复杂难选铁矿石的预富集三段悬浮焙烧磁选处理方法.pdf

一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法，属于矿物加工技术领域，按以下步骤进行：（1）将复杂难选铁矿石磨细后进行弱磁选，尾矿进行强磁选；（2）将强磁选精矿放入悬浮焙烧炉中，在悬浮状态加热至450~800℃进行预氧化焙烧；（3）通入氮气置换出空气；通入还原性气体在悬浮松散状态还原；（4）温度降至250~400℃时，通入空气进行再氧化，至降温100℃以下时取出二次磨矿；（5）进行第三次磁选，获得三次磁选精矿和弱磁选精矿混合作为最终精矿。本发明的方法工艺简单，提高了高难选矿石的回收率，方法适应性强，工艺安全可靠，产品质量均匀稳定，并具有节能降耗的优点。

权利要求书
1.  一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法，其特征在于按以下步骤进行：
（1）预磁选：将复杂难选铁矿石磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量的40~80%，然后进行弱磁选，获得弱磁精矿和弱磁尾矿；将弱磁尾矿进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；
（2）预氧化：将强磁选精矿放入悬浮焙烧炉中，向悬浮焙烧炉中通入空气，使物料呈悬浮状态；将悬浮焙烧炉内物料加热至450~800℃进行预氧化焙烧，此时悬浮焙烧炉内为氧化气氛，预氧化的时间为10~120s；
（3）蓄热还原：保温完成后停止加热，向悬浮焙烧炉内通入氮气置换出空气；然后向悬浮焙烧炉内通入还原性气体，使物料处于悬浮松散状态，利用物料自身储蓄的热量进行还原，还原时间为5~60秒；
（4）再氧化：还原结束后停止通入还原性气体，向悬浮焙烧炉内通入氮气置换出未反应的残余还原性气体，通过悬浮焙烧炉夹套的冷却水对悬浮焙烧炉降温，当温度降至250~400℃时，向悬浮焙烧炉内通入空气进行再氧化，当悬浮焙烧炉内的物料降温至100℃以下时，将物料取出进行二次磨矿；
（5）再磁选：当二次磨矿后的物料至粒度-0.044mm的部分占总重量的40~80%时，将二次磨矿后的物料在磁场强度60~100kA/m条件下进行第三次磁选，获得三次磁选精矿和三次磁选尾矿；将三次磁选精矿和弱磁选精矿混合作为最终精矿。

2.  根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法，其特征在于步骤（1）中的强磁选精矿为含有赤铁矿、菱铁矿和褐铁矿的混合物料。

3.  根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法，其特征在于步骤（3）中通入还原性气体的同时继续通入氮气，还原性气体和氮气的流量比为1:（1~10）。

4.  根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法，其特征在于所述的还原性气体选用一氧化碳。

5.  根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法，其特征在于步骤（4）中的再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe2O3 和Fe3O4；其中γ-Fe2O3的重量含量在50~90%，Fe3O4的重量含量在5~45%。

6.  根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法，其特征在于所述的三次磁选精矿的铁品位为64~66%，最终精矿的铁品位为65~67%。

7.  根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法，其特征在于铁的回收率为80~90%。

8.  根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法，其特征在于步骤（4）中的再氧化反应放出大量反应热，与悬浮焙烧炉夹套的冷却水进行热交换，转化为水蒸气回收。

