本实用新型涉及一种处理鲕状高磷赤铁矿的专用系统，属于鲕状高磷赤铁矿的综合利用领域。
背景技术：
中国铁矿石的主要特点是贫、细和杂，平均铁品位为32％，其中大部分的铁矿石需要进行选矿处理。中国有30亿吨鲕状高磷赤铁矿，这种铁矿石含P高(0.4-1.0％)、品位一般在35％-50％之间，氧化铁晶粒嵌布粒度细(1-3μm)，选别分离相当困难，因而未得到有效开采利用。
鲕状高磷赤铁矿具有鲕状结构，赤铁矿呈鳞片状、纤维状与脉石矿物混杂繁状嵌布，矿石中的磷赋存于胶磷矿中，并与富含氧化铁的鲕绿泥石混杂在一起，形成同心层状相间的鲕粒结构；若不改变铁的赋存状态，铁就无法精选富集，磷也无法有效剔除。由于其矿物结构特点，鲕状赤铁矿的选矿难度很大，脱磷难，处理能力低。目前国内已对鲕状赤铁矿进行了大量的强磁一反浮选、强磁一重选、浮选、反浮选及高梯度磁选等选矿实验，但是都难以获得较好的选别指标。
中国专利申请号为CN201010033784.X的实用新型专利提供了一种高磷赤铁矿中磷元素和铁元素物理解离的方法，具体包括以下步骤：将高磷赤铁矿粗磨、筛分、烘干后使用高速气流磨技术进行超细磨，将普通粒度80～200目的高磷赤铁矿细磨至平均粒度为2μm的超细粒度，细磨后的高磷赤铁矿粒径分布范围是102nm～104nm，使磷元素、铁元素解离。该实用新型专利实施原料需进行超细磨，条件要求严格不宜大规模生产，并且实际情况磷元素、铁元素分离不充分。
中国专利申请号为CN200610124741.6的实用新型专利提供了一种鲕状高磷赤铁矿的选矿方法，具体包括以下步骤：按重量百分含量将80～99％的破碎后的鲕状高磷赤铁矿、1～20％的还原剂煤粉装入竖炉或者回转窑进行焙烧，焙烧温度为700～1050℃，焙烧时间为0.5～2.5h，密封冷却到室温。再将焙烧矿经破碎、磨碎后进行弱磁选。然后将磁选获得的粗精矿调整pH值至8～12，加入铁矿抑制剂磺化淀粉0.5～3.0kg/t，加入活化剂0.2～2.0kg/t，最后加入捕收剂0.2～3.0kg/t进行反浮选。该方法所存在的主要缺陷如下：
1.该实用新型处理鲕状高磷赤铁矿工艺复杂，处理效率低。
2.原料焙烧采用回转窑，还原温度低、热损失大且窑内易结圈，焙烧处理时间较长，最长需2.5小时。
随着钢铁工业的快速发展，铁矿资源消耗速率很快，富矿越来越少，亟待需要开发一种高效处理鲕状高磷赤铁矿的方法，提高脱磷效率，增大处理能力。
技术实现要素：
本实用新型所要解决的技术问题是解决现有的鲕状高磷赤铁矿处理系统所存在的脱磷困难，处理能力低、生产成本高等问题，提供一种新的鲕状高磷赤铁矿的处理方系统，该系统能有效降低生产过程能耗，提高设备利用率，增大产能，降低成产成本。
本实用新型所要解决的技术问题是通过以下技术方案来实现的：
一种处理鲕状高磷赤铁矿的专用系统，该系统由原料处理系统、成球系统、还原焙烧系统、磨选系统和酸浸处理系统组成；其中，所述原料处理系统具有鲕状高磷出铁矿入口、还原煤入口、铜渣入口及混合料出口；所述成球系统具有混合料入口及干燥球团出口，所述混合料入口与原料处理系统混合料出口相连；所述还原焙烧系统具有球团入口和金属化球团出口，所述球团入口与所述成球系统干燥球团出口相连；所述磨选系统具有金属化球团入口、金属铁粉出口及尾渣出口；所述酸浸处理系统具有金属铁粉入口、酸入口、铁精粉出口和酸浸液出口，所述金属铁粉入口与所述磨选系统金属铁粉出口相连。
本实用新型方法通过控制原料中还原煤及钢渣配比，调整原料碱度，改善转底炉内布料方式，有效降低生产过程能耗，提高设备利用率，增大产能，降低成产成本。本实用新型既有效的利用了电石渣固废又达到较好的脱磷效果，铁精粉中铁回收率达93.52％，甚至高达95％，脱磷率大于90％，解决了鲕状高磷赤铁矿脱磷困难，处理能力低的问题，实现鲕状高磷赤铁矿的高效利用。
本实用新型技术方案的主要有益效果：
1.通过配入钢渣控制配料的二元碱度，将鲕状高磷赤铁矿通过加热还原，使铁矿还原成金属铁聚集长大，通过细磨磁选后可有效将金属铁粉和含磷的脉石分离，既有效的利用了钢渣固废又达到较好的脱磷效果，进一步将金属铁粉进行酸浸处理有效提高脱磷率大于90％。
2.采用不同配煤种类球团且分层布料方式，实现炉内多层球团同步还原，使金属球团还原充分，经磨选、酸浸处理得到铁精粉和尾渣。
3.多层布料可提高炉内布料厚度，可有效提高设备利用率，在保证产品指标合格的前提下产能大大提高，比传统方法产能提高3-5倍。
附图说明
图1本实用新型处理鲕状高磷赤铁矿的专用系统的示意图。
具体实施方式
下面结合具体实施例来进一步描述本实用新型，本实用新型的优点和特点将会随着描述而更为清楚。但这些实施例仅是范例性的，并不对本实用新型的范围构成任何限制。本领域技术人员应该理解的是，在不偏离本实用新型的精神和范围下可以对本实用新型技术方案的细节和形式进行修改或替换，但这些修改和替换均落入本实用新型的保护范围内。
实施例1
