本发明属于矿物加工
技术领域：
，特别涉及一种难选铁矿石多段悬浮磁化焙烧-磁选全流程系统装置方法。
背景技术：
：微细粒赤铁矿、鲕状赤铁矿、镜褐铁矿及堆存铁尾矿等铁矿资源因其结晶粒度细，矿物组成复杂、铁赋存量低等特性，采用常规选矿技术手段难以获得理想的技术经济指标，难以获得大规模工业化开发利用，或部分资源虽得以开发但利用效率极低。磁化焙烧-磁选技术是处理上述铁矿资源的有效途径，其中悬浮磁化焙烧具有气固接触充分，传热、传质效果好，反应速度快等优点，目前在难选铁矿处理方面多有应用。如中国发明专利局公开号为CN200720014578的《悬浮磁化焙烧炉》发明，公开号为CN200710012802的《铁矿物悬浮磁化焙烧炉系统及焙烧工艺》发明。但以上发明只能获得单一焙烧产品，焙烧产品需经冷却降温至室温程度才能进行分选获得焙烧质量不同的产品，且单一焙烧产品在焙烧过程中容易出现过烧或欠烧等现象。技术实现要素：本发明系统装置如附图1所示，图中1为给料仓，2为悬浮预热器，3为煤气燃烧器，4为一段悬浮氧化器，5为一段悬浮还原器，6为一段电磁干式磁选机，7为一段X荧光在线品位分析仪，8为一段矿样分流器，9为二段悬浮氧化器，10为二段悬浮还原器，11为一段尾矿收集器，12为一段精矿收集器，13为二段尾矿收集器，14为二段精矿收集器，15为二段中矿收集器，16为旋风分离器，17为除尘器，18为粉尘收集器，19为罗兹风机，20为二段电磁干式磁选机，21为二段X荧光在线品位分析仪，22为二段矿样分流器；其中悬浮预热器(2)的进料口与给料仓(1)的出料口连通，悬浮预热器(2)的出料口与一段悬浮氧化器(4)的进料口连通；一段悬浮氧化器(4)的顶端出料口与旋风分离器(16)的进料口连通，一段悬浮氧化器(4)的底端出料口与一段悬浮还原器(5)的进料口连通；一段悬浮还原器(5)的底端出料口与一段电磁干式磁选机(6)的给料口连通，一段电磁干式磁选机(6)的精矿出料口装有一段X荧光在线品位分析仪(7)，一段电磁干式磁选机(6)的精矿出料口设有一段X荧光在线品位分析仪(7)并与一段矿样分流器(8)的分流进料口连通，一段矿样分流器(8)的高品位精料出料口与一段精矿收集器(12)连接，一段矿样分流器(8)的低品位精料出料口与二段悬浮氧化器(9)的进料口连通，一段电磁干式磁选机(6)的尾矿出料口与一段尾矿收集器(11)连通；二段悬浮氧化器(9)的底端出料口与二段悬浮还原器(10)的进料口连通；二段悬浮还原器(10)的底端出料口与二段电磁干式磁选机(20)的给料口连通，二段电磁干式磁选机(20)的精矿出料口装有二段X荧光在线品位分析仪(21)并与二段矿样分流器(22)的分流进料口连通，二段矿样分流器(22)的高品位分流精料进料口与二段精矿收集器(14)连接，二段矿样分流器(22)的低品位精料出料口与二段中矿收集器(15)连通，二段电磁干式磁选机(20)的尾矿出料口与二段尾矿收集器(13)连通；旋风分离器(16)的顶端粉尘气体出口与除尘器(17)的粉尘气体进口连通；除尘器(17)的顶端出风口与罗兹风机(19)连通，除尘器(17)的出尘口与粉尘收集器(18)连通。上述的悬浮预热器(2)为筒式结构，顶端设有出料口，下部侧壁上设有进料口，悬浮预热器(2)的底端设有进气口，悬浮预热器(2)通过进气口与煤气燃烧器(3)连通，煤气燃烧器(3)以煤气为燃料。上述的一段悬浮氧化器(4)、一段悬浮还原器(5)、二段悬浮氧化器(9)以及二段悬浮还原器(10)的外壁均有电加热装置，通过这些加热装置保证前述各装置内的温度为所设定的各相关温度；且各氧化器和还原器的炉膛内均设有热电偶测温装置，可以通过电脑实时监控温度分布。