说明书复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法。
背景技术
我国钢铁工业迅猛发展，铁矿石需求量急剧攀升。我国铁矿石品位低、禀赋差、采选成本高，导致国内铁矿石生产远远不能满足钢铁工业发展的需求；2014年，我国进口铁矿石9.33亿吨，对外依存度高达78.5%，铁矿石对外依存度过高，使中国钢铁的国际话语权和安全性进一步降低；2014年进口铁矿石价格已由年初的130美元/t降低至70美元/t以下，国产铁矿也相应降价40%以上，造成国内铁矿山近乎全行业亏损；钢铁工业是国民经济支柱产业，对保障社会民生具有不可替代的作用，我国铁矿供应不足已成为制约国家经济发展的“瓶颈”，甚至成为伴随工业化、城镇化和现代化全过程的一个重大现实问题；因此，加强我国复杂难选铁矿资源的高效开发利用具有重要的战略意义。
赤铁矿-菱铁矿-褐铁矿-磁铁矿混合矿石是典型的复杂难选铁矿资源，广泛分布于辽宁、山西、陕西、甘肃、新疆等地；该类型铁矿石矿物组成极其复杂，主要矿物赤铁矿、磁铁矿、菱铁矿、石英、铁白云石等，其中赤铁矿中的铁占30~80%、菱铁矿中的铁占5~20%、褐铁矿中的铁占5~20%、磁铁矿中的铁占5~20%；由于该矿矿物组成复杂，共生关系密切，含铁矿物种类多，分选性质差异大，采用常规的选矿技术难以获得较好的技术经济指标；东北大学和东鞍山烧结厂采用“分步浮选”技术处理东鞍山含碳酸盐铁矿石（属于赤铁矿-菱铁矿-褐铁矿-磁铁矿混合矿石），获得了TFe品位63.37%，回收率仅60~65%的工业技术指标。
磁化焙烧-磁选是指将物料或矿石加热在相应的气氛中进行复杂的物理化学作用，使弱磁性铁矿物转变为强磁性铁矿物（Fe3O4），再利用矿物之间的磁性差异进行磁选；常见的磁化焙烧方式有竖炉焙烧、回转窑焙烧、流态化焙烧等；我国酒钢选矿厂采用26座100m3竖炉焙烧技术处理该类矿石，焙烧矿经弱磁选可获得TFe品位55%～56%的铁精矿，铁回收率70~80%；但竖炉适合处理的矿石粒度为25~75mm，酒钢选矿厂约40%的0~25mm的矿石只能采用强磁选工艺，仅能获得TFe品位49.06%的铁精矿，铁回收率66.59%，造成资源的大量浪费；且竖炉焙烧工艺存在着能耗高、焙烧时间长、产品质量不均匀等问题。
以上磁化焙烧技术处理赤铁矿-菱铁矿-褐铁矿-磁铁矿混合矿时，存在以下三方面的问题：1、由于铁矿物性质不一致，相同还原条件下不同矿物的反应不同步，还原物料不能完全反应生成磁性的Fe3O4，或者出现过还原生成无磁性的FeO，进而造成分选指标较差；2、物料加热和还原是同步进行，还原气氛难以保证，工业化实施困难；3、无法处理0~25mm细粒级物料。
发明内容
本发明目的是提供一种复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法，通过将复杂难选铁矿石先进行弱磁选和强磁选，然后预氧化-还原-再氧化悬浮焙烧，获得选别指标较高的铁精矿。
本发明的方法按以下步骤进行：
1、预磁选：将复杂难选铁矿石磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量的40~80%，然后进行弱磁选，获得弱磁精矿和弱磁尾矿；将弱磁尾矿进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；
2、预氧化：将强磁选精矿放入悬浮焙烧炉中，向悬浮焙烧炉中通入空气，使物料呈悬浮状态；将悬浮焙烧炉内物料加热至450~800℃进行预氧化焙烧，此时悬浮焙烧炉内为氧化气氛，预氧化的时间为10~120s；
