利用高磷低铁难选铁矿石生产铁水的方法 【技术领域】
本发明涉及一种用高磷低铁难选铁矿石生产铁水的方法，属于矿石冶炼技术领域。
背景技术
我国是一个钢铁工业大国，自1996年钢铁产量超过亿吨后，一直位居世界首位，2008年钢产量达到创记录的5亿吨，产量的提高带动原料的大量消耗。虽然近几年来国内铁矿石生产有一定发展，但其增速远低于钢铁产量的增速，国内铁矿石供给长期不足，铁矿石的对外依赖度不断增加。然而，近年来进口优质铁矿石的价格不断上涨，导致我国钢铁工业生产原料短缺的矛盾日益突出，这种情况制约了我国钢铁工业的健康发展。
我国已探明的铁矿资源中，高磷低铁难选铁矿石分布广泛、储量达数十亿吨，有着很大的开发潜力。但高磷低铁难选铁矿石的矿物组成较为复杂，多种矿物紧密共生，混杂分布，嵌布粒度极细，综合铁品位较低，仅30％左右，S、P等有害元素含量很高，其中S含量为0.30～1.29％，P含量为0.92～1.31％，因此，极难选别。对于高磷低铁难选铁矿石的特殊复杂性，20世纪70年代以来，先后有多家科研院所对其进行过选矿试验研究，但其指标都不理想，所得的综合铁精矿品位均未达到56％，选矿回收率低，S、P含量仍保持在较高水平，加之经济上不合理，工业生产难于使用，因此至今未得到开发。因此，研发一种能在选矿、冶金技术上有所突破，使数十亿吨的高磷贫铁矿得到充分利用，为我国钢铁工业的发展提供大量矿石资源，以缓解我国铁矿资源供需矛盾的新工艺、新技术，是当前最为重要的途径之一。
目前国内对低品位铁矿石的开发利用，主要集中在选矿工艺及其设备的改进，以及冶炼新技术的研究开发上。如利用干式磁选工艺能够成功回收品位在33.35％左右的磁铁矿；利用磨矿磁选方法还能够处理铁品位仅为9.71％的贫铁矿。用这些技术选出的铁矿石均具有较好的可磨性和选矿分离性，且成份单一不含硫磷等有害元素。但对于成分复杂、嵌布粒度极细而且磷含量很高的难选低品位矿石，则很难适用。国内一些单位针对低品位难选铁矿石进行过煤基直接还原-细磨磁选工艺的研究，其最终产品为金属化团块，但其所用矿石成分单一且不含有较高的硫磷等元素，但未见后续报道和应用。针对高磷铁矿，部分单位曾在实验室中采用化学药剂对其进行脱磷技术的研究，但未见规模应用及后续工作报道。
国外，因钢铁企业的优质矿石资源充足，资源压力相对较轻，对低品位矿石的开发利用情况较少，可借鉴经验不多。
由于高磷低铁难选铁矿石具有矿物组成复杂、各种矿物紧密共生、嵌布粒度极细、综合品位低、磷硫含量高等特点，因此，到目前为止还未见有效的处理工艺及方法的报导。
【发明内容】
本发明的目的在于提供一种用高磷低铁难选铁矿石生产铁水的方法，使高磷低铁难选矿石得到充分有效的利用，以解决我国当前铁矿资源供需矛盾的问题。
本发明通过下列技术方案实现：一种利用高磷低铁难选铁矿石生产铁水的方法，其特征在于以高磷低铁难选矿石为原料，褐煤为还原剂，并经下列工艺步骤：
A、将开采出来的矿石经常规破碎后，将矿石放入焙烧炉中，在温度为950～1100℃条件下，氧化焙烧1～1.5h，得氧化焙烧矿物；
B、在A步骤所得氧化焙烧矿物中，配加氧化焙烧矿物质量的25～40％的碳，送入直接还原炉中，在温度为1050～1100℃条件下，直接还原1.5～2h，得直接还原铁；
C、将B步骤所得直接还原铁经常规破碎后，用常规磁选设备和方法磁选分离，得海绵铁及杂质；
D、将C步骤磁选所得海绵铁送入熔化炉中，于1400℃～1550℃温度条件下熔化至分离出铁水和炉渣；
E、在D步骤所得铁水中，按铁水∶脱磷剂＝100∶15～25的质量比，加入下列由质量百分比的组份组成的脱磷剂：
CaO 30～50％
SiO2 5～10％
FeO 10～20％
Fe2O3 20～40％
