一种铁矿的处理方法

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一种铁矿的处理方法\n技术领域\n[0001] 本发明涉及一种铁矿的处理方法，属于选矿技术领域。\n背景技术\n[0002] 近年来，我国钢铁工业持续高速增长对铁矿石的需求越来越大，随着国际铁矿石价格的不断攀升，国内低品位的高硅铁矿石的利用越来越受到重视，加之我国铁矿石储量特点是贫矿多、富矿少，低品位高硅铁矿石储量大，有很高的开发利用价值。对于这种低品位高硅铁矿石通过还原焙烧和磁选工艺生产的低硅高品位铁精矿，如果能开发利用这种高硅铁矿石将有很大的现实意义。前景也是可观的，矿石品位一般为33% 39%，硅含量为38%~ ~\n345%。\n[0003] 由于铁矿石中含二氧化硅高，直接将铁矿石加入高炉就等于把废物送进高炉，不仅要占用高炉的空间，而且为了除去二氧化硅，还要投入更大比例的造渣溶剂，造渣反应还是耗热和吸热的反应。\n[0004] 因此由于二氧化硅的危害之大，如果在炼钢和炼铁之前，不把二氧化硅去掉，将大大增加炼钢和炼铁的成本，目前，国内外高硅铁矿脱硅的方法有：选矿方法、化学方法、冶炼方法等。选矿方法成本高，回收率低，脱硅率低；化学方法存在废水处理的问题，且成本高；\n冶炼方法主要是在高炉造渣，成本高。\n[0005] 现有技术中也有用还原焙烧处理高硅铁矿的方法，本发明采用还原焙烧-水萃-磁选的方法针对高硅铁矿进行处理，不仅还原焙烧的温度有所降低，而且铁的回收率和脱硅率都有所提高。\n发明内容\n[0006] 针对上述现有技术存在的问题及不足，本发明提供一种铁矿的处理方法。该铁矿经过还原焙烧、磁选制备得到铁精矿和石英砂，石英砂经过处理得到中等品级铁红，本发明通过以下技术方案实现。\n[0007] 一种铁矿的处理方法，其具体步骤如下：\n[0008] （1）首先将铁矿和无烟煤还原剂破碎至粒度为2mm以下，然后将两者混合均匀得到混合物，无烟煤还原剂占混合物质量的6% 12%，将混合物烘干后在温度为550 750℃条件下~ ~\n还原焙烧30 50min，还原产物经水淬后得到还原料；\n~\n[0009] （2）将步骤（1）得到的还原料磨至-0.074mm占80%，然后经过磁场强度为1500~\n2000Gs进行弱磁选，获得铁精矿和弱磁选尾矿，弱磁选尾矿经过磁场强度为10000 12000Gs~\n进行强磁选，获得次铁精矿和石英砂；\n[0010] （3）将步骤（2）得到的石英砂按照液固比为1：0.2 0.5ml/g置于浓度为20 40wt%的~ ~\n硫酸溶液中酸浸2 4h，酸浸完成后液固分离得到浸出液；\n~\n[0011] （4）将步骤（3）得到的浸出液加入碳酸氢铵搅拌3 8min，然后过滤洗涤得到滤渣，~\n滤渣经干燥后在温度为500 700℃条件下煅烧20 50min得到铁红。\n~ ~\n[0012] 所述步骤（4）中碳酸氢铵的加入量为每升浸出液加入0.3 0.8mol。\n~\n[0013] 本发明的有益效果是：\n[0014] （1）本发明的方法，焙烧时间较短、能耗低、绿色环保，且脱硅率达到80wt%左右，铁回收率达80wt%左右，与选矿方法相比提铁成本较低，而且可以得到中等品级的铁红和品位在90%wt左右的石英砂。\n附图说明\n[0015] 图1是本发明工艺流程图A；\n[0016] 图2是本发明工艺流程图B。\n具体实施方式\n[0017] 下面结合附图和具体实施方式，对本发明作进一步说明。