CN111644267B

CN111644267B - 一种基于矿相分段精准调控的复杂铁矿石强化分选方法

Info

Publication number: CN111644267B
Application number: CN202010495537.5A
Authority: CN
Inventors: 高鹏; 袁帅; 张琦; 韩跃新; 李艳军; 孙永升
Original assignee: Northeastern University China
Current assignee: Northeastern University China
Priority date: 2020-06-03
Filing date: 2020-06-03
Publication date: 2022-05-17
Anticipated expiration: 2040-06-03
Also published as: CN111644267A

Abstract

一种基于矿相分段精准调控的复杂铁矿石强化分选方法，按以下步骤进行：(1)将复杂铁矿石破碎后磨细；(2)将矿粉输送到预氧化焙烧炉内，在悬浮状态进行预氧化焙烧，再进入旋风分离器；(3)预氧化焙烧料经过旋风分离后，排放到蓄热还原焙烧炉，在悬浮状态进行还原焙烧；(4)还原物料进入一级冷却旋风分离器，氮气冷却至200～300℃；(5)冷却还原物料经流动密封阀进入二级冷却旋风分离器，与空气发生再氧化反应，温度降至≤100℃；(6)进行弱磁选获得铁精矿。本发明的方法流程简单，单位处理量的能耗及成本低，产品性质易控制，易实现设备大型化。

Description

一种基于矿相分段精准调控的复杂铁矿石强化分选方法

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及到一种基于矿相分段精准调控的复杂铁矿石强化分选方法。

背景技术

目前大量较低品位的复杂难选铁矿资源尚未大规模实现有效利用，该类矿石的铁品位低，铁矿物嵌布粒度细，且铁矿物的物相复杂(主要为赤铁矿、针铁矿、褐铁矿、菱铁矿和磁铁矿等)，实现复杂难选铁矿资源的有效利用，对缓解铁矿资源供应不足的局面有重要意义。

专利CN104593588公开一种回转窑焙烧贫铁矿的方法，提出将含铁量为40％左右的铁矿作为原料，利用回转窑焙烧回收所含的铁，该方法在一定程度上能够实现铁资源的利用，减少了煤的用量；但采用回转窑常规煅烧设备，仍存在处理能力低，产品质量较差，且需装配喷煤装置，工艺流程复杂。

专利CN 107630139公开一种铁矿流态化悬浮预热预还原装置及方法，将回收了冶炼环节废气中的大量热量，节省了预热热量，降低能量损耗；该方法在一定程度上能降低能耗，但复杂铁矿石中铁物相复杂，铁矿物的还原速度不同，氧化气氛与还原气氛共存，影响焙烧产品的质量，降低生产效率；专利CN 105316476公开的方案也存在同样的问题。

专利CN 107930843公开一种难选铁矿悬浮焙烧干式预选尾矿返矿炉再焙烧方法，提出将难选铁矿进行悬浮焙烧，经干式预选抛尾后，再次精选；难选铁矿的干式预选作业尾矿作为矿源，进行流态化还原焙烧，并通过磁选机预选及预精选作业；两次精选作业产品进入磨矿系统，得到最终的铁精矿；该方法在一定程度上，能回收复杂矿石中的铁矿物，但产品需分两次焙烧，存在能耗高，工艺流程复杂，还原产品中铁矿物与脉石分离困难，精矿品位低等缺点。

发明内容

针对现有复杂难选铁矿石在处理技术上存在以上问题，本发明提供一种基于矿相分段精准调控的复杂铁矿石强化分选方法。

本发明的方法按以下步骤进行：

1、将复杂铁矿石采用破碎机破碎至粒径2～15mm，然后采用磨矿机磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量的50～90％，获得矿粉；所述的复杂铁矿石的铁品位TFe在25～45％，按质量百分比含SiO₂ 25～55％；

2、采用底部设有燃烧器和空气入口的预氧化焙烧炉，预氧化焙烧炉下部设有进料口，上部通过物料通道与旋风分离器连通，旋风分离器的排气口通过管道与引风机连通；向燃烧器内通入天然气燃烧产生燃烧烟气通入预氧化焙烧炉中，同时在启动引风机的条件下，向预氧化焙烧炉内通入空气，并将矿粉从预氧化焙烧炉的下部输送到预氧化焙烧炉内；矿粉在负压和气流作用下，在预氧化悬浮焙烧炉内处于悬浮状态，并被加热至650～700℃进行预氧化焙烧，矿粉中的吸附水、结晶水以及其他挥发组分被脱除，且不同铁矿的矿相转化为α-Fe₂O₃；预氧化焙烧完成后获得的预氧化产品为预氧化焙烧料，在气流作用下进入旋风分离器；

