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宣龙式铁矿焙烧还原-磁选工艺及其影响因素

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基于煤基焙烧还原-磁选工艺,进行了宣龙式难选鲕状赤铁矿石提铁过程及其影响因素的实验研究.以铁精矿品位和铁回收率为评价指标,确定了适合于该类矿石的最佳工艺条件:焙烧还原温度为1 200℃,还原剂用量为30%,焙烧还原时间为60min,焙烧产物磁选前的磨矿细度为-45μm占96.19%,磁选的磁场强度为111kA·m-1.在该工艺条件下,可以使铁精矿品位达到92.53%,铁回收率达到90.78%.
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D0I:10.13374/i.issnl001053x.2011.2.0⑩3 第33卷第2期 北京科技大学学报 Vol33 No 2 2011年2月 Journal ofUniversity of Science and Technobgy Bejjing Feb 2011 宣龙式铁矿焙烧还原磁选工艺及其影响因素 李克庆 王立宁倪文朱明刘保顺 北京科技大学金属矿山高效开采与安全教有部重点实验室,北京100O83 通信作者,Em型k9n003@1位cm 摘要基于煤基焙烧还原磁选工艺,进行了宣龙式难选鲕状赤铁矿石提铁过程及其影响因素的实验研究.以铁精矿品位 和铁回收率为评价指标,确定了适合于该类矿石的最佳工艺条件:焙烧还原温度为1200℃,还原剂用量为3%,焙烧还原时 间为60m迎焙烧产物磁选前的磨矿细度为一45m古961%,磁选的磁场强度为111k4.在该工艺条件下,可以使铁精 矿品位达到925%.铁回收率达到90.78%. 关键词铁矿石:选矿:赤铁矿:焙烧还原:磁选 分类号TF5331 Roasting reductionm agnetic separation technology of Xuan long type iron ore and its relevant nfluencing factors LIKe qing.WANG Linng NIWep ZHUMng LU Baoshumn Sate Key Laborapyy of theMnisuy ofEducation of Chna orH gh-Effic entMning and Safee ofMen IMines University of Sc ience and Technopgy Bei jng Beijing 100083 China Correspond ng author Email kqing003@163 con ABSTRACT Coalbased roasting reductpn magnetic separation technology for iron extracton from Xuanlong tpe iron oes and its relevant nfluenc ing factors were investgated An dtmal technologcal cond iton or iron extracton from the iron oreswas detemined w it ron concentate grade and iron ecovery rate as evalatian indices The results show hat the iron cancentrate grade of92 5 and the iron recovery rate ofo078%can be obined when the reductant dosage is30.he roasting mmperture is1 200C,he re duction tme is 60min the percentage of roasting products with a grinding fineness of-45u m is 19%.and the magnetic field in tensity is111 kA m1 KEY WORDS iron ores beneficiation hematite ore roasting ore reduction magnetic sepanatpn 在我国数量庞大的铁矿资源中,有相当一部分 度极细(5~10μm,矿石矿物与脉石矿物以镶嵌的 是难以用常规选矿方法加以富集的所谓的“呆 形式胶结在一起形成大小为0.5~2.5m的鲕 矿1,宣龙式铁矿石就是其中比较典型的一种. 粒1,传统的磨矿技术很难实现矿石矿物与脉石 随着中国钢铁工业的飞速发展,铁矿石原料短缺的 矿物的完全解离,且成本高,经济效益很差.为此, “瓶颈”问题日趋突出.在这种形势下,利用包 本文提出将宣龙式铁矿进行焙烧还原和磁 括宣龙式铁矿在内的难选矿或低品位矿来生产炼铁 选们0,在获得高品位铁精矿的同时,利用磁选尾 或炼钢原料,进而提高国内铁矿资源利用程度的任 矿生产胶凝材料的整体综合利用思路.限于篇幅, 务就显得尤为迫切. 本文仅就实验室条件下焙烧还原-磁选工艺的可 宣龙式铁矿属鲕状结构矿石,其特点是嵌布粒 行性进行探讨,并通过对还原过程和还原产物磁 收稿日期:2010-04-11 基金项目:“十一五"国家科技支撑计划资助项目(N92D08BAB34B01)