3、蓄热还原：保温完成后停止加热，向悬浮焙烧炉内通入氮气置换出空气；然后向悬浮焙烧炉内通入还原性气体，使物料处于悬浮松散状态，利用物料自身储蓄的热量进行还原，还原时间为5~60秒；
4、再氧化：还原结束后停止通入还原性气体，向悬浮焙烧炉内通入氮气置换出未反应的残余还原性气体，通过悬浮焙烧炉夹套的冷却水对悬浮焙烧炉降温，当温度降至250~400℃时，向悬浮焙烧炉内通入空气进行再氧化，当悬浮焙烧炉内的物料降温至100℃以下时，将物料取出进行二次磨矿；
5、再磁选：当二次磨矿后的物料至粒度-0.044mm的部分占总重量的40~80%时，将二次磨矿后的物料在磁场强度60~100kA/m条件下进行第三次磁选，获得三次磁选精矿和三次磁选尾矿；将三次磁选精矿和弱磁选精矿混合作为最终精矿。
上述方法中，将悬浮焙烧炉内物料加热是向悬浮焙烧炉内通入液化气并点燃进行加热。
上述方法中，预氧化、还原和再氧化过程中，悬浮焙烧炉的夹套内始终流通有冷却水。
上述方法中，步骤1中的强磁选精矿为含有赤铁矿、菱铁矿和褐铁矿的混合物料。
上述方法中，步骤3中通入还原性气体的同时继续通入氮气，还原性气体和氮气的体积流量比为1:（1~10）。
上述的还原性气体选用一氧化碳。
上述方法中，步骤2中的预氧化使菱铁矿和褐铁矿全部转化为赤铁矿，其中菱铁矿发生反应的的反应式为：
FeCO3(s)=FeO(s)+CO2(g)                 （1）
3FeCO3(s)= Fe3O4(s)+ CO(g)+ 2CO2(g)       （2）
4FeO(s) + O2(g) = 2Fe2O3(s)                      （3）
Fe3O4(s)+ O2(g) = 2Fe2O3                        （4）
菱铁矿先按式（1）和（2）发生分解反应生成Fe3O4或者FeO，然后再按式（3）和（4）氧化为Fe2O3；
褐铁矿发生反应的反应式为：
Fe2O3·2H2O(s) = Fe2O3(s)+ 2H2O(g)  （5）
褐铁矿转化为Fe2O3。
上述方法中，步骤3中的还原的反应式为：
3Fe2O3(s)＋CO(g)＝2Fe3O4(s)＋CO2(g)     （6）
物料中的Fe2O3还原为Fe3O4。
上述方法中，步骤4中的再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe2O3 和Fe3O4；其中γ-Fe2O3的重量含量在50~90%，Fe3O4的重量含量在5~45%。
上述方法中，步骤4中的再氧化反应放出大量反应热，与悬浮焙烧炉夹套的冷却水进行热交换，转化为水蒸气回收。
上述方法中，铁的回收率为80~95%。
上述方法获得的三次磁选精矿的铁品位为64~66%，最终精矿的铁品位为65~67%。
与现有技术相比，本发明的特点和有益效果是：
（1）针对目前我国大量复杂难选的赤铁矿-菱铁矿-褐铁矿-磁铁矿混合矿石，本发明通过预选先分选出其中磁性较强的矿物，然后通过预氧化-还原-再氧化个阶段使其中成分不均的铁矿物统一转变为磁性较强的γ-Fe2O3，为这类铁矿石的开采利用提供了一种很好的分选方法；在悬浮焙烧炉中，物料中的铁矿物完成Fe2O3→Fe3O4→γ-Fe2O3、FeCO3→Fe2O3→Fe3O4→γ-Fe2O3和Fe2O3·2H2O→Fe2O3→Fe3O4→γ-Fe2O3的转化过程，铁矿物反应均匀，磁性明显增强；