Al2O3 5～12％
CaF2 3～10％；
F、在温度为1350℃～1450℃条件下脱磷，得低磷铁水。
所述A步骤的焙烧炉为现有技术中的常规氧化焙烧炉。
所述B步骤的直接还原炉为现有技术中的常规还原炉，或者为常规直接还原隧道窑。
所述D步骤的熔化炉为现有技术中的常规电炉。
所述E步骤的脱磷剂中各组份的选择及质量百分含量要根据是否留渣及留渣的多少、熔化分离后的渣和铁水的成分具体确定，以满足铁水质量要求。
所述E步骤的脱磷剂的具体加入量视视铁水成分及最终铁水磷含量的要求确定，以满足铁水质量要求。
本发明的技术关键在于：
(1)严格控制氧化焙烧制度：对高磷低铁难选铁矿石，其氧化焙烧温度应控制在980～1030℃，时间在1～1.5h。
(2)严格控制煤基直接还原制度：对高磷低铁难选铁矿石，其直接还原温度应控制在1050～1100℃，时间在1.5～2h，配碳量应在矿石质量的25％～40％。
采用本发明的方法可以达到如下几个目标，即：(1)氧化焙烧阶段矿石能够进行良好的脱硫和部分脱磷，并提高矿石的还原性；(2)煤基直接还原阶段，除得到还原地海绵铁产品外，还可脱除其中的部分磷；(3)采用简易的磁选设备和方法分离出直接还原的海绵铁产品，以及残余煤粉、灰份和海绵铁中夹杂的脉石；(4)直接还原海绵铁经熔化分离出脉石，得到含磷铁水，再对含磷铁水进行液态脱磷、脱硫后，获得达到指标的铁水。
采用本发明的用高磷低铁难选铁矿石生产铁水，其工艺具有下述优点：
(1)能够处理高P、高S、高SiO2含量且低铁品位的极难选铁矿石，直接生产出符合要求的低磷铁水；
(2)矿石铁回收率高，彻底解决了高磷低铁难选铁矿石的选矿、冶炼难题；
(3)不用焦炭，省去了选矿、烧结、球团以及炼焦等高能耗、高污染工艺过程，含磷炉渣可以实现资源化综合利用，是一种绿色清洁环保的新工艺方法。
总之，本发明可以直接应用于国内高磷低铁难选铁矿石的开发利用，获得低磷铁水，通过大量实验和半工业性生产，证明其技术经济效果显著，有效解决了我国当前铁矿资源供需矛盾的问题。
【具体实施方式】
下面结合实施例对本发明做进一步说明。
实施例1
以高磷低铁难选铁矿石为原料，矿区附近的褐煤做还原剂，其中矿石化学成分为：TFe：34.7％，S：0.304％，P：1.01％，FeO：2.68％，Fe2O3：46.60％，SiO2：29.84％，TiO2：0.20％，AL2O3：2.89％，CaO：1.32％，MgO：0.35％，MnO：3.68％，K2O：0.11％，Ig：11.01％，经过下列工艺步骤：
A、将上述矿石用现有技术中的颚式破碎机破碎后，将矿石放入焙烧炉中，在温度为980℃条件下，氧化焙烧1.5h，得氧化焙烧矿物，该矿物主要化学成分为：TFe：38.6％，P：0.970％，S：0.064％，脱硫率78.95％，脱磷率3.96％，矿石损失率为11.30％；
B、在A步骤所得氧化焙烧矿物中，配加氧化焙烧矿物质量的35％的碳，送入直接还原炉中，在温度为1060℃条件下，进行煤基直接还原2h，得直接还原铁，其主要化学成分为：MFe：44.7％，P：0.909％，S：0.075％，脱磷率24.28％，还原铁金属化率为86.13％；
C、将B步骤所得直接还原铁经颚式破碎机破碎后，用常规的磁选机，在磁场强度为2000高斯条件下，进行磁选分离，得海绵铁及杂质，其中分离出的残碳、灰份及脉石等杂质量为27.38％，直接还原铁量为72.62％；
D、将C步骤磁选所得海绵铁送入电炉中，于1400℃温度下熔化至分离出铁水和炉渣，其渣铁质量比为1.18∶1，扒出炉渣；
