一种鲕状贫赤铁矿生产铁精矿的选冶联合方法[发明专利]

*CN101862703A*

(10)申请公布号 CN 101862703 A(43)申请公布日 2010.10.20

(12)发明专利申请

(21)申请号 201010173223.X(22)申请日 2010.05.17

(71)申请人昆明理工大学

地址650093 云南省昆明市五华区学府路

253号(72)发明人刘殿文 文书明 张文彬 柏少军

方建军 章晓林 谢海云 孙力军陈禄正 刘丹(74)专利代理机构昆明正原专利代理有限责任

公司 53100

代理人金耀生(51)Int.Cl.

B03C 1/30(2006.01)

权利要求书 1 页 说明书 3 页 附图 1 页

(54)发明名称

一种鲕状贫赤铁矿生产铁精矿的选冶联合方法(57)摘要

本发明涉及一种鲕状贫赤铁矿生产铁精矿的选冶联合方法。本发明的技术方案是针对含铁30％-40％的鲕状贫赤铁矿，首先进行碎磨矿，磨矿后的矿浆进入强磁选机进行预选，弱磁性矿物进入强磁精矿，预先抛除尾矿；然后将强磁选精矿与煤粉混合，煤粉重量占精矿重量的10％-30％，在马弗炉内加热到900-1100℃，保温1-3h进行磁化焙烧；磁化焙烧后的矿样经冷却后再进行湿磨矿，然后给入到弱磁选机进行弱磁分选，磁性矿物进入弱磁精矿，产出优质铁精矿。获得铁精矿品位＞64％，含磷＜0.15％，含硫＜0.10％。本发明特点是工艺流程简单，技术经济指标好，产品质量优。CN 101862703 ACN 101862703 A

权 利 要 求 书

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1.一种鲕状贫赤铁矿生产铁精矿的选冶联合方法，其特征在于针对含铁30％-40％的鲕状贫赤铁矿，首先进行碎磨矿，湿磨至-200目含量75％-85％，磨矿后的矿浆进入强磁选机进行强磁预选，磁性矿物进入精矿，非磁性矿物进入尾矿，预先抛除尾矿；强磁选精矿与煤粉混合，在马弗炉内加热并保温进行磁化焙烧；磁化焙烧后的矿样经冷却后进行再磨矿，湿磨到-200目占75％-90％，调浆后给入到弱磁选机进行弱磁分选，磁性矿物进入弱磁精矿，成为最终的优质铁精矿产品，同时产出弱磁尾矿。

2.根据权利要求1所述的鲕状贫赤铁矿生产铁精矿的选冶联合方法，其特征在于所述的强磁选磁场强度为700kA/m-1000kA/m。

3.根据权利要求1所述的鲕状贫赤铁矿生产铁精矿的选冶联合方法，其特征在于所述的磁化焙烧作业中磁选精矿与煤粉混合，煤粉的重量占精矿重量的10％-30％，焙烧温度为900-1100℃，保温时间为1-3h。

4.根据权利要求1所述的鲕状贫赤铁矿生产铁精矿的选冶联合方法，其特征在于所述的磁化焙烧产品磨矿后的弱磁选的磁场强度为200kA/m-300kA/m。

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CN 101862703 A

说 明 书

一种鲕状贫赤铁矿生产铁精矿的选冶联合方法

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技术领域

本发明涉及一种选矿和冶金联合的方法，特别是涉及一种鲕状贫赤铁矿生产铁精

矿的选冶联合方法。

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背景技术

铁是世界上发现最早，利用最广，用量最多的一种金属元素，其消耗量约占金属总

消耗量的95％左右。铁是从铁矿石中提取出来的，赤铁矿和磁铁矿都是常见的铁矿石。鲕状赤铁矿是赤铁矿的一种，主要分布在我国的湖北、湖南和贵州等地，其储量约占我国赤铁矿储量的1/3左右，占铁矿资源总储量的1/9左右。但鲕状赤铁矿嵌布粒度极细，且经常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹，因此鲕状赤铁矿是目前国内外公认的最难选的铁矿石类型之一，由于其难选致使该类型铁矿资源基本没有得到利用。随着我国钢铁工业的高速发展，富铁矿和易选的贫铁矿储量日趋枯竭，因而研究开发用鲕状贫赤铁矿生产铁精矿的新方法具有重要的意义。

