本发明属于矿物加工
技术领域：
，具体涉及到一种高磷铁矿悬浮态氧化还原焙烧-酸浸脱磷方法。
背景技术：
：高磷铁矿是重要的复杂难选铁矿之一，高磷铁矿具有铁品位高、储量大、但磷含量亦高的特点，因此解决高磷铁矿的高效利用问题具有重要意义。我国的高磷铁矿石储量高达74.5亿吨，主要分布在长江流域和云南省境内，如梅山含磷铁矿、湖北宁乡式铁矿等。这些高含磷铁矿属于弱磁性铁矿，主要有热液型和沉积型赤铁矿和菱铁矿两大类，其中热液型铁矿石中磷的赋存状态主要以磷灰石为主，沉积型铁矿石中磷的赋存状态主要以鲕粒状胶磷矿形式存在。目前，高磷铁矿石的提铁降磷方法主要有磁选、浮选、酸浸、微生物浸出等多种方式，但是都不能同时满足铁品位、回收率和脱磷率三项指标都比较理想的要求，每一种方法都存在者不同的问题，如脱磷率低、磨矿成本高、铁回收率和品位低等缺点。因此，有必要开发新的高效处理高磷铁矿的方法。技术实现要素：针对以上高磷铁矿利用方法中存在的问题，本发明公开了一种高磷铁矿悬浮态氧化还原焙烧-酸浸脱磷方法，该方法的目的在于通过实施本项发明创造，可以实现高效提铁降磷，最终得到铁品位高于63％、铁回收率高于85％、磷含量低于0.2wt％的铁精矿产品。本发明的技术方案为：一种高磷铁矿悬浮态氧化还原焙烧-酸浸脱磷方法，包括以下步骤：1、将所述高磷铁矿石进行破碎、磨矿至最大颗粒的粒度为1.5～0.2mm之间，得到矿石粉末；2、将矿石粉末均匀给入悬浮焙烧炉中,在悬浮焙烧炉的加热室内先进行预氧化焙烧，后在悬浮焙烧炉的还原室内进行还原磁化焙烧，再经冷却后得到悬浮焙烧磁性产品；3、将所得到的悬浮焙烧磁性产品经过磨矿、弱磁选，获得磁选精矿；4、将磁选精矿经过酸浸脱磷和水洗，得到铁品位高于63％，铁回收率高于85％，磷含量低于0.2wt％的铁精矿。进一步地，所述步骤1中的高磷铁矿石是指矿石中的磷含量为0.5～1.5wt％、铁含量为40～60wt％，由此可以拓宽高磷铁矿石的来源；进一步地，所述步骤2中将矿石粉末给入悬浮焙烧炉中进行悬浮态氧化还原磁化焙烧是指：(1)将矿石粉末通过失重秤均匀给入悬浮焙烧炉中，矿粉在热气流的携带下以悬浮态形式进入加热室，在加热室内以悬浮态形式被加热至1000～1100℃，进行高温氧化焙烧20～60s，使矿粉中的菱铁矿和褐铁矿高温下分解转换成赤铁矿；(2)携带大量热量的矿粉在高温气体的搬运下运动至还原室，并与从底部通入的还原气体发生磁化还原反应，还原室内温度为480～600℃，矿粉以悬浮态形式在还原室内停留时间为5～20min，利用还原气体将矿粉中的赤铁矿还原成具有磁性的悬浮焙烧磁性产品；(3)悬浮焙烧磁性产品从还原室排出，并运动至悬浮焙烧炉的冷却室内间接水冷至200～350℃，然后从悬浮焙烧炉中直接排出到冷水中降温，从而获得具有较强磁性的悬浮焙烧磁性产品。进一步地，所述步骤2中还原气体为高炉煤气，但不限于高炉煤气，也可以使用裂解气、天然气和煤制气；进一步地，所述步骤3中的磨矿、弱磁选是指：将水冷后的悬浮焙烧磁性产品加水制成质量浓度60％～80％的矿浆，采用搅拌磨机将其磨至-0.074μm占悬浮焙烧磁性产品总重量的75％～90％，然后用筒式磁选机进行磁选，控制磁场强度为0.09～0.16t，获得磁选精矿。