3、旋风分离器的出料口与蓄热还原焙烧炉的进料口连通，蓄热还原焙烧炉的底部设有氮气入口和还原气入口，侧部设有出料口；在向蓄热还原焙烧炉通入氮气和还原气的条件下，预氧化焙烧料在旋风分离器内经过旋风分离后，排放到蓄热还原焙烧炉内，在负压和气流作用下处于悬浮状态，并在温度500～600℃与还原气进行还原焙烧，α-Fe₂O₃被还原生成Fe₃O₄；还原焙烧完成后获得的还原产品为还原物料，从蓄热还原焙烧炉的侧部出料口排出；

4、将蓄热还原焙烧炉排出的还原物料输送至一级冷却旋风分离器；此时从一级冷却旋风分离器的进料口通入氮气，氮气从一级冷却旋风分离器的出气口排出；还原物料在氮气气氛条件下旋风分离，并被冷却至200～300℃，获得冷却还原物料，从一级冷却旋风分离器的出料口排出；

5、从一级冷却旋风分离器排出的冷却还原物料进入流动密封阀，从流动密封阀排出后进入二级冷却旋风分离器；此时从二级冷却旋风分离器的进料口通入空气，空气从二级冷却旋风分离器的出气口排出；冷却还原物料在空气气氛下旋风分离，并与空气中的氧气发生再氧化反应，Fe₃O₄被氧化生成强磁性矿物γ-Fe₂O₃，获得的焙烧产品温度降至≤100℃，形成再氧化物料从二级冷却旋风分离器的出料口排出；

6、将再氧化物料进行弱磁选，磁场强度1000～2000Oe，获得的磁性产品为铁精矿。

上述的复杂铁矿石的主要物相为针铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿或黄铁矿，粒径200mm以下。

上述的破碎机选用颚式破碎机或圆盘破碎机。

上述的磨矿机选用高压辊磨机或球磨机。

上述的步骤2中，预氧化焙烧的主要反应式为：

Fe₂O₃·nH₂O→Fe₂O₃+H₂O、

FeCO₃+O₂→Fe₂O₃+CO₂和

Fe₃O₄+O₂→Fe₂O₃+CO₂。

上述的步骤2中，预氧化焙烧炉内固体物料的停留时间为2～10min。

上述的步骤3中，还原气为CO、H₂或煤制气；还原气的用量按还原焙烧完全反应所需CO/H₂理论量的1:1～1.3倍，完全反应所依据的反应式为：

Fe₂O₃+H₂/CO→Fe₃O₄+H₂O/CO₂。

上述的步骤3中，蓄热还原焙烧炉内的氮气和还原气的体积流量比为(1～5):1。

上述的步骤3中，蓄热还原焙烧炉内固体物料的停留时间为10～30min。

上述的步骤4中，还原物料在一级冷却旋风分离器内的停留时间为2～5min。

上述的步骤5中，冷却还原物料在二级冷却旋风分离器内的停留时间为1～3min。

上述的步骤5中，再氧化反应的主要反应式为：

Fe₃O₄+O₂→γ-Fe₂O₃。

上述的铁精矿的铁品位TFe≥60％。

上述方法中，Fe的回收率≥90％。

上述的步骤4中，一级冷却旋风分离器内设有管式换热器，还原物料的显热被管式换热器回收。

上述的步骤5中，二级冷却旋风分离器内设有管式换热器，冷却还原物料的显热以及再氧化反应放出的潜热被管式换热器回收。

上述的步骤6中，弱磁选采用湿式弱磁选机或干式磁选机。

本发明的原理是：将矿粉在预氧化焙烧炉内650～700℃的氧化氛围下，脱出吸附水、结晶水及其他挥发份组成，矿石中的针铁矿、褐铁矿、菱铁矿和磁铁矿等多类型铁矿物转变为成分均一的Fe₂O₃；预氧化作业的产品，铁主要赋存于Fe₂O₃中；在进行还原焙烧时，Fe₂O₃被还原生成Fe₃O₄；还原后的物料经过两阶段冷却，第一阶段通过氮气冷却至200～300℃，此阶段铁物相不发生变化；第二阶段对温度200～300℃的物料进行空气氧化，使Fe₃O₄生成矫顽力较低的强磁性矿物γ-Fe₂O₃，不需要脱磁设备，也能降低磁团聚和脉石夹带入精矿的现象，提高了产品质量；同时此反应为放热反应，铁物相的转变将会释放潜热；回收的潜热和显热可以用于发电；最后经磁选分离出的磁性铁矿物，主要为人工磁铁矿和γ-Fe₂O₃，同时保证了铁品位和回收率，铁精矿满足炼铁作业要求。