（2）全部过程以反应炉为主要设备，通过不同的氧化、还原气氛以及温度的控制，使其发生相应的物理化学变化，实现了铁矿物的相变，最终得到质量均匀的产物γ-Fe2O3，并在此过程中实现余热的再回收利用；最终通过磨矿-磁选实现了该复杂难选铁矿石的高效回收利用。该方法一方面实现大量至今无法利用的赤铁矿-菱铁矿-褐铁矿-磁铁矿混合矿的有效分选，盘活大量铁矿资源；另一方面可大幅提高难选矿石的回收率，较常规的选别工艺回收率提高15个百分点以上，达到节能、降耗、增效目的；
（3）提出赤铁矿-菱铁矿-褐铁矿-磁铁矿混合矿石预先氧化技术：与其他的磁化焙烧技术相比，通过预氧化阶段保证物料中的所有铁矿物全部转变为Fe2O3，保证了最终产物的还原均一性，所以对处理的矿石适应性更强；
（4）提出铁矿石蓄热自还原技术，只在预氧化过程对矿石加热，当矿石进入还原炉腔时，利用矿石自身储备的热量和还原气体完成反应，使加热和还原分离，避免了还原气体爆炸的可能性，安全可靠，为工业化装备提供了技术原型；
（5）提出焙烧炉内非均质矿石颗粒连续悬浮状态控制技术：整个焙烧过程中物料颗粒在气体的作用下颗粒多悬浮于气相中，处于较好的分散状态，能使气固充分接触，使反应传热、传质效果较好，焙烧过程反应速度快，产品质量均匀稳定；
（6）提出磁化焙烧产物Fe3O4再氧化同步回收余热技术：通过设置冷却环境，控制焙烧产物中Fe3O4向γ-Fe2O3的再转化，回收该物相转化过程中释放的热量。
附图说明
图1为本发明的实施例1的方法中，预氧化-蓄热还原-再氧化阶段流程示意图；图中，A为预氧化焙烧阶段，B为通入氮气置换空气阶段，C为通入还原性气体阶段，D为通入氮气置换还原性气体阶段，E为降温阶段，F为再氧化阶段；
图2为本发明实施例1的复杂难选铁矿石的预富集-三段悬浮焙烧-磁选处理方法流程示意图。
具体实施方式
本发明实施例中采用的悬浮焙烧炉为间歇式悬浮焙烧炉，包括炉体及其侧壁的冷却水夹套，炉体底部设有氮气入口、空气入口和还原性气体入口，炉体内部下方设有透气网（布风板）用于放置反应物料并使流通的气体均匀分布，炉体顶部设有废气出口，炉体下方侧部设有液化气烧嘴，液化气烧嘴位于透气网上方。
本发明实施例中采用Φ180mm×200mm筒形球磨机磨矿。
本发明实施例中采用Φ50mm磁选管进行磁选选别。
本发明实施例中采用的复杂难选铁矿石为赤铁矿（Fe2O3）、菱铁矿（FeCO3）、褐铁矿（Fe2O3·2H2O）和磁铁矿混合矿石，铁品位TFe在27~35%，按重量百分比含FeO3~17%，SiO2 30~50%。
本发明实施例中步骤1的弱磁选的条件为80~90kA/m，强磁选的条件为600~800 kA/m。
本发明实施例中再氧化后的物料用穆斯堡尔谱仪进行检测，测得物料的主要成分为磁赤铁矿γ-Fe2O3 和磁铁矿Fe3O4；其中γ-Fe2O3的重量含量在50~90%，磁铁矿Fe3O4的重量含量在5~45%；其余为赤铁矿Fe2O3；采用的穆斯堡尔谱仪型号为WSSL-10。
本发明实施例中步骤2的空气通入量按空气在悬浮焙烧炉内的流速为0.8~2m/s。
本发明实施例中，步骤3中还原性气体和氮气的流量比例按两种气体在悬浮焙烧炉内的流速为0.8~2m/s。
本发明实施例中步骤4中的空气通入量按空气在悬浮焙烧炉内的流速为0.8~2m/s。
本发明实施例中将悬浮焙烧炉内物料加热是向悬浮焙烧炉内通入液化气并点燃进行加热。
实施例1
采用的复杂难选铁矿石的主要成分如表1所示（单位wt%）；
表1
组分TFeFeOSiO2Al2O3CaO 含量34.4312.849.410.150.39组分MgOPSKNa 含量0.370.070.050.040.03
化学物相分析结果如表2所示；
表2