上述的一段悬浮还原器(5)和二段悬浮还原器(10)均设有还原气体喷入口和保护气体喷入口。另外还有各反应器中的物料悬浮状态是通过控制气体流量实现的，根据物料的密度、黏度、粒度等流化态参数可以确定需要的悬浮状态初始气量，当铁矿粉的细度为-200目，占其总质量的50％以上时，给矿量100Kg/h时，所需要悬浮气体流量为1.5-7m3/h。每百公斤给矿所需气量为1～7m3，具体气量需根据矿样性质和生产要求确定。本发明的难选铁矿石多段悬浮磁化焙烧-磁选全流程系统装置的使用方法按以下步骤进行：1、将复杂难选铁矿的矿粉置于给料仓(1)中，通过给料仓(1)加入到悬浮预热器(2)内，同时由煤气燃烧器(3)向悬浮预热器(2)的进气口通入燃烧烟气，控制物料温度在600～1300℃且使物料处于悬浮状态；2、启动罗兹风机(19)产生负压，使悬浮预热器(2)内被预热物料进入一段悬浮氧化器(4)之内，控制一段悬浮氧化器(4)内的物料温度在800～1200℃，停留时间10-60min，控制空气过量以此保证氧化性气氛；氧化后的物料进入一段悬浮还原器(5)，一段悬浮还原器(5)内通入氮气N2、氢气H2、一氧化碳气体CO，调控还原气氛，还原气为CO或H2与N2的混合气，其中CO或H2占还原气总体积百分比为10～40％，停留时间5-25min，控制物料温度为450～700℃，在此温度下发生还原反应；3、物料经一段悬浮还原器(5)反应后进入一段电磁干式磁选机(6)内进行一段电磁选，磁选磁场强度为1000～5000Oe，磁选后获得的精矿粉经过一段X荧光在线品位分析仪(7)检测，进入一段矿样分流器(8)，品位高于预设值的精矿分流后进入一段精矿收集器(12)，作为成品使用，品位低于预设值的精矿分流进入二段悬浮氧化器(9)，一段电磁干式磁选机(6)的尾矿经其出料口进入到一段尾矿收集器(11)内排出；4、低品位精矿物料进入二段悬浮氧化器(9)之内，控制二段悬浮氧化器(9)内的低品位精矿物料温度在700～1100℃，停留时间10-30min，通过空气过量控制二段悬浮氧化器(9)内的氧化性气氛；氧化后的低品位精矿物料进入二段悬浮还原器(10)，二段悬浮还原器(10)内通入氮气N2、氢气H2、一氧化碳气体CO，调控还原气氛，还原气为CO或H2与N2的混合气，其中CO或H2占还原气总体积百分比为10～40％，停留时间5-15min，控制物料还原温度为450～700℃，在此温度下发生还原反应；5、物料经二段悬浮还原器(10)反应后物料进入二段电磁干式磁选机(20)内进行二段电磁选，磁选磁场强度为1000～5000Oe，电磁选精矿经过二段X荧光在线品位分析仪(21)检测后进入二段矿样分流器(22)，品位高于预设值的精矿进入二段精矿收集器(14)，品位低于预设值的精矿进入二段中矿收集器(15)，有待后续三段氧化-还原焙烧，二段电磁干式磁选机(20)的尾矿经其出料口进入到二段尾矿收集器(13)内排出；6、二段悬浮氧化器(9)和旋风分离器(16)排出的粉尘气体通过管道进入到除尘器(17)内，经除尘器(17)分离净化后的气体通过罗兹风机(19)的排风口排放到大气之中，除尘器(17)分离出的固体灰粉从其底端进入收集器(18)内。上述方法中，通入一段悬浮还原器(5)以及二段悬浮还原器(10)中的还原气的用量按还原气中的CO或H2与原矿粉料中的Fe2O3的摩尔比为1:1～1.2确定。本发明与当前悬浮焙烧装置相比，可将实现难选铁矿物的分段磁化焙烧，使还原程度不同的物料提前获得分选，有效解决欠烧和过烧现象，改善还原效果，提高分选指标，而且能大幅降低能耗，获得更优的技术经济指标。