\n[0018] 实施例1\n[0019] 如图1和2所示，该铁矿的处理方法，其具体步骤如下：\n[0020] （1）首先将铁矿（矿石物相分析：铁38.56wt%、硫0.051wt%、磷0.011wt%、二氧化硅\n45.36wt%）和无烟煤还原剂破碎至粒度为2mm以下，然后将两者混合均匀得到混合物，无烟煤还原剂占混合物质量的12%，将混合物烘干后在温度为550℃条件下还原焙烧50min，还原产物经水淬后得到还原料；\n[0021] （2）将步骤（1）得到的还原料磨至-0.074mm占80%，然后经过磁场强度为1500Gs进行弱磁选，获得铁精矿和弱磁选尾矿，弱磁选尾矿经过磁场强度为10000Gs进行强磁选，获得次铁精矿和石英砂；\n[0022] （3）将步骤（2）得到的石英砂按照液固比为1：0.2ml/g置于浓度为40wt%的硫酸溶液中酸浸2h，酸浸完成后液固分离得到浸出液；\n[0023] （4）将步骤（3）得到的浸出液加入碳酸氢铵搅拌8min，然后过滤洗涤得到滤渣，滤渣经干燥后在温度为700℃条件下煅烧20min得到铁红，其中碳酸氢铵的加入量为每升浸出液加入0.8mol。\n[0024] 本实施例制备得到的结果如表1所示。\n[0025] 表1（单位%）\n[0026]\n。\n[0027] 实施例2\n[0028] 如图1和2所示，该铁矿的处理方法，其具体步骤如下：\n[0029] （1）首先将铁矿（矿石物相分析：铁38.56wt%、硫0.051wt%、磷0.011wt%、二氧化硅\n45.36wt%）和无烟煤还原剂破碎至粒度为2mm以下，然后将两者混合均匀得到混合物，无烟煤还原剂占混合物质量的6%，将混合物烘干后在温度为750℃条件下还原焙烧30min，还原产物经水淬后得到还原料；\n[0030] （2）将步骤（1）得到的还原料磨至-0.074mm占80%，然后经过磁场强度为2000Gs进行弱磁选，获得铁精矿和弱磁选尾矿，弱磁选尾矿经过磁场强度为12000Gs进行强磁选，获得次铁精矿和石英砂；\n[0031] （3）将步骤（2）得到的石英砂按照液固比为1：0.5ml/g置于浓度为20wt%的硫酸溶液中酸浸4h，酸浸完成后液固分离得到浸出液；\n[0032] （4）将步骤（3）得到的浸出液加入碳酸氢铵搅拌3min，然后过滤洗涤得到滤渣，滤渣经干燥后在温度为500℃条件下煅烧50min得到铁红，其中碳酸氢铵的加入量为每升浸出液加入0.3mol。\n[0033] 本实施例制备得到的结果如表2所示。\n[0034] 表2（单位%）\n[0035]\n。\n[0036] 实施例3\n[0037] 如图1和2所示，该铁矿的处理方法，其具体步骤如下：\n[0038] （1）首先将铁矿（矿石物相分析：铁38.56wt%、硫0.051wt%、磷0.011wt%、二氧化硅\n45.36wt%）和无烟煤还原剂破碎至粒度为2mm以下，然后将两者混合均匀得到混合物，无烟煤还原剂占混合物质量的10%，将混合物烘干后在温度为600℃条件下还原焙烧40min，还原产物经水淬后得到还原料；\n[0039] （2）将步骤（1）得到的还原料磨至-0.074mm占80%，然后经过磁场强度为1800Gs进行弱磁选，获得铁精矿和弱磁选尾矿，弱磁选尾矿经过磁场强度为11000Gs进行强磁选，获得次铁精矿和石英砂；\n[0040] （3）将步骤（2）得到的石英砂按照液固比为1：0.3ml/g置于浓度为30wt%的硫酸溶液中酸浸3h，酸浸完成后液固分离得到浸出液；\n[0041] （4）将步骤（3）得到的浸出液加入碳酸氢铵搅拌6min，然后过滤洗涤得到滤渣，滤渣经干燥后在温度为600℃条件下煅烧30min得到铁红，其中碳酸氢铵的加入量为每升浸出液加入0.5mol。\n[0042] 本实施例制备得到的结果如表3所示。\n[0043] 表3（单位%）\n[0044]\n[0045] 以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。