E、在D步骤的铁水中，按脱磷剂∶铁水＝15∶100的质量比，投入由下列组份组成的脱磷剂：30％CaO、5％SiO2、10％FeO、33％Fe2O3、12％Al2O3和10％CaF2，在1350℃温度下进行脱磷后，得到[P]＜0.1％、[C]＝2.32％的合格铁水，脱磷率＞92％。
实施例2
以高磷低铁难选铁矿石为原料，矿区附近的褐煤做还原剂，其中矿石化学成分为：TFe：31.19％，S：1.35％，P：1.05％，FeO：29.01％，Fe2O3：12.35％，SiO2：25.53％，TiO2：0.16％，AL2O3：3.39％，CaO：3.89％，MgO：1.75％，MnO：2.07％，K2O：0.17％，Ig：18.99％，经过下列工艺步骤：
A、将上述矿石用现有技术中的颚式破碎机破碎后，将矿石放入焙烧炉中，在温度为1000℃条件下，氧化焙烧1h，得氧化焙烧矿物，该矿物的主要化学成分为：TFe：37.4％，P：1.03％，S：0.2％，脱硫率85.18％，脱磷率1.9％，矿石损失率为17.5％；
B、在A步骤所得氧化焙烧矿物中，配加氧化焙烧矿物质量的40％的碳，送入直接还原炉中，在温度为1100℃条件下，进行煤基直接还原1.5h，得直接还原铁，其主要化学成分为：MFe：42.13％，P：1.3％，S：0.24％，脱磷率21.29％，还原铁金属化率为89.83％；
C、将B步骤所得直接还原铁经颚式破碎机破碎后，用常规的磁选机，在磁场强度为2000高斯条件下，进行磁选分离，得海绵铁及杂质，其中分离出的残碳、灰份及脉石等杂质量为26.5％，直接还原铁量为73.5％；
D、将C步骤所得海绵铁送入电炉中，于1550℃温度下熔化至分离出铁水和炉渣，其渣铁比(质量)为1.21∶1，扒出炉渣；
E、在D步骤的铁水中，按脱磷剂∶铁水＝25∶100的质量比，投入由下列组份组成的脱磷剂：35％CaO、8％SiO2、15％FeO、32％Fe2O3、10％Al2O3和5％CaF2，在1400℃温度下进行脱磷后，得到[P]＜0.1％、[C]＝2.32％的合格铁水，脱磷率＞92％。
实施例3
以云南省惠民地区高磷低铁难选铁矿石为原料，矿区附近的褐煤做还原剂，其中矿石化学成分为：TFe：45.28％，S：0.036％，P：1.05％，FeO：2.05％，Fe2O3：62.41％，SiO2：15.28％，AL2O3：5.08％，CaO：0.03％，MgO：0.08％，MnO：2.00％，K2O：0.16％，Ig：10.81％，经过下列工艺步骤：
A、将上述矿石用现有技术中的颚式破碎机破碎后，将矿石放入焙烧炉中，在温度为1030℃条件下，氧化焙烧1.3h，得氧化焙烧矿物，该矿物的主要化学成分为：TFe：52.60％，P：0.91％，S：0.02％，脱硫率41.66％，脱磷率13.52％，矿石损失率为15.20％；
B、在A步骤所得氧化焙烧矿物中，配加氧化焙烧矿物质量的25％的碳，送入直接还原炉中，在温度为1080℃条件下，进行煤基直接还原1.8h，得直接还原铁，其主要化学成分为：MFe：63.27％，P：1.03％，还原铁金属化率为91.96％；
C、将B步骤所得直接还原铁经颚式破碎机破碎后，用常规的磁选机，在磁场强度为2000高斯条件下，进行磁选分离，得海绵铁及杂质，其中分离出的残碳、灰份及脉石等杂质量为18.14％，直接还原铁量为81.86％；
D、将C步骤所得海绵铁送入电炉中，于1500℃温度下熔化至分离出铁水和炉渣，其渣铁比(质量)为0.56∶1，扒出炉渣；
E、在D步骤的铁水中，按脱磷剂∶铁水＝20∶100的质量比，投入由下列组份组成的脱磷剂：40％CaO、10％FeO、10％SiO2、30％Fe2O3、5％Al2O3和5％CaF2，在1450℃温度下进行脱磷后，得到[P]＜0.1％、[C]＝2.32％的合格铁水，脱磷率＞92％。