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1、(10)申请公布号 CN 103014213 A (43)申请公布日 2013.04.03 CN 103014213 A *CN103014213A* (21)申请号 201210573912.9 (22)申请日 2012.12.26 C21B 13/00(2006.01) B03C 1/30(2006.01) (71)申请人 东北大学 地址 110819 辽宁省沈阳市和平区文化路 3 号巷 11 号 (72)发明人 韩跃新 高鹏 李艳军 袁致涛 孙永升 王琴 (74)专利代理机构 沈阳东大专利代理有限公司 21109 代理人 梁焱 (54) 发明名称 一种含碳酸盐铁矿石还原提铁方法 (57)。
2、 摘要 本发明属于矿物加工技术领域， 特别涉及一 种含碳酸盐铁矿石还原提铁方法， 操作方法为 ： 将含碳酸盐铁矿石和还原剂煤粉加入到钢坩埚 中， 将坩埚放入温度为 11501300的炉腔内， 加 热， 迅速取出还原物料水淬冷却 ； 还原物料弱磁 选后进行一段磨矿， 筛分， 筛上为金属铁颗粒 ； 筛 下细粒级产品再经弱磁选后进行二段磨矿， 磨矿 产品再经弱磁选抛除尾矿， 得到铁粉 ； 将上述金 属铁颗粒和铁粉合并， 得到最终产品。 本发明方法 得到的产品主要成分为金属铁， 金属化率达 90% 以上， 铁品位达90%以上， 回收率达90%以上， 产品 中杂质含量降低， 为含碳酸盐铁矿的高效开发与 。
3、利用提供了新的途径。 (51)Int.Cl. 权利要求书 1 页 说明书 5 页 附图 1 页 (19)中华人民共和国国家知识产权局 (12)发明专利申请 权利要求书 1 页 说明书 5 页 附图 1 页 1/1 页 2 1. 一种含碳酸盐铁矿石还原提铁方法， 其特征在于包括以下步骤 ： （1） 将粒度小于 3mm 的含碳酸盐铁矿石和粒度小于 3mm 的还原剂煤粉按配碳系数为 1.03.5 加入到钢坩埚中， 单向加热炉炉腔内温度达到 11501300时， 快速将坩埚放入炉 腔内， 加热时间为 20 80min， 然后迅速将还原物料取出， 水淬冷却至室温 ； （2）将水淬后的深度还原物料采用鼓形。
4、湿式弱磁选机预选抛除尾矿， 磁场强度为 1300Oe， 预选后的物料进行一段磨矿， 磨至物料细度 -0.074mm 占 40% 50%， 经 0.10.3mm 的筛子筛分， 筛上为金属铁颗粒 ； （3） 筛下细粒级产品再经鼓形湿式弱磁选机抛除尾矿， 磁场强度为 1100 1250Oe， 弱 磁选后的产品经二段磨矿， 磨至物料细度-0.074mm占75%90%， 磨矿产品再经过磁场强度 为 1000 1200Oe 的弱磁选抛除尾矿， 得到铁粉 ； （4） 将步骤 （2） 的金属铁颗粒和步骤 （3） 的铁粉合并， 得到最终产品。 权 利 要 求 书 CN 103014213 A 2 1/5 页 3。
5、 一种含碳酸盐铁矿石还原提铁方法 0001 技术领域 0002 本发明属于矿物加工技术领域， 特别涉及一种含碳酸盐铁矿石还原提铁方法。 背景技术 0003 含碳酸盐铁矿是我国一种重要的铁矿资源， 目前已探明储量达 18.34 亿吨。但由 于含碳酸盐铁矿石铁品位较低 （含铁 30% 35%） ， 且经常与钙、 镁、 锰等元素呈类质同象共 生， 导致该矿石分选与冶炼技术均比较困难， 所以该矿石开发利用率较低， 目前已利用的含 碳酸盐铁矿石不足总储量的 10%。 0004 近几年关于含碳酸盐铁矿处理技术主要有焙烧 - 磁选技术、 强磁选技术、 浮选技 术和预还原技术。 但是由于含碳酸盐铁矿中菱铁矿物。
6、嵌布粒度非常细， 并且镁、 锰多为铁的 类质同象元素， 因此采用传统选矿方法 （焙烧 - 磁选技术、 强磁选技术、 浮选技术） 处理该矿 石， 难以有效地降低铁精矿中的杂质含量， 使矿石中铁得以有效富集， 铁的回收率较低。采 用预还原技术处理该矿石可以获得铁品位大于 80.00% 的海绵铁， 但是产品中杂质含量较 高， 无法满足炼钢用直接还原铁的标准。 因此， 如何更好地利用含碳酸盐铁矿石还原提铁得 到铁粉， 是目前亟需解决的问题。 发明内容 0005 针对现有技术中含碳酸盐铁矿石提铁困难的问题， 本发明提供了一种含碳酸盐铁 矿石深度还原提铁的方法， 包括以下步骤 ： （1） 将粒度小于 3m。