附图说明图1为本发明难选铁矿石多段悬浮磁化焙烧-磁选全流程系统装置结构示意图；图中，1为给料仓，2为悬浮预热器，3为煤气燃烧器，4为一段悬浮氧化器，5为一段悬浮还原器，6为一段电磁干式磁选机，7为一段X荧光在线品位分析仪，8为一段矿样分流器，9为二段悬浮氧化器，10为二段悬浮还原器，11为一段尾矿收集器，12为一段精矿收集器，13为二段尾矿收集器，14为二段精矿收集器，15为二段中矿收集器，16为旋风分离器，17为除尘器，18为粉尘收集器，19为罗兹风机，20为二段电磁干式磁选机，21为二段X荧光在线品位分析仪，22为二段矿样分流器。具体实施方式本项发明难选铁矿石多段悬浮磁化焙烧-磁选全流程系统装置完全按照前述
发明内容中所描述的结构和流程进行实施建造，并选用两种不同的原矿粉料进行实施，其中：实施例1实施例1中选用的复杂难选矿为原矿粉料，粒度在-74μm的部分占全部粉料总重量的80％以上。原矿分析及化学物相如表1、表2所示。表1原矿成分分析成分TFeSiO2Al2O3CaOMgOSP含量31.6022.973.122.072.680.070.41表2原矿化学物相实施时按以下方法操作：1、将复杂难选矿的原矿粉料置于给料仓(1)中，通过给料仓(1)加入到悬浮预热器(2)内，同时向悬浮预热器(2)的进气口通入由煤气燃烧器(3)提供的高温燃烧烟气，并控制原矿粉料温度在800℃且使其处于悬浮状态；2、启动罗兹风机(19)产生负压，使悬浮预热器(2)内被预热原矿粉料进入一段悬浮氧化器(4)之内，控制一段悬浮氧化器(4)内的原矿粉料温度在860℃，停留时间15min，控制空气过量以此保证氧化性气氛；氧化后的原矿粉料进入一段悬浮还原器(5)，一段悬浮还原器(5)内通入氮气N2和一氧化碳气体CO，其中CO占N2和一氧化碳气体CO总体积百分比为25％，停留时间10min，控制原矿粉料温度为500℃，在此温度下发生还原反应；3、原矿粉料经一段悬浮还原器(5)反应后进入一段电磁干式磁选机(6)内进行一段电磁选，磁选磁场强度为1800Oe，磁选后获得的精矿粉经过一段X荧光在线品位分析仪(7)检测，进入一段矿样分流器(8)，品位高于56％的精矿分流后进入一段精矿收集器(12)，作为成品使用，品位低于预设值56％的精矿分流进入二段悬浮氧化器(9)，一段电磁干式磁选机(6)的尾矿经其出料口进入到一段尾矿收集器(11)内排出；4、低品位精矿粉料进入二段悬浮氧化器(9)之内，控制二段悬浮氧化器(9)内的低品位精矿粉料温度在700℃，停留时间10min，通过空气过量控制二段悬浮氧化器(9)内的氧化性气氛；氧化后的低品位精矿粉料进入二段悬浮还原器(10)，二段悬浮还原器(10)内通入氮气N2和一氧化碳气体CO，调控还原气氛，其中CO体积百分比为30％，停留时间5min，控制还原温度为450℃；5、物料经二段悬浮还原器(10)反应后进入二段电磁干式磁选机(20)内进行二段电磁选，磁选磁场强度为3000Oe，精矿粉经过二段X荧光在线品位分析仪(21)检测后进入二段矿样分流器(22)，品位高于50％的精矿粉进入二段精矿收集器(14)，品位低于50％的精矿进入二段中矿收集器(15)，有待后续三段氧化-还原焙烧，二段电磁干式磁选机(20)的尾矿经其出料口进入到二段尾矿收集器(13)内排出；6、二段悬浮氧化器(9)和旋风分离器(16)排出的粉尘气体通过管道进入到除尘器(17)内，经除尘器(17)分离净化后的气体通过罗兹风机(19)的排风口排放到大气之中，除尘器(17)分离出的固体灰粉从其底端进入收集器(18)内；通入一段悬浮还原器(5)以及二段悬浮还原器(10)中的还原气的用量按还原气中的CO与原矿粉料中的Fe2O3的摩尔比为1:1确定。