进一步地，所述步骤4中所用的酸可为稀硫酸、稀硝酸或稀盐酸，每种酸的浓度为0.05～0.3mol/l；所说的酸浸脱磷是指将磁选精矿投入到酸浸槽中，在10～35℃温度下搅拌酸浸，酸浸时酸液与磁选精矿的液固比为4：2-1(l：kg)，搅拌转速为15～30r/min，酸浸时间为15～30min，磁选精矿经酸浸后再过滤、洗矿得到合格铁精矿，滤液经离心过滤，补酸后返回浸矿。与现有技术相比，本发明的特点和有益效果是：(1)本发明以高磷铁矿为原料，尤其适用于常规选矿方法无法处理的嵌布粒度极细，共生关系复杂的高磷难选铁矿，使得铁矿资源得到了充分利用。(2)经过本发明所实现的高温悬浮氧化焙烧-悬浮磁化焙烧-磁选-酸浸等系列方法，可以生产出铁品位高于63％，铁回收率高于85％，磷含量低于0.2wt％的铁精矿。(3)本发明各阶段工艺设备成熟，对高磷铁矿适应性强，在铁品位、铁回收率和脱磷率三方面都达到了较高指标。附图说明图1是根据本发明示例性实施例的高磷铁矿悬浮态氧化还原焙烧-酸浸脱磷方法的工艺流程图。具体实施方式下面结合具体的实施例及附图对本发明做进一步详细说明，所述是对本发明的解释而不是限定。图1是根据本发明示例性实施例的高磷铁矿悬浮态氧化还原焙烧-酸浸脱磷方法的工艺流程图。如图1所示，根据本发明示例性实施例的高磷铁矿悬浮态氧化还原焙烧-酸浸脱磷方法包括：高温悬浮氧化焙烧、悬浮磁化焙烧、磁选以及酸浸等步骤，具体地：1)将高磷铁矿石进行破碎、磨矿至最大颗粒的粒度为1.5～0.2mm之间，得到矿石粉末；2)将矿石粉末均匀给入悬浮焙烧炉中，在悬浮焙烧炉的加热室内先进行预氧化焙烧，后在悬浮焙烧炉的还原室内进行还原磁化焙烧，再经冷却后得到悬浮焙烧磁性产品；3)将所得到的悬浮焙烧磁性产品经过磨矿、弱磁选，获得磁选精矿；4)将磁选精矿经过酸浸脱磷和水洗，得到铁品位高于63％，铁回收率高于85％，磷含量低于0.2wt％的铁精矿。本发明适用于常规选矿方法无法处理的嵌布粒度极细且共生关系复杂的高磷难选铁矿，可使铁矿资源得充分利用。本发明实施例中使用的高磷铁矿石，但不限于该种高磷铁矿石，如果矿石水分含量超过8％，需要经过干燥处理。本发明实施例中所述将高磷铁矿石进行破碎、磨矿至最大颗粒的粒度为1.5～0.2mm之间，发明人在试验中发现给入悬浮焙烧炉中的物料太细，会导致返灰量增加；给入悬浮焙烧炉中的物料太粗，会影响物料悬浮状态。本发明实施例中所述的悬浮焙烧炉，是一种相对成熟的流态化磁化焙烧连续生产设备。将矿粉通过失重秤均匀给入悬浮焙烧炉中，矿粉颗粒在高温气体的携带作用下呈悬浮态运动进入加热室，矿粉在加热室内以悬浮态形式被加热升温，这些携带大量热量的矿粉继续运动进入还原室，在还原气体的作用下，矿粉中的赤铁矿被还原成具有较强磁性的磁铁矿，再经过冷却室间接水冷至200～350℃。发明人在试验中发现在此温度下，磁铁矿会转化为γ-fe2o3，并释放出大量的潜热，潜热可以进行回收利用，节约能源。矿粉从冷却室中流出后，即离开悬浮焙烧炉。将矿粉通入冷水中降温得到磁性产品。悬浮焙烧炉的具体操作参数根据物料性质、给料量等因素确定。本发明实施例中所述还原气体为高炉煤气，但不限于高炉煤气，也可以使用裂解气、天然气和煤制气等，实施例中使用的高炉煤气具体成分如表1所列：表1.