7、m 的含碳酸盐铁矿石和粒度小于 3mm 的还原剂煤粉按配碳系数为 1.03.5 加入到钢坩埚中， 单向加热炉炉腔内温度达到 11501300时， 快速将坩埚放入炉 腔内， 加热时间为 20 80min， 然后迅速将还原物料取出， 水淬冷却至室温 ； （2）将水淬后的深度还原物料采用鼓形湿式弱磁选机预选抛除尾矿， 磁场强度为 1300Oe， 预选后的物料进行一段磨矿， 磨至物料细度 -0.074mm 占 40% 50%， 经 0.10.3mm 的筛子筛分， 筛上为金属铁颗粒 ； （3） 筛下细粒级产品再经鼓形湿式弱磁选机抛除尾矿， 磁场强度为 1100 1250Oe， 弱 磁选后的产品经二段磨矿。
8、， 磨至物料细度-0.074mm占75%90%， 磨矿产品再经过磁场强度 为 1000 1200Oe 的弱磁选抛除尾矿， 得到铁粉 ； （4） 将步骤 （2） 的金属铁颗粒和步骤 （3） 的铁粉合并， 得到最终产品。 0006 其中， 所述的磨矿采用的是筒形球磨机。 0007 本发明的有益效果在于 ： 本方法得到的产品主要成分为金属铁， 金属化率达 90% 以上， 铁品位及回收率较高， 铁 品位90%以上， 回收率90%以上， 钙、 镁的含量相对较低， 硅和铝含量符合直接还原铁产品的 要求。从产品的化学成分判断可作为炼钢原料。与现有的含碳酸盐铁矿石处理技术相比， 说 明 书 CN 103014。
9、213 A 3 2/5 页 4 本方法有效地提高了铁的回收率， 降低了产品中杂质的含量， 为含碳酸盐铁矿的高效开发 与利用提供了新的途径。 附图说明 0008 图 1 为本发明的深度还原 - 预先抛尾 - 粗细分选 - 再磨再选工艺流程图。 具体实施方式 0009 以下结合实施例对本发明做进一步说明。 0010 本发明实施例中采用单向加热炉炉膛尺寸为 1000mm200mm150mm， 高温 钢 坩 埚 型 号 为 200mm100mm50mm。 采 用 180mm200mm 筒 形 球 磨 机 磨 矿， 采 用 4000mm300mm 鼓形湿式弱磁选机进行多段磁选选别。 0011 实施例 1。
10、 本实施例中含碳酸盐铁矿石的铁品位 TFe 为 32.78wt%， FeO 含量为 18.50wt%， 煤粉固 定碳和挥发分分别为 67.83 wt%、 18.45wt%。铁化学物相分析结果如表 1 所示。 0012 表 1 铁化学物相分析结果 （wt%） （1） 将粒度小于 2mm 的含碳酸盐铁矿石和粒度小于 2mm 的还原剂煤粉按配碳系数 2.0 加入到钢坩埚中， 单向加热炉炉腔内温度达到 1275时， 快速将坩埚放入炉腔内， 加热时间 为 60min， 料层厚度 30mm， 然后迅速将还原物料取出， 水淬冷却至室温， 制备出金属化率达 89.50% 的深度还原物料 ； （2） 将水淬后的。
11、深度还原物料采用 4000mm300mm 鼓形湿式弱磁选机 （磁场强度为 1300Oe） 预选抛除产率 26.57% 的尾矿， 该尾矿铁品位仅为 1.30%， 得到的磁精矿中铁品位 53.05%， 回收率高达 98.80%。对得到的磁精矿进行一段磨矿， 磨至物料细度 -0.074mm 占 45%， 经 0.30mm 的筛子筛分， 筛上为金属铁颗粒 ； （3） 筛下细粒级产品再经 4000mm300mm 鼓形湿式弱磁选机抛除尾矿， 磁场强度为 1250Oe， 弱磁选后的产品进行二段磨矿， 磨至物料细度 -0.074mm 占 75%， 磨矿产品再经过磁 场强度为 1200Oe 的弱磁选， 抛除尾矿。