本发明的特点和优势为：相比常规磁选、浮选工艺，能高效地从含复合铁矿物的铁矿中回收铁，铁矿物为针铁矿，赤铁矿，褐铁矿，菱铁矿，黄铁矿等时均能实现铁与脉石的高效分离；采用气基焙烧铁矿石，使物料在系统中呈流态化，相比传统焙烧手段，具有更高的传热传质效率，可实现对复杂铁矿石中细粒浸染的铁矿物的高效还原；特别采用“分段精准调控”的焙烧方法，将复杂铁矿石的“氧化-还原-再氧化”过程进行分段处理，每阶段都获得性质均一产品，从而实现铁矿物在焙烧中的精准调控，同时，工业试验研究已经证明，人工磁铁矿(即由针铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿或黄铁矿经预氧化反应和还原反应后生成的磁铁矿)转化为γ-Fe₂O₃后，铁矿物的磁团聚现象显著降低，精矿中脉石的夹带量明显减少，产品的质量得到了显著提高；工艺流程简单，设备及系统运行稳定，处理量大，单位处理量的能耗及成本低，产品性质易控制，易实现设备大型化。

附图说明

图1为本发明实施例中的基于矿相分段精准调控的复杂铁矿石强化分选方法流程示意图；

图2为本发明实施例中的预氧化焙烧流程示意图；

图3为发明实施例中的还原焙烧流程示意图；

图4为本发明实施例中的冷却-再氧化流程示意图；

图5为本发明实施例中的流动密封阀结构原理示意图。

具体实施方式

本发明实施例中采用的复杂铁矿石铁品位TFe在25～45％，按质量百分比含SiO₂25～55％；主要物相为针铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿或黄铁矿，粒径200mm以下。

本发明实施例中采用的破碎机为颚式破碎机或圆盘破碎机。

本发明实施例中采用的磨矿机为高压辊磨机或球磨机。

本发明实施例中弱磁选采用湿式弱磁选机或干式磁选机。

本发明实施例中的还原气为CO、H₂或煤制气。

本发明实施例中采用的流动密封阀结构原理如图5所示，流动密封阀内部设有挡板将流动密封阀内部分隔为进料室和出料室，挡板的顶边和侧边与流动密封阀内部固定连接，挡板的底边与流动密封阀的底部之间有间隙作为水平通道；进料室侧壁上设有进料口，出料室侧壁上设有出料口，进料口和出料口均位于挡板底边的上方，且进料口高于出料口；出料室顶部还设有出气管；进料室底板上设有松动风入口与进气管道1连通，出料室底板上设有流化风入口与进气管道2连通；进气管道1和进气道管2分别与气源连通。

本发明实施例中流动密封阀的工作方法为：从进料口进入的固体物料逐渐累积，当固体物料将水平通道封闭时，通过进气管道1向进料室通入气体作为松动风，通过进气管道2向出料室通入气体作为流化风，使进料室内的固体物料在气流作用下向出料室运动；随着固体物料在进料室和出料室内逐渐累积，当出料室内的固体物料顶面升高到出料口的位置时，在气流作用下，出料室内的固体物料从出料口排出。

本发明实施例中流动密封阀的气管道1和进气管道2分别与氮气气源连通，采用氮气作为松动风和流化风；从流动密封阀顶部的出气管排出的氮气进入一级冷却旋风分离器的进料口，用于形成氮气气氛。

本发明实施例中二级冷却旋风分离器的进料口通过管道与空压机连通，通过空压机吹入空气，用于形成空气气氛。

本发明实施例中，一级冷却旋风分离器内设有管式换热器，还原物料的显热被管式换热器回收。

本发明实施例中，二级冷却旋风分离器内设有管式换热器，冷却还原物料的显热以及再氧化反应放出的潜热被管式换热器回收。

本发明实施例中，从二级冷却旋风分离器的出气口排出的空气传输到预氧化焙烧炉底部的空气入口，作为助燃气体。

实施例1

复杂铁矿石的铁品位TFe在35.20％，按质量百分比含SiO₂ 43.11％；

流程如图1所示；

将复杂铁矿石采用破碎机破碎至粒径2～15mm，然后采用磨矿机磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量的80％，获得矿粉；