将某地含TFe42.66％，含P 0.22％的鲕状高磷赤铁矿，按照鲕状高磷赤铁矿∶低挥发分煤(无烟煤)＝100∶15的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.3，混合料混匀后制得低挥发分煤球团；按照鲕状高磷赤铁矿∶高挥发分煤(烟煤)＝100∶18的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.3，混合料混匀后制得高挥发分煤球团；将低挥发分煤球团和高挥发分煤球团经干燥后，按照高挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区底部，低挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区上层的布料方式将球团布入转底炉进行还原焙烧，还原焙烧温度1150℃，时间20分钟后，所得金属化球团水淬后经磨选处理从而可以分别获得金属铁粉和尾渣，再将金属铁粉进行酸浸处理进一步实现铁、磷分离，脱磷率大于90％，其中铁精粉中铁回收率达90.15％。
实施例2
将某地含TFe42.66％，含P 0.22％的鲕状高磷赤铁矿，按照鲕状高磷赤铁矿∶低挥发分煤(贫煤)＝100∶20的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.4，混合料混匀后制得低挥发分煤球团；按照鲕状高磷赤铁矿∶高挥发分煤(褐煤)＝100∶28的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.4，混合料混匀后制得高挥发分煤球团；将低挥发分煤球团和高挥发分煤球团经干燥后，按照高挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区底部，低挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区上层的布料方式将球团布入转底炉进行还原焙烧，还原焙烧温度1200℃，时间30分钟后，所得金属化球团水淬后经磨选处理从而可以分别获得金属铁粉和尾渣，再将金属铁粉进行酸浸处理进一步实现铁、磷分离，脱磷率大于90％，其中铁精粉中铁回收率达92.12％。
实施例3
将某地含TFe42.66％，含P 0.22％的鲕状高磷赤铁矿，按照鲕状高磷赤铁矿∶低挥发分煤(瘦煤)＝100∶30的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.6，混合料混匀后制得低挥发分煤球团；按照鲕状高磷赤铁矿∶高挥发分煤(长焰煤)＝100∶35的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.6，混合料混匀后制得高挥发分煤球团；将低挥发分煤球团和高挥发分煤球团经干燥后，按照高挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区底部，低挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区上层的布料方式将球团布入转底炉进行还原焙烧，还原焙烧温度1300℃，时间40分钟后，所得金属化球团水淬后经磨选处理从而可以分别获得金属铁粉和尾渣，再将金属铁粉进行酸浸处理进一步实现铁、磷分离，脱磷率大于90％，其中铁精粉中铁回收率达94.52％。
实施例4
将某地含TFe42.66％，含P 0.22％的鲕状高磷赤铁矿，按照鲕状高磷赤铁矿∶低挥发分煤(瘦煤)＝100∶15的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.5，混合料混匀后制得低挥发分煤球团；按照鲕状高磷赤铁矿∶高挥发分煤(长焰煤)＝100∶18的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.5，混合料混匀后制得高挥发分煤球团；将低挥发分煤球团和高挥发分煤球团经干燥后，按照高挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区底部，低挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区上层的布料方式将球团布入转底炉进行还原焙烧，还原焙烧温度1300℃，时间40分钟后，所得金属化球团水淬后经磨选处理从而可以分别获得金属铁粉和尾渣，再将金属铁粉进行酸浸处理进一步实现铁、磷分离，脱磷率大于90％，其中铁精粉中铁回收率达94.67％。
实施例5
将某地含TFe42.66％，含P 0.22％的鲕状高磷赤铁矿，按照鲕状高磷赤铁矿∶低挥发分煤(贫煤)＝100∶25的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.4，混合料混匀后制得低挥发分煤球团；按照鲕状高磷赤铁矿∶高挥发分煤(褐煤)＝100∶32的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.4，混合料混匀后制得高挥发分煤球团；将低挥发分煤球团和高挥发分煤球团经干燥后，按照高挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区底部，低挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区上层的布料方式将球团布入转底炉进行还原焙烧，还原焙烧温度1200℃，时间30分钟后，所得金属化球团水淬后经磨选处理从而可以分别获得金属铁粉和尾渣，再将金属铁粉进行酸浸处理进一步实现铁、磷分离，脱磷率大于90％，其中铁精粉中铁回收率达93.26％。