高炉煤气的化学成分分析(％)成分coco2n2h2so2ch4其他含量30.6211.3654.742.390.330.360.20本发明实施例中给料速度并不限定，是根据生产实际效果决定的。本发明实施例中焙烧产品经搅拌磨磨矿，再经弱磁选，磨矿设备不限于搅拌磨，二次磨矿是为了使有用矿物和脉石矿物进一步解离，以便提高磁选指标。本发明实施例中所用的酸为稀硫酸，但不限于稀硫酸；酸浸方式也可采用堆浸，但是堆浸时间就会很长，采用搅拌浸出，时间短，可连续生产。酸浸后滤液经离心过滤并补酸后可返回浸矿，降低成本，减小环境污染。实施例1高磷铁矿石：国内某高磷铁矿，其中，铁品位为50.65％，磷含量为0.83％，铁和磷部分共生。其具体成分如表2所列：表2实施例1所用高磷铁矿石化学成分分析(％)成分tfefeosio2al2o3caomgopsmnotio2其他含量50.6514.359.484.782.150.480.830.0421.030.386.21处理步骤：(1)将上述成分的高磷铁矿石经破碎、磨矿，得到粒度为0.5～0mm的矿石粉末。(2)将矿石粉末混匀后，通过失重秤以100t/h的给料速度均匀给入悬浮焙烧炉，并在加热室内被加热至1050℃后进行高温氧化焙烧，时间约为30s，使矿石粉末中的菱铁矿和褐铁矿转换成赤铁矿。然后，携带大量热量的矿石粉末在高温气体的裹挟下继续运动进入还原室，还原室内高炉煤气的通入量为1.0×104m3/h，于555℃温度下进行悬浮态还原，时间为15min，使其中的赤铁矿尽可能地转换成磁铁矿。然后，磁化还原后的矿石粉末进入冷却室内间接水冷至200℃，再通入冷水中降温，从而获得悬浮焙烧磁性产品。(3)将水冷后的悬浮焙烧磁性产品加水制成质量百分浓度为70％的矿浆，采用搅拌磨机将其磨至-0.074μm占悬浮焙烧磁性产品总重量的81％，然后用筒式磁选机在磁场强度为0.11t下进行磁选，获得磁选精矿。(4)采用稀硫酸搅拌酸浸，搅拌转速为25r/min，酸浸时所用稀硫酸的浓度为0.1mol/l，酸浸时间为20min，磁选精矿经酸浸后再过滤、洗矿、干燥，得到铁品位64.36％，铁回收率高于93.89％，磷含量为0.17wt％的铁精矿，滤液经离心过滤，补酸后返回浸矿。所获得的铁精矿化学成分分析结果如表3所示：表3实施例1浸出铁精矿化学成分分析(％)成分tfefeosio2al2o3caomgopsmnotio2其他含量64.3620.554.203.330.210.490.170.0151.060.340.10实施例2高磷铁矿石：鄂西高磷铁矿，其中，铁品位为49.35％，磷含量为0.79％，铁和磷部分共生。其具体成分如下表所列：表4鄂西高磷铁矿石化学成分分析(％)成分tfefeosio2al2o3caomgopsmnotio2其他含量49.3512.9110.505.002.480.640.790.051.070.367.54处理步骤：(1)通过对鄂西高磷铁矿石进行破碎和磨矿处理，得到粒度为0.5～0mm的矿石粉末。(2)将矿石粉末混匀后，通过失重秤以100t/h的给料速度均匀给入悬浮焙烧炉，并在加热室内被加热至1050℃后进行高温氧化焙烧，时间约为30s，使矿石粉末中的菱铁矿和褐铁矿转换成赤铁矿。