采用底部设有燃烧器和空气入口的预氧化焙烧炉，预氧化焙烧炉下部设有进料口，上部通过物料通道与旋风分离器连通，旋风分离器的排气口通过管道与引风机连通；向燃烧器内通入天然气燃烧产生燃烧烟气通入预氧化焙烧炉中，同时在启动引风机的条件下，向预氧化焙烧炉内通入空气，并将矿粉从预氧化焙烧炉的下部输送到预氧化焙烧炉内；矿粉在负压和气流作用下，在预氧化悬浮焙烧炉内处于悬浮状态，并被加热至650℃进行预氧化焙烧，矿粉中的吸附水、结晶水以及其他挥发组分被脱除，且不同铁矿的矿相转化为α-Fe₂O₃；预氧化焙烧完成后获得的预氧化产品为预氧化焙烧料，在气流作用下进入旋风分离器；预氧化焙烧炉内固体物料的停留时间为10min；流程如图2所示；

旋风分离器的出料口与蓄热还原焙烧炉的进料口连通，蓄热还原焙烧炉的底部设有氮气入口和还原气入口，侧部设有出料口；在向蓄热还原焙烧炉通入氮气和还原气的条件下，预氧化焙烧料在旋风分离器内经过旋风分离后，排放到蓄热还原焙烧炉内，在负压和气流作用下处于悬浮状态，并在温度500℃与还原气进行还原焙烧，α-Fe₂O₃被还原生成Fe₃O₄；还原焙烧完成后获得的还原产品为还原物料，从蓄热还原焙烧炉的侧部出料口排出；还原气的用量按还原焙烧完全反应所需CO/H₂理论量的1:1倍；，蓄热还原焙烧炉内的氮气和还原气的体积流量比为5:1；蓄热还原焙烧炉内固体物料的停留时间为30min；流程如图3所示；

将蓄热还原焙烧炉排出的还原物料输送至一级冷却旋风分离器；此时从一级冷却旋风分离器的进料口通入氮气，氮气从一级冷却旋风分离器的出气口排出；还原物料在氮气气氛条件下旋风分离，并被冷却至200℃，获得冷却还原物料，从一级冷却旋风分离器的出料口排出；还原物料在一级冷却旋风分离器内的停留时间为5min；

从一级冷却旋风分离器排出的冷却还原物料进入流动密封阀，从流动密封阀排出后进入二级冷却旋风分离器；此时从二级冷却旋风分离器的进料口通入空气，空气从二级冷却旋风分离器的出气口排出；冷却还原物料在空气气氛下旋风分离，并与空气中的氧气发生再氧化反应，Fe₃O₄被氧化生成强磁性矿物γ-Fe₂O₃，获得的焙烧产品温度降至≤100℃，形成再氧化物料从二级冷却旋风分离器的出料口排出；冷却还原物料在二级冷却旋风分离器内的停留时间为1min；流程如图4所示；

将再氧化物料进行弱磁选，磁场强度1000Oe，获得的磁性产品为铁精矿；铁精矿的铁品位TFe 65.14％；Fe的回收率92.29％。

实施例2

复杂铁矿石的铁品位TFe在33.10％，按质量百分比含SiO₂ 45.6％；

方法同实施例1，不同点在于：

(1)采用磨矿机磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量的60％；

(2)预氧化焙烧温度680℃；预氧化焙烧炉内固体物料的停留时间为5min；

(3)还原焙烧温度550℃与还原气进行，还原气的用量按还原焙烧完全反应所需CO/H₂理论量的1:2倍；，蓄热还原焙烧炉内的氮气和还原气的体积流量比为3:1；蓄热还原焙烧炉内固体物料的停留时间为20min；

(4)还原物料被冷却至250℃后排出；还原物料在一级冷却旋风分离器内的停留时间为4min；

(5)冷却还原物料在二级冷却旋风分离器内的停留时间为2min；

(6)弱磁选的磁场强度1500Oe；铁精矿的铁品位TFe 64.41％；Fe的回收率91.79％。

实施例3

复杂铁矿石的铁品位TFe在29.87％，按质量百分比含SiO₂ 48.4％；

方法同实施例1，不同点在于：

(1)采用磨矿机磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量的50％；

(2)预氧化焙烧温度700℃；预氧化焙烧炉内固体物料的停留时间为2min；

(3)还原焙烧温度600℃与还原气进行，还原气的用量按还原焙烧完全反应所需CO/H₂理论量的1.3倍；，蓄热还原焙烧炉内的氮气和还原气的体积流量比为1:1；蓄热还原焙烧炉内固体物料的停留时间为10min；