[0003] 国内外鲕状赤铁矿的研究包括：脱磷、脱硅、脱硫、反浮选、选择性聚团-反浮选、高梯度磁选、直接还原法、酸浸、氯化焙烧-酸浸工艺等。但是，其成功富集的报道却很少[张锦瑞、胡力可等.难选鲕状赤铁矿的研究利用现状及展望，中国矿业，2007，16(7)：74-76]。

[0004] 王燕民等针对广西屯秋鲕状赤铁矿的矿物组成与目前所采用工艺流程的特点，进行了聚磁介质、背景场强、给矿流速及比磁负荷量等试验。得出结论是：①高梯度磁选法能有效选别含微细粒级铁矿物的屯秋鲕状赤铁矿强磁尾细泥；②聚磁介质网的结构参数、背景场强、给矿流速率及比磁负荷，对试样高梯度磁分离指标的影响最为明显[王燕民、李明德.鲕状赤铁矿的高梯度磁选.矿业工程，1986，6(8)：38-40]。[0005] 王兢等采用正交浮选试验法，考察了贵州赫章鲕状赤铁矿浮选的主要影响因素，最后得出结论：①适当的磨矿时间，对鲕状赤铁矿的浮选非常重要；②十二胺作捕收剂对铁精矿的富集作用明显，但是其泡沫异常丰富且稳定对刮泡和后继作业影响很大，所以，选择适当的调整剂来消除气泡的不良影响，将是今后对鲕状赤铁矿进行浮选研究的重点解决问题；③所用的药剂用量较大，减小药剂用量和选择更高效的药剂，是今后的努力方向[王兢，尚衍波，张覃.鲕状赤铁矿浮选实验初步研究.矿业工程，2004，24(3)：38-40]。[0006] 陈述文等采用固定床法和流动床法，包括内加热法和外加热法对贵州赫章鲕状赤铁矿进行了直接还原磁选试验，以及半工业规模的回转窑直接还原试验和回转窑模型试验，对过程进行了热力学分析。最后得出结论：①鲕状赤铁矿直接还原，还原设备以外加热回转窑为好；②无烟煤作还原剂还原鲕状赤铁矿，其性能较烟煤好；③采用固定床或外加热回转窑对鲕状赤铁矿进行直接还原，还原产品进行弱磁选分离，可获得较好的分离指标

1997，[陈述文，曾永振，陈启平.贵州赫章鲕状赤铁矿直接还原磁选实验研究.金属矿山，

(11)：13-16，3]。[0007] 归结起来，针对鲕状赤铁矿的研究方法主要分为两大类，一类为选矿法，主要包括

[0002]

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说 明 书

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浮选和磁选，另一类为冶金法，如直接还原、还原焙烧等。但对于如此难选的矿石而言，单一选矿法并不能获得高品位的铁精矿(铁品位60％以上)，而用浮选法脱除矿石中的磷、硫、硅等杂质是可行的，但浮选铁精矿的品位却很难达到要求；对于冶金法，无论是直接还原，还是还原焙烧，对贫铁矿而言，均难以获得良好的效果。发明内容

[0008] 本发明针对目前鲕状贫赤铁矿研究开发中存在的问题，提供一种从鲕状贫赤铁矿生产优质铁精矿的选矿和冶金相结合的新方法，以利于该类矿石的开发利用，缓解铁矿石的供需矛盾。