12、， 得到铁粉 ； （4） 将步骤 （2） 的金属铁颗粒和步骤 （3） 的铁粉合并， 得到最终产品。 0013 本实施例中铁矿石经过深度还原 - 预先抛尾 - 粗细分选 - 再磨再选工艺之后得到 铁品位 91.27%， 回收率 91.55% 的产品。还原物料分选试验结果见表 2， 产品化学成分分析 结果见表 3 所示。 0014 表 2 还原物料分选试验结果 名称产率 /%品位 /% 回收率 /% 粒铁16.5892.9539.13 铁粉22.9390.0652.42 说 明 书 CN 103014213 A 4 3/5 页 5 最终产品39.5191.2791.55 尾 矿60.495.508。
13、.45 还原物料100.0039.39100.00 表 3 产品主要化学成分分析结果 （wt%） TFe（MFe）SiO2CaOMgOAl2O3CPS 91.27（84.58）1.60 1.25 0.35 0.381.04 0.39 0.42 实施例 2 本实施例中含碳酸盐铁矿石的铁品位 TFe 为 41.85wt%， FeO 含量为 13.26wt%， 煤粉固 定碳和挥发分分别为 67.83 wt%、 18.45wt%。铁化学物相分析结果如表 4 所示。 0015 表 4 铁化学物相分析结果 （wt%） （1） 将粒度小于 2mm 的含碳酸盐铁矿石和粒度小于 2mm 的还原剂煤粉按配碳系数 。
14、2.0 加入到钢坩埚中， 单向加热炉炉腔内温度达到 1250时， 快速将坩埚放入炉腔内， 加热时间 为 70min， 料层厚度 25mm， 然后迅速将还原物料取出， 水淬冷却至室温， 制备出金属化率达 88.71% 的深度还原物料 ； （2） 将水淬后的深度还原物料采用 4000mm300mm 鼓形湿式弱磁选机 （磁场强度为 1300Oe） 预选抛除产率 19.37% 的尾矿， 该尾矿铁品位仅为 1.54%， C 含量达 81.10%， C 回收 率 92.67%， 该尾矿中固定碳含量远远高于配煤中的固定碳量 （67.83%） ， 是良好的还原剂 ； 得到的磁精矿中铁品位 55.17%， 回收。
15、率高达 98.48%。将磁精矿进行一段磨矿， 磨至物料细 度 -0.074mm 占 45%， 经 0.18mm 的筛子筛分， 筛上为金属铁颗粒 ； （3） 筛下产品再经 4000mm300mm 鼓形湿式弱磁选机抛除尾矿， 磁场强度为 1200Oe， 弱磁选后的产品进行二段磨矿， 磨至物料细度 -0.075mm 占 90%， 磨矿产品再经过磁场强度 为 1200Oe 的弱磁选， 抛除尾矿， 得到铁粉 ； （4） 将步骤 （2） 的金属铁颗粒和步骤 （3） 的铁粉合并， 得到最终产品。 0016 本实施例中铁矿石经过深度还原 - 预先抛尾 - 粗细分选 - 再磨再选工艺之后得到 TFe品位90.2。
16、7%， 回收率91.95%的产品。 还原物料分选试验结果见表5， 产品的化学成分分 析结果见表 6 所示。 0017 表 5 还原物料分选试验结果 名称产率 /%品位 /% 回收率 /% 粒铁13.0591.6026.41. 铁粉33.0689.7565.54 最终产品46.1190.2791.95 尾 矿53.896.768.05 还原物料100.0045.27100.00 表 6 产品主要化学成分分析结果 （wt%） TFe（MFe）SiO2 CaOMgOAl2O3CPS 说 明 书 CN 103014213 A 5 4/5 页 6 90.27（82.31）4.42 0.33 0.32 0。
17、.340.45 0.25 0.15 实施例 3 本实施例中含碳酸盐铁矿石的铁品位 TFe 为 31.06wt%， FeO 含量为 14.60wt%， 煤粉固 定碳和挥发分分别为 67.83 wt%、 18.45wt%。铁化学物相分析结果如表 7 所示。 0018 表 7 铁化学物相分析结果 （wt%） （1） 将粒度小于 3mm 的含碳酸盐铁矿石和粒度小于 3mm 的还原剂煤粉按配碳系数 1.0 加入到钢坩埚中， 单向加热炉炉腔内温度达到 1300时， 快速将坩埚放入炉腔内， 加热时间 为 20min， 料层厚度 30mm， 然后迅速将还原物料取出， 水淬冷却至室温， 制备出金属化率达 89.。
