本发明属于矿物加工技术领域,特别涉及一种含铁锰矿的悬浮焙烧锰铁分离处理方法。
背景技术:
我国优质的锰矿、铁矿资源由于钢铁工业的巨大消耗,日渐匮乏。而我国存在大量铁含量高的含铁锰矿资源尚未大规模实现有效利用,含铁锰矿资源中锰矿物主要为菱锰矿与软锰矿,铁矿物主要为赤铁矿、针铁矿、褐铁矿、菱铁矿等,实现含铁锰矿中铁、锰两种资源的有效利用,对缓解我国自产铁、锰资源供应不足的局面有重要意义。
专利cn201510844742.7涉及一种低品位高铁锰矿还原焙烧工艺,提出直接将低品位高铁锰矿作为矿源,利用大型回转窑还原成作为制备硫酸锰、电解二氧化锰、电解锰的原料,并通过浸出滤渣磁选,回收所含的铁,该专利能够实现锰、铁资源的综合利用,但采用回转窑常规煅烧设备,处理能力低,还原效果差,且需要配烟煤流程工艺复杂;专利201410038273.5涉及一种强化高铁锰矿石铁锰分离的添加剂和方法,提出将破碎、研磨至一定粒度的高铁锰矿与本发明所述的添加剂混匀后,依次经造块,干燥,还原焙烧,焙烧产品再经冷却后破碎、磨矿、磁选分离,得金属铁粉和富含mno的非磁性物,该专利能在一定程度实现锰铁矿物分离,但需要采用高温1000℃以上长时间的还原,将铁矿物还原为金属铁,存在能耗高,还原产品铁锰分离困难等缺点。
技术实现要素:
本发明的目的是提供一种含铁锰矿的悬浮焙烧锰铁分离处理方法,通过将含锰铁矿破碎磁选,再经氧化还原焙烧后磁选,简化流程的同时,提高锰铁的分离效果。
本发明的方法按以下步骤进行:
1、将含铁锰矿破碎至粒度2~20mm,然后磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量的50%以上,或者粒度-0.038mm的部分占总重量90%以上,制成粉矿;
2、将粉矿进行一段弱磁选,磁场强度1000~2000oe,获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿;
3、将一段弱磁选尾矿置于焙烧炉中,通入煤气和空气,使一段弱磁选尾矿处于悬浮状态,对一段弱磁选尾矿进行氧化焙烧,焙烧温度800~1000℃,焙烧时间5~20min,使水分及其他挥发分挥发,并使铁氧化为fe2o3,获得氧化粉矿;其中煤气和空气的流量均为每吨一段弱磁选尾矿通入5~25m3/h;
4、采用还原焙烧炉,还原焙烧炉的外壳内设有上隔板、布风板和下隔板;上隔板垂直放置,其顶边和两个侧边与外壳连接在一起;布风板位于上隔板下方且水平放置;下隔板的顶边与布风板连接在一起,其底边和两个侧边与外壳连接在一起;并且上隔板与下隔板位于同一个垂面上;上隔板的底边和布风板之间的间隙作为物料通道;上隔板将还原焙烧炉上部分隔为进料室和出料室,进料室和出料室通过物料通道连通,进料室顶端设有进料口,出料室上部设有出料口;下隔板和布风板将还原焙烧炉下部分隔为氮气室和还原气室,氮气室与进料室上下相对,还原气室与出料室上下相对;将氧化粉矿放入还原焙烧炉中,在还原器的进料室下降,并进入还原器的出料室,通入氮气和还原气,氧化粉矿在还原气的作用下处于悬浮状态,在还原室对氧化矿粉进行还原焙烧,焙烧温度为500~750℃,焙烧时间为3~10min,获得焙烧矿;其中还原气为co、h2或煤制气,还原气的流量按每吨氧化矿粉通入的co和h2的总量为1~15m3/h;氮气和还原气的比例为1:1~5:1;
5、将焙烧矿进行二段弱磁选,磁场强度1000~2000oe,获得二段弱磁选精矿和二段弱磁选尾矿;
6、将一段弱磁选精矿和二段弱磁选精矿合并作为铁精矿成品;将二段磁选尾矿作为锰矿。
上述的铁精矿成品铁品位tfe为50~67%;所述的锰矿中mno2的重量百分比为40~60%,fe2o3的重量百分比≤5%。
上述的含铁锰矿铁品位tfe为18~25%,按重量百分比含mn19~22%,sio232~36%。
上述方法中,二段弱磁选精矿的主要成分为磁铁矿和γ-fe2o3。
与现有含铁锰矿综合利用方法相比,本发明的特点和优势为:
相比常规磁选、浮选工艺能有效处理含有不同类型铁矿物的含铁锰矿,铁矿物为针铁矿,赤铁矿,褐铁矿,菱铁矿,黄铁矿等时均能实现铁、铝的有效分离;
采用气体对含铁锰矿进行焙烧,相比常规焙烧手段产热传质效率高,对锰矿中细粒浸染的铁矿物还原充分;
采用预氧化-再还原的焙烧方法,氧化与还原过程的有机结合能够获得性质更均一产品。
本发明工艺流程简单,设备处理量大,产品性质易控制,工业化应用节能环保,且易实现大型化。
附图说明
图1为本发明的含铁锰矿的悬浮焙烧锰铁分离处理方法流程示意图;
图2为图1中的氧化焙烧部分的流程示意图;
图3为本发明采用的还原焙烧炉结构示意图;图中,1、外壳,2、上隔板,3、布风板、4、下隔板,5、进料口,6、出料口,7、氮气进口,8、还原气进口。
具体实施方式
本发明实施例中采用的含铁锰矿的粒度5~200mm。
本发明实施例中采用的弱磁选设备为湿式弱磁选机。
本发明实施例中采用的煤制气按体积百分比含h2≥35%;co≥15%;o2≤0.5%。
本发明实施例中采用的煤气为市购工业煤气。