[0009] 本发明的工艺流程可以概括为“强磁预选-磁化焙烧-弱磁分选”，即针对含铁30％-40％的鲕状贫赤铁矿。具体方法如下：[0010] 首先进行碎磨矿，湿磨至-200目含量75％-85％，磨矿后的矿浆进入强磁选机在700kA/m-1000kA/m的磁场强度下进行预选，磁性矿物进入强磁精矿，非磁性矿物进入尾矿，可预先抛除尾矿的重量占原矿的30％-40％，精矿品位较原矿可以提高10-15个百分点；强磁选精矿与煤粉混合，煤粉的重量占精矿重量的10％-30％，在马弗炉内加热到900-1100℃，保温1-3h进行磁化焙烧，使弱磁性矿物转化为强磁性矿物；磁化焙烧后的矿样经冷却后进行再磨矿，湿磨到-200目占75％-90％，调浆后给入到弱磁选机，在200kA/m-300kA/m的场强下进行弱磁分选，磁性矿物进入弱磁精矿，成为最终的产品-一级优质铁精矿，含磷、硫均符合冶炼的要求，同时产出弱磁尾矿。[0011] 本发明的特点是，工艺流程简单，技术经济指标好，产品为优质铁精矿，含铁品位高，杂质磷、硫含量低。附图说明

[0012] 图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

[0013] 实施例1：

[0014] 鲕状贫赤铁矿(原矿样)：TFe：31.40％，P：0.12％，S：0.05％，SiO2：23.91％，CaO：5.23％，MgO：1.86％。(质量百分含量，下同)[0015] 首先进行碎磨矿，湿磨至-200目含量79.6％，磨矿后的矿浆进入强磁选机在780kA/m的磁场强度下进行预选，磁性矿物进入强磁精矿，非磁性矿物进入尾矿，预先抛除尾矿；强磁选精矿与煤粉混合，煤粉的重量占精矿重量的15％，在马弗炉内加热到950℃，保温1.5h进行磁化焙烧；磁化焙烧矿样经冷却后进行再磨矿，湿磨到-200目占82.5％，调浆后给入到弱磁选机，在200kA/m的场强下进行弱磁分选，磁性矿物进入弱磁精矿，成为最终的优质铁精矿产品。

[0016] 本实施例结果是：强磁选精矿产率为64.8％，预先抛尾35.2％，精矿品位40.05％，铁回收率为83.02％；焙烧产品铁品位44.82％，弱磁选精矿产率29.64％，精矿含Fe品位64.47％，对原矿回收率61.13％。杂质元素含量分别为：含磷0.10％，含硫0.06％，含硅8.91％。

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说 明 书

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实施例2：

[0018] 鲕状贫赤铁矿(原矿样)：Tfe：30.80％，P：0.14％，S：0.08％，SiO2：22.45％，CaO：5.96％，MgO：1.93％。[0019] 首先进行碎磨矿，湿磨至-200目含量81.50％，磨矿后的矿浆进入强磁选机在820kA/m的磁场强度下进行预选，磁性矿物进入强磁精矿，非磁性矿物进入尾矿，预先抛除尾矿；强磁选精矿与煤粉混合，煤粉的重量占精矿重量的20％，在马弗炉内加热到1000℃，保温2h进行磁化焙烧；磁化焙烧矿样经冷却后进行再磨矿，湿磨到-200目占84％，调浆后给入到弱磁选机，在230kA/m的场强下进行弱磁分选，磁性矿物进入弱磁精矿，成为最终的优质铁精矿产品。

[0020] 本实施例结果是：强磁选精矿产率为62.3％，预先抛尾37.7％，精矿品位41.26％，铁回收率为81.88％；焙烧产品铁品位45.91％，弱磁选精矿产率28.02％，精矿含Fe品位65.24％，对原矿回收率60.09％。杂质元素含量分别为：含磷0.12％，含硫0.09％，含硅8.22％。

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说 明 书 附 图

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图1

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