获得的一段精矿和二段精矿分析如表3、表4所示。表3一段精矿成分分析成分TFeSiO2Al2O3CaOMgOSP含量60.715.660.760.843.110.040.24表4二段精矿成分分析成分TFeSiO2Al2O3CaOMgOSP含量52.719.351.361.242.980.050.35实施例2实施例2中选用的复杂难选矿为粉料，粒度在-38μm的部分占全部粉料总重量的90％以上。原矿分析如表5、表6所示。表5原矿成分分析成分TFeSiO2Al2O3CaOMgOSP含量26.8719.622.793.892.850.040.11表6原矿化学物相实施时按以下方法操作：1、将复杂难选矿的原矿粉料置于给料仓(1)中，通过给料仓(1)加入到悬浮预热器(2)内，同时向悬浮预热器(2)的进气口通入由煤气燃烧器(3)提供的高温燃烧烟气，并控制原矿粉料温度在850℃且使其处于悬浮状态；2、启动罗兹风机(19)产生负压，使悬浮预热器(2)内被预热原矿粉料进入一段悬浮氧化器(4)之内，控制一段悬浮氧化器(4)内的原矿粉料温度在860℃，停留时间15min，控制空气过量以此保证氧化性气氛；氧化后的原矿粉料进入一段悬浮还原器(5)，一段悬浮还原器(5)内通入氮气N2和一氧化碳气体CO，其中CO体积占还原气总体积的百分比为25％，停留时间10min，控制原矿粉料温度为530℃，在此温度下发生还原反应；3、原矿粉料经一段悬浮还原器(5)反应后进入一段电磁干式磁选机(6)内进行一段电磁选，磁选磁场强度为2000Oe，磁选后获得的精矿粉经过一段X荧光在线品位分析仪(7)检测，进入一段矿样分流器(8)，品位高于60％的精矿分流后进入一段精矿收集器(12)，作为成品使用，品位低于预设值60％的精矿分流进入二段悬浮氧化器(9)，一段电磁干式磁选机(6)的尾矿经其出料口进入到一段尾矿收集器(11)内排出；4、低品位精矿粉料进入二段悬浮氧化器(9)之内，控制二段悬浮氧化器(9)内的低品位精矿粉料温度在750℃，停留时间10min，通过空气过量控制二段悬浮氧化器(9)内的氧化性气氛；氧化后的低品位精矿粉料进入二段悬浮还原器(10)，二段悬浮还原器(10)内通入氮气N2和一氧化碳气体CO，调控还原气氛，其中CO体积占还原气总体积的百分比为25％，停留时间5min，控制还原温度为450℃；5、物料经二段悬浮还原器(10)反应后进入二段电磁干式磁选机(20)内进行二段电磁选，磁选磁场强度为3000Oe，精矿粉经过二段X荧光在线品位分析仪(21)检测后进入二段矿样分流器(22)，品位高于50％的精矿粉进入二段精矿收集器(14)，品位低于50％的精矿进入二段中矿收集器(15)，有待后续三段氧化-还原焙烧，二段电磁干式磁选机(20)的尾矿经其出料口进入到二段尾矿收集器(13)内排出；6、二段悬浮氧化器(9)和旋风分离器(16)排出的粉尘气体通过管道进入到除尘器(17)内，经除尘器(17)分离净化后的气体通过罗兹风机(19)的排风口排放到大气之中，除尘器(17)分离出的固体灰粉从其底端进入收集器(18)内；通入一段悬浮还原器(5)以及二段悬浮还原器(10)中的还原气的用量按还原气中的CO与原矿粉料中的Fe2O3的摩尔比为1:1确定。获得的一段精矿和二段精矿分析如表7、表8所示。表7一段精矿成分分析成分TFeSiO2Al2O3CaOMgOSP含量63.054.890.891.212.790.010.07表8二段精矿成分分析成分TFeSiO2Al2O3CaOMgOSP含量55.258.761.071.532.920.010.09当前第1页1 2 3