对比实施例1
将某地含TFe42.66％，含P 0.22％的鲕状高磷赤铁矿，按照鲕状高磷赤铁矿∶低挥发分煤(无烟煤)＝100∶15的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.2，混合料混匀后制得低挥发分煤球团；按照鲕状高磷赤铁矿∶高挥发分煤(烟煤)＝100∶18的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.2，混合料混匀后制得高挥发分煤球团；将低挥发分煤球团和高挥发分煤球团经干燥后，按照高挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区底部，低挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区上层的布料方式将球团布入转底炉进行还原焙烧，还原焙烧温度1150℃，时间20分钟后，所得金属化球团水淬后经磨选处理从而可以分别获得金属铁粉和尾渣，再将金属铁粉进行酸浸处理进一步实现铁、磷分离，脱磷率为84％，其中铁精粉中铁回收率为85.12％。
对比实施例2
将某地含TFe42.66％，含P 0.22％的鲕状高磷赤铁矿，按照鲕状高磷赤铁矿∶低挥发分煤(贫煤)＝100∶20的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.2，混合料混匀后制得低挥发分煤球团；按照鲕状高磷赤铁矿∶高挥发分煤(褐煤)＝100∶28的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.2，混合料混匀后制得高挥发分煤球团；将低挥发分煤球团和高挥发分煤球团经干燥后，按照高挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区底部，低挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区上层的布料方式将球团布入转底炉进行还原焙烧，还原焙烧温度1200℃，时间30分钟后，所得金属化球团水淬后经磨选处理从而可以分别获得金属铁粉和尾渣，再将金属铁粉进行酸浸处理进一步实现铁、磷分离，脱磷率为86％，其中铁精粉中铁回收率87.21％。对比实施例3
将某地含TFe42.66％，含P 0.22％的鲕状高磷赤铁矿，按照鲕状高磷赤铁矿∶低挥发分煤(瘦煤)＝100∶30的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.7，混合料混匀后制得低挥发分煤球团；按照鲕状高磷赤铁矿∶高挥发分煤(长焰煤)＝100∶35的质量比例，并配入钢渣控制混合料的二元碱度为0.7，混合料混匀后制得高挥发分煤球团；将低挥发分煤球团和高挥发分煤球团经干燥后，按照高挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区底部，低挥发分煤球团布置在转底炉旋转炉底物料区上层的布料方式将球团布入转底炉进行还原焙烧，还原焙烧温度1300℃，时间40分钟后，所得金属化球团水淬后经磨选处理从而可以分别获得金属铁粉和尾渣，再将金属铁粉进行酸浸处理进一步实现铁、磷分离，脱磷率84.6％，其中铁精粉中铁回收率为87.62％。
参见图1，本实用新型所提供的一种实现上处理方法的专用系统，由原料处理系统S100、成球系统S200、还原焙烧系统S300、磨选系统S400和酸浸处理系统S500组成；其中，所述原料处理系统S100具有鲕状高磷出铁矿入口101、还原煤入口102、铜渣入口103及混合料出口104；所述成球系统S200具有混合料入口201及干燥球团出口202，所述混合料入口与原料处理系统混合料出口相连；所述还原焙烧系统S300具有球团入口301和金属化球团出口302，所述球团入口与所述成球系统干燥球团出口相连；所述磨选系统S400具有金属化球团入口401、金属铁粉出口402及尾渣出口403；所述酸浸处理系统S500具有金属铁粉入口501、酸入口502、铁精粉出口503和酸浸液出口504，所述金属铁粉入口与所述磨选系统金属铁粉出口相连。
所述原料处理系统S100包括烘干设备、磨细设备、筛分设备及混合设备；所述造球系统S200包括成球设备以及干燥设备；
所述的还原焙烧系统S300包括转底炉及其配套附属系统；
所述磨选系统S400包括水淬、磨矿、磁选及过滤设备；
所述酸浸处理系统S500包括酸浸反应设备及其配套处理设备、铁精粉冲洗及脱水设备。