(4)还原物料被冷却至300℃后排出；还原物料在一级冷却旋风分离器内的停留时间为2min；

(5)冷却还原物料在二级冷却旋风分离器内的停留时间为3min；

(6)弱磁选的磁场强度2000Oe；铁精矿的铁品位TFe 61.59％；Fe的回收率92.15％。

Claims

1.一种基于矿相分段精准调控的复杂铁矿石强化分选方法，其特征在于按以下步骤进行：

（1）将复杂铁矿石采用破碎机破碎至粒径2~15mm，然后采用磨矿机磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量的50~90%，获得矿粉；所述的复杂铁矿石的铁品位TFe在25~45%，按质量百分比含SiO₂ 25~55%；

（2）采用底部设有燃烧器和空气入口的预氧化焙烧炉，预氧化焙烧炉下部设有进料口，上部通过物料通道与旋风分离器连通，旋风分离器的排气口通过管道与引风机连通；向燃烧器内通入天然气燃烧产生燃烧烟气通入预氧化焙烧炉中，同时在启动引风机的条件下，向预氧化焙烧炉内通入空气，并将矿粉从预氧化焙烧炉的下部输送到预氧化焙烧炉内；矿粉在负压和气流作用下，在预氧化悬浮焙烧炉内处于悬浮状态，并被加热至650~700℃进行预氧化焙烧，矿粉中的吸附水、结晶水以及其他挥发组分被脱除，且不同铁矿的矿相转化为α-Fe₂O₃；预氧化焙烧完成后获得的预氧化产品为预氧化焙烧料，在气流作用下进入旋风分离器；预氧化焙烧炉内固体物料的停留时间为2~10min；

（3）旋风分离器的出料口与蓄热还原焙烧炉的进料口连通，蓄热还原焙烧炉的底部设有氮气入口和还原气入口，侧部设有出料口；在向蓄热还原焙烧炉通入氮气和还原气的条件下，预氧化焙烧料在旋风分离器内经过旋风分离后，排放到蓄热还原焙烧炉内，在负压和气流作用下处于悬浮状态，并在温度500~600℃与还原气进行还原焙烧，α-Fe₂O₃被还原生成Fe₃O₄；还原焙烧完成后获得的还原产品为还原物料，从蓄热还原焙烧炉的侧部出料口排出；还原气为CO、H₂或煤制气；还原气的用量按还原焙烧完全反应所需CO/H₂理论量的1:1~1.3倍，完全反应所依据的反应式为：

Fe₂O₃+H₂/CO→Fe₃O₄+ H₂O/CO₂；

蓄热还原焙烧炉内的氮气和还原气的体积流量比为（1~5）:1；蓄热还原焙烧炉内固体物料的停留时间为10~30min；

（4）将蓄热还原焙烧炉排出的还原物料输送至一级冷却旋风分离器；此时从一级冷却旋风分离器的进料口通入氮气，氮气从一级冷却旋风分离器的出气口排出；还原物料在氮气气氛条件下旋风分离，并被冷却至200~300℃，获得冷却还原物料，从一级冷却旋风分离器的出料口排出；还原物料在一级冷却旋风分离器内的停留时间为2~5 min；

（5）从一级冷却旋风分离器排出的冷却还原物料进入流动密封阀，从流动密封阀排出后进入二级冷却旋风分离器；此时从二级冷却旋风分离器的进料口通入空气，空气从二级冷却旋风分离器的出气口排出；冷却还原物料在空气气氛下旋风分离，并与空气中的氧气发生再氧化反应，Fe₃O₄被氧化生成强磁性矿物γ-Fe₂O₃，获得的焙烧产品温度降至≤100℃，形成再氧化物料从二级冷却旋风分离器的出料口排出；冷却还原物料在二级冷却旋风分离器内的停留时间为1~3min；

（6）将再氧化物料进行弱磁选，磁场强度1000~2000Oe，获得的磁性产品为铁精矿；铁精矿的铁品位TFe≥60%；Fe的回收率≥90%。