然后，携带大量热量的矿石粉末在高温气体的裹挟下继续运动进入还原室，还原室内高炉煤气的通入量为9.0×103m3/h，于555℃温度下进行悬浮态还原，时间为15min，使其中的赤铁矿尽可能地转换成磁铁矿。然后，磁化还原后的矿石粉末进入冷却室内间接水冷至200℃，再通入冷水中降温，从而获得悬浮焙烧磁性产品。(3)将水冷后的悬浮焙烧磁性产品加水制成质量百分浓度70％的矿浆，采用搅拌磨机将其磨至-0.074μm占悬浮焙烧磁性产品总重量的85％，然后用筒式磁选机在磁场强度为0.09t下进行磁选，获得磁选精矿。(4)采用稀硫酸搅拌酸浸，搅拌转速为25r/min，酸浸时所用稀硫酸的浓度为0.08mol/l，酸浸时间为25min，磁选精矿经酸浸后再过滤、洗矿、干燥，得到铁品位63.89％，铁回收率高于89.89％，磷含量为0.15wt％的铁精矿，滤液经离心过滤，补酸后返回浸矿。所获得的铁精矿化学成分分析结果如下表所示：表5实施例2浸出精矿化学成分分析(％)成分tfefeosio2al2o3caomgopsmnotio2其他含量63.8919.224.502.891.120.630.150.0221.140.390.10实施例3高磷铁矿石：宁乡高磷铁矿，其中，铁品位为47.35％，磷含量为0.9％，铁和磷部分共生。其具体成分如下表所列：表6宁乡高磷铁矿化学成分分析(％)成分tfefeosio2al2o3caomgopstio2k其他含量47.357.8115.804.674.630.490.90.030.200.416.90处理步骤：(1)通过对宁乡高磷铁矿石进行破碎、磨矿处理，得到粒度为0.5～0mm的矿石粉末。(2)将矿石粉末混匀后，通过失重秤以100t/h的给料速度均匀给入悬浮焙烧炉，并在加热室内被加热至1090℃后进行高温氧化焙烧，时间约为30s，使矿石粉末中的菱铁矿和褐铁矿转换成赤铁矿。然后，携带大量热量的矿石粉末在高温气体的裹挟下继续运动进入还原室，还原室内高炉煤气的通入量为7.8×103m3/h，于560℃温度下进行悬浮态还原，时间为15min，使其中的赤铁矿尽可能地转换成磁铁矿。然后，磁化还原后的矿石粉末进入冷却室内间接水冷至200℃，再通入冷水中降温，从而获得悬浮焙烧磁性产品。(3)将水冷后的悬浮焙烧磁性产品加水制成质量浓度70％的矿浆，采用搅拌磨机将其磨至-0.074μm占悬浮焙烧磁性产品总重量的88％，然后用筒式磁选机在磁场强度为0.09t下进行磁选，获得磁选精矿。(4)采用稀硫酸搅拌酸浸，搅拌转速为30r/min，酸浸时所用稀硫酸的浓度为0.15mol/l，酸浸时间为25min，磁选精矿经酸浸后再过滤、洗矿、干燥，得到铁品位63.56％，铁回收率高于85.89％，磷含量为0.19wt％的铁精矿，滤液经离心过滤，补酸后返回浸矿。所获得的铁精矿化学成分分析结果成分如下表所示：表7实施例3浸出铁精矿化学成分分析(％)成分tfefeosio2al2o3caomgopstio2k其他含量63.5619.125.302.120.890.410.190.0190.220.310.12尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。当前第1页12