18、35% 的深度还原物料 ； （2） 将水淬后的深度还原物料采用 4000mm300mm 鼓形湿式弱磁选机 （磁场强度为 1300Oe） 预选抛除产率 22.46% 的尾矿， 该尾矿铁品位仅为 1.44%， 得到的磁精矿中铁品位 54.63%， 回收率高达 98.66%。对得到的磁精矿进行一段磨矿， 磨至物料细度 -0.074mm 占 40%， 经 0.10mm 的筛子筛分， 筛上为金属铁颗粒 ； （3） 筛下细粒级产品再经 4000mm300mm 鼓形湿式弱磁选机抛除尾矿， 磁场强度为 1100Oe， 弱磁选后的产品进行二段磨矿， 磨至物料细度 -0.074mm 占 80%， 磨矿产品再经过磁。
19、 场强度为 1000Oe 的弱磁选， 抛除尾矿， 得到铁粉 ； （4） 将步骤 （2） 的金属铁颗粒和步骤 （3） 的铁粉合并， 得到最终产品。 0019 本实施例中铁矿石经过深度还原 - 预先抛尾 - 粗细分选 - 再磨再选工艺之后得到 铁品位 92.06%， 回收率 90.48% 的产品。还原物料分选试验结果见表 8， 产品化学成分分析 结果见表 9 所示。 0020 表 8 还原物料分选试验结果 名称产率 /%品位 /% 回收率 /% 粒铁16.7893.4438.61 铁粉23.1391.0651.87 最终产品39.9192.0690.48 尾 矿60.096.439.52 还原物料。
20、100.0040.60100.00 表 9 产品主要化学成分分析结果 （wt%） TFe（MFe）SiO2CaOMgOAl2O3CPS 92.06（84.13）1.55 1.10 0.32 0.401.06 0.35 0.40 实施例 4 本实施例中含碳酸盐铁矿石的铁品位 TFe 为 39.56wt%， FeO 含量为 16.36wt%， 煤粉固 定碳和挥发分分别为 67.83 wt%、 18.45wt%。铁化学物相分析结果如表 10 所示。 0021 表 10 铁化学物相分析结果 （wt%） 说 明 书 CN 103014213 A 6 5/5 页 7 （1） 将粒度小于 1mm 的含碳酸盐。
21、铁矿石和粒度小于 1mm 的还原剂煤粉按配碳系数 3.5 加入到钢坩埚中， 单向加热炉炉腔内温度达到 1150时， 快速将坩埚放入炉腔内， 加热时间 为 80min， 料层厚度 30mm， 然后迅速将还原物料取出， 水淬冷却至室温， 制备出金属化率达 88.85% 的深度还原物料 ； （2） 将水淬后的深度还原物料采用 4000mm300mm 鼓形湿式弱磁选机 （磁场强度为 1300Oe） 预选抛除产率 26.46% 的尾矿， 该尾矿铁品位仅为 1.65%， 得到的磁精矿中铁品位 54.21%， 回收率高达 98.68%。对得到的磁精矿进行一段磨矿， 磨至物料细度 -0.074mm 占 50%。
22、， 经 0.30mm 的筛子筛分， 筛上为金属铁颗粒 ； （3） 筛下细粒级产品再经 4000mm300mm 鼓形湿式弱磁选机抛除尾矿， 磁场强度为 1150Oe， 弱磁选后的产品进行二段磨矿， 磨至物料细度 -0.074mm 占 85%， 磨矿产品再经过磁 场强度为 1100Oe 的弱磁选， 抛除尾矿， 得到铁粉 ； （4） 将步骤 （2） 的金属铁颗粒和步骤 （3） 的铁粉合并， 得到最终产品。 0022 本实施例中铁矿石经过深度还原 - 预先抛尾 - 粗细分选 - 再磨再选工艺之后得到 铁品位 90.95%， 回收率 92.37% 的产品。还原物料分选试验结果见表 11， 产品化学成分分。
23、析 结果见表 12 所示。 0023 表 11 还原物料分选试验结果 名称产率 /%品位 /% 回收率 /% 粒铁14.4592.8529.97 铁粉31.0290.0662.40 最终产品45.4790.9592.37 尾 矿54.536.267.63 还原物料100.0044.77100.00 表 12 产品主要化学成分分析结果 （wt%） TFe（MFe）SiO2CaOMgOAl2O3CPS 90.95（82.17）1.63 1.28 0.41 0.371.09 0.31 0.36 说 明 书 CN 103014213 A 7 1/1 页 8 图 1 说 明 书 附 图 CN 103014213 A 8 。