方法按以下步骤进行：
1、预磁选：将复杂难选铁矿石磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量的40%，然后进行弱磁选，获得弱磁精矿和弱磁尾矿；将弱磁尾矿进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；强磁选精矿为含有赤铁矿、菱铁矿和褐铁矿的混合物料；
2、预氧化：将强磁选精矿放入悬浮焙烧炉中，向悬浮焙烧炉中通入空气，使物料呈悬浮状态；将悬浮焙烧炉内物料加热至800℃进行预氧化焙烧，此时悬浮焙烧炉内为氧化气氛，预氧化的时间为10s；
3、蓄热还原：保温完成后停止加热，向悬浮焙烧炉内通入氮气置换出空气；然后向悬浮焙烧炉内通入CO，使物料处于悬浮松散状态，利用物料自身储蓄的热量进行还原，还原时间为5秒；通入CO的同时继续通入氮气，CO和氮气的体积流量比为1:1；
4、再氧化：还原结束后停止通入CO，向悬浮焙烧炉内通入氮气置换出未反应的残余CO，通过悬浮焙烧炉夹套的冷却水对悬浮焙烧炉降温，当温度降至400℃时，向悬浮焙烧炉内通入空气进行再氧化，当悬浮焙烧炉内的物料降温至100℃以下时，将物料取出进行二次磨矿；再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe2O3 和Fe3O4；其中γ-Fe2O3的重量含量在50%，Fe3O4的重量含量在45%；再氧化反应放出大量反应热，与悬浮焙烧炉夹套的冷却水进行热交换，转化为水蒸气回收；
5、再磁选：当二次磨矿后的物料至粒度-0.044mm的部分占总重量的40%时，将二次磨矿后的物料在磁场强度60kA/m条件下进行第三次磁选，获得三次磁选精矿和三次磁选尾矿；将三次磁选精矿和弱磁选精矿混合作为最终精矿；
上述方法中，预氧化、还原和再氧化过程中，悬浮焙烧炉的夹套内始终流通有冷却水；
上述方法铁的回收率为95%；三次磁选精矿的铁品位为66%，最终精矿的铁品位为67%。
实施例2
复杂难选铁矿石的铁品位TFe 32%，按重量百分比含FeO16%，SiO2 45%；
方法同实施例1，不同点在于：
（1）将复杂难选铁矿石磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量的50%；
（2）将悬浮焙烧炉内物料加热至700℃进行预氧化焙烧，预氧化的时间为30s；
（3）还原时间为15秒；CO和氮气的体积流量比为1:3；
（4）当温度降至350℃时，向悬浮焙烧炉内通入空气进行再氧化；再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe2O3 和Fe3O4；其中γ-Fe2O3的重量含量在60%，Fe3O4的重量含量在33%；
（5）当二次磨矿后的物料至粒度-0.044mm的部分占总重量的50%时，将二次磨矿后的物料在磁场强度70kA/m条件下进行第三次磁选，铁的回收率为90%；三次磁选精矿的铁品位为65%，最终精矿的铁品位为66%。
实施例3
复杂难选铁矿石的铁品位TFe 30%，按重量百分比含FeO15%，SiO2 38%；
方法同实施例1，不同点在于：
（1）将复杂难选铁矿石磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量的60%；
（2）将悬浮焙烧炉内物料加热至600℃进行预氧化焙烧，预氧化的时间为60s；
（3）还原时间为30秒；CO和氮气的体积流量比为1:5；
（4）当温度降至300℃时，向悬浮焙烧炉内通入空气进行再氧化；再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe2O3 和Fe3O4；其中γ-Fe2O3的重量含量在80%，Fe3O4的重量含量在14%；
（5）当二次磨矿后的物料至粒度-0.044mm的部分占总重量的60%时，将二次磨矿后的物料在磁场强度80kA/m条件下进行第三次磁选，铁的回收率为86%；三次磁选精矿的铁品位为65%，最终精矿的铁品位为66%。
实施例4
复杂难选铁矿石的铁品位TFe 27%，按重量百分比含FeO 3%，SiO2 30%；
方法同实施例1，不同点在于：
（1）将复杂难选铁矿石磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量的80%；
（2）将悬浮焙烧炉内物料加热至450℃进行预氧化焙烧，预氧化的时间为120s；
（3）还原时间为60秒；CO和氮气的体积流量比为1:10；
（4）当温度降至250℃时，向悬浮焙烧炉内通入空气进行再氧化；再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe2O3 和Fe3O4；其中γ-Fe2O3的重量含量在90%，Fe3O4的重量含量在5%；
（5）当二次磨矿后的物料至粒度-0.044mm的部分占总重量的80%时，将二次磨矿后的物料在磁场强度100kA/m条件下进行第三次磁选，铁的回收率为80%；三次磁选精矿的铁品位为64%，最终精矿的铁品位为65%。