实施例1
流程如图1所示;
将含铁锰矿破碎至粒度2~20mm,然后磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量的50%,制成粉矿;
将粉矿进行一段弱磁选,磁场强度2000oe,获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿;
将一段弱磁选尾矿置于焙烧炉中,通入煤气和空气,使一段弱磁选尾矿处于悬浮状态,对一段弱磁选尾矿进行氧化焙烧,焙烧温度800℃,焙烧时间20min,使水分及其他挥发分挥发,并使铁氧化为fe2o3,获得氧化粉矿;其中煤气和空气的流量均为每吨一段弱磁选尾矿通入13m3/h;氧化焙烧流程如图2所示;
采用还原焙烧炉,结构如图3所示,还原焙烧炉的外壳1内设有上隔板2、布风板3和下隔板4;上隔板2垂直放置,其顶边和两个侧边与外壳1连接在一起;布风板3位于上隔板2下方且水平放置;下隔板4的顶边与布风板3连接在一起,其底边和两个侧边与外壳1连接在一起;并且上隔板2与下隔板4位于同一个垂面上;上隔板2的底边和布风板3之间的间隙作为物料通道;上隔板2将还原焙烧炉1上部分隔为进料室和出料室,进料室和出料室通过物料通道连通,进料室顶端设有进料口,出料室上部设有出料口;下隔板4和布风板3将还原焙烧炉1下部分隔为氮气室和还原气室,氮气室与进料室上下相对,还原气室与出料室上下相对;
将氧化粉矿放入还原焙烧炉中,在还原器的进料室下降,并进入还原器的出料室,通入氮气和还原气,氧化粉矿在还原气的作用下处于悬浮状态,在还原室对氧化矿粉进行还原焙烧,焙烧温度为500℃,焙烧时间为3min,获得焙烧矿;其中还原气为co,还原气的流量按每吨氧化矿粉通入的co为15m3/h;氮气和还原气的比例为1:1;
将焙烧矿进行二段弱磁选,磁场强度2000oe,获得二段弱磁选精矿和二段弱磁选尾矿;
将一段弱磁选精矿和二段弱磁选精矿合并作为铁精矿成品;将二段磁选尾矿作为锰矿;所述的铁精矿成品铁品位tfe为50%;所述的锰矿中mno2的重量百分比为60%,fe2o3的重量百分比5%;含铁锰矿铁品位tfe为18%,按重量百分比含mn22%,sio236%;其中二段弱磁选精矿的主要成分为磁铁矿和γ-fe2o3。
实施例2
方法同实施例1,不同点在于:
(1)将含铁锰矿破碎至粒度2~20mm,然后磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量的60%,制成粉矿;
(2)一段弱磁选的磁场强度1800oe;
(3)氧化焙烧温度900℃,时间12min,使水分及其他挥发分挥发,并使铁氧化为fe2o3,获得氧化粉矿;其中煤气和空气的流量均为每吨一段弱磁选尾矿通入19m3/h;
(4)还原焙烧温度为600℃,时间为8min,其中还原气为h2,还原气的流量按每吨氧化矿粉通入的h2的总量为10m3/h;氮气和还原气的比例为3:1;
(5)二段弱磁选的磁场强度1800oe;
(6)铁精矿成品铁品位tfe为62%;所述的锰矿中mno2的重量百分比为43%,fe2o3的重量百分比4%;含铁锰矿铁品位tfe为22%,按重量百分比含mn20%,sio233%。
实施例3
方法同实施例1,不同点在于:
(1)将含铁锰矿破碎至粒度2~20mm,然后磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量的70%,制成粉矿;
(2)一段弱磁选的磁场强度1300oe;
(3)氧化焙烧温度950℃,时间8min,使水分及其他挥发分挥发,并使铁氧化为fe2o3,获得氧化粉矿;其中煤气和空气的流量均为每吨一段弱磁选尾矿通入5m3/h;
(4)还原焙烧温度为700℃,时间为5min,其中还原气为煤制气,还原气的流量按每吨氧化矿粉通入的co和h2的总量为5m3/h;氮气和还原气的比例为4:1;
(5)二段弱磁选的磁场强度1300oe;
(6)铁精矿成品铁品位tfe为58%;所述的锰矿中mno2的重量百分比为51%,fe2o3的重量百分比5%;含铁锰矿铁品位tfe为20%,按重量百分比含mn21%,sio235%。
实施例4
方法同实施例1,不同点在于:
(1)将含铁锰矿破碎至粒度2~20mm,然后磨矿至粒度-0.038mm的部分占总重量90%,制成粉矿;
(2)一段弱磁选的磁场强度1000oe;
(3)氧化焙烧温度1000℃,时间5min,使水分及其他挥发分挥发,并使铁氧化为fe2o3,获得氧化粉矿;其中煤气和空气的流量均为每吨一段弱磁选尾矿通入25m3/h;
(4)还原焙烧温度为750℃,时间为3min,其中还原气为煤制气,还原气的流量按每吨氧化矿粉通入的co和h2的总量为1m3/h;氮气和还原气的比例为5:1;
(5)二段弱磁选的磁场强度1000oe;
(6)铁精矿成品铁品位tfe为67%;所述的锰矿中mno2的重量百分比为40%,fe2o3的重量百分比4%;含铁锰矿铁品位tfe为25%,按重量百分比含mn19%,sio232%。