，得到一段焙烧矿；
(4)在还原气氛条件下加热至650℃焙烧10min，得到二段焙烧矿；还原气氛中还原性气体CO占混合气体总体积的30％；二段焙烧矿的铁品位57.5％，铁的回收率82.9％；
(5)将二段焙烧矿磨矿至粒径≤0.038mm占全部二段焙烧矿总质量的70％，然后进行弱磁选，弱磁选的磁场强度为80mT，弱磁选后得到磁选铁精矿；
(6)将磁选铁精矿用硫酸进行酸浸脱磷，酸浸脱磷时使用的硫酸浓度为0.1mol/L，硫酸与磁选铁精矿的液固比为20mL/g，酸浸脱磷的时间为10min；脱磷铁精矿的铁品位61.9％，磷元素的去除率88％。
实施例4
方法同实施例1，不同点在于：
(1)将原料破碎后磨矿至粒径≤0.074mm的部分占全部原料总质量的76％；
(2)在1150℃条件下焙烧10s，得到一段焙烧矿；
(3)在还原气氛条件下加热至650℃焙烧12min，得到二段焙烧矿；还原气氛中还原性气体CO占混合气体总体积的25％；二段焙烧矿的铁品位56.7％，铁的回收率81.6％；
(4)将二段焙烧矿磨矿至粒径≤0.038mm占全部二段焙烧矿总质量的50％，弱磁选的磁场强度为85mT，弱磁选后得到磁选铁精矿；
(5)将磁选铁精矿用硫酸进行酸浸脱磷，酸浸脱磷时使用的硫酸浓度为0.2mol/L，硫酸与磁选铁精矿的液固比为15mL/g，酸浸脱磷的时间为20min；脱磷铁精矿的铁品位61.4％，磷元素的去除率86％。
实施例5
方法同实施例1，不同点在于：
(1)将原料破碎后磨矿至粒径≤0.074mm的部分占全部原料总质量的72％；
(2)在1050℃条件下焙烧20s，得到一段焙烧矿；
(3)在还原气氛条件下加热至600℃焙烧18min，得到二段焙烧矿；还原气氛中还原性气体H2占混合气体总体积的15％；二段焙烧矿的铁品位56.8％，铁的回收率82.4％；
(4)将二段焙烧矿磨矿至粒径≤0.038mm占全部二段焙烧矿总质量的55％，弱磁选的磁场强度为95mT，弱磁选后得到磁选铁精矿；
(5)将磁选铁精矿用硫酸进行酸浸脱磷，酸浸脱磷时使用的硫酸浓度为0.4mol/L，硫酸与磁选铁精矿的液固比为8mL/g，酸浸脱磷的时间为30min；脱磷铁精矿的铁品位63.6％，磷元素的去除率85.1％。

Claims (5)

1.一种两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法，其特征在于包括以下步骤：
(1)准备高磷鲕状赤铁矿作为原料，其铁品位20～50％，磷的质量百分含量0.4～1.4％；
(2)将原料破碎至粒径≤2mm，然后磨矿至粒径≤0.074mm的部分占全部原料总质量的70～80％，获得粉料；
(3)将粉料送入焙烧炉，在1000～1200℃条件下焙烧5～30s，得到一段焙烧矿；
(4)将一段焙烧送入磁化焙烧炉，在还原气氛条件下加热至500～650℃焙烧10～40min，得到二段焙烧矿；
(5)将二段焙烧矿磨矿至粒径≤0.038mm占全部二段焙烧矿总质量的40～70％，然后进行弱磁选，弱磁选的磁场强度为80～100mT，弱磁选后得到磁选铁精矿；
(6)将磁选铁精矿用硫酸进行酸浸脱磷，酸浸脱磷后过滤分离出的固体物料，固体物料经水洗烘干后，制成脱磷铁精矿。
2.根据权利要求1所述的两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法，其特征在于所述的还原气氛为还原性气体和氮气组成的混合气体，其中还原性气体占混合气体总体积的10～30％；所述的还原性气体为CO、H2或CH4。
3.根据权利要求1所述的两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法，其特征在于所述的二段焙烧矿的铁品位≥55％，铁的回收率≥80％。
4.根据权利要求1所述的两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法，其特征在于所述的脱磷铁精矿的铁品位≥60％，磷元素的去除率≥85％。
5.据权利要求1所述的两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法，其特征在于步骤(6)中酸浸脱磷时使用的硫酸浓度为0.1～0.5mol/L，硫酸与磁选铁精矿的液固比为4～20mL/g，酸浸脱磷的时间为10～40min。
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