第 33卷 第 2期 2011年 2月 北 京 科 技 大 学 学 报 JournalofUniversityofScienceandTechnologyBeijing Vol.33 No.2 Feb.2011 宣龙式铁矿焙烧还原 --磁选工艺及其影响因素 李克庆 王立宁 倪 文 朱 明 刘保顺 北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室, 北京 100083 通信作者, E-mail:lkqing2003@163.com 摘 要 基于煤基焙烧还原-磁选工艺 , 进行了宣龙式难选鲕状赤铁矿石提铁过程及其影响因素的实验研究.以铁精矿品位 和铁回收率为评价指标, 确定了适合于该类矿石的最佳工艺条件:焙烧还原温度为 1 200 ℃, 还原剂用量为 30%, 焙烧还原时 间为 60min, 焙烧产物磁选前的磨矿细度为 -45μm占 96.19%, 磁选的磁场强度为 111kA·m-1.在该工艺条件下, 可以使铁精 矿品位达到 92.53%, 铁回收率达到 90.78%. 关键词 铁矿石;选矿;赤铁矿;焙烧;还原;磁选 分类号 TF533.1 Roastingreduction-magneticseparationtechnologyofXuanlong-typeironore anditsrelevantinfluencingfactors LIKe-qing , WANGLi-ning, NIWen, ZHUMing, LIUBao-shun StateKeyLaboratoryoftheMinistryofEducationofChinaforHigh-EfficientMiningandSafetyofMetalMines, UniversityofScienceandTechnologyBei￾jing, Beijing100083, China Correspondingauthor, E-mail:lkqing2003@163.com ABSTRACT Coal-basedroastingreduction-magneticseparationtechnologyforironextractionfromXuanlong-typeironoresandits relevantinfluencingfactorswereinvestigated.Anoptimaltechnologicalconditionforironextractionfromtheironoreswasdetermined withironconcentrategradeandironrecoveryrateasevaluationindices.Theresultsshowthattheironconcentrategradeof92.53% andtheironrecoveryrateof90.78% canbeobtainedwhenthereductantdosageis30%, theroastingtemperatureis1 200℃, there￾ductiontimeis60min, thepercentageofroastingproductswithagrindingfinenessof-45μmis96.19%, andthemagneticfieldin￾tensityis111kA·m-1. KEYWORDS ironores;beneficiation;hematite;oreroasting;orereduction;magneticseparation 收稿日期:2010--04--11 基金项目:“十一五”国家科技支撑计划资助项目(No.2008BAB34B01) 在我国数量庞大的铁矿资源中, 有相当一部分 是难以用常规选矿方法加以富集的所谓的 “呆 矿 ” [ 1--2] ,宣龙式铁矿石就是其中比较典型的一种 . 随着中国钢铁工业的飞速发展 ,铁矿石原料短缺的 “瓶颈”问题日趋突出 [ 3--4] .在这种形势下, 利用包 括宣龙式铁矿在内的难选矿或低品位矿来生产炼铁 或炼钢原料 ,进而提高国内铁矿资源利用程度的任 务就显得尤为迫切. 宣龙式铁矿属鲕状结构矿石, 其特点是嵌布粒 度极细(5 ~ 10 μm),矿石矿物与脉石矿物以镶嵌的 形式胶结在一起形成大小为 0.5 ~ 2.5 mm的鲕 粒 [ 5] , 传统的磨矿技术很难实现矿石矿物与脉石 矿物的完全解离 , 且成本高 ,经济效益很差 .为此 , 本文 提 出 将 宣 龙 式 铁 矿 进 行 焙 烧 还 原 和 磁 选 [ 6--10] ,在获得高品位铁精矿的同时 , 利用磁选尾 矿生产胶凝材料的整体综合利用思路 .限于篇幅 , 本文仅就实验室条件下焙烧还原--磁选工艺的可 行性进行探讨 , 并通过对还原过程和还原产物磁 DOI :10.13374/j .issn1001 -053x.2011.02.003

。154 北京科技大学学报 第33卷 选分离的工艺参数进行实验研究,对主要影响因 自河北某铁矿的典型鲕状赤铁矿石,其化学成分及 素进行分析 铁物相的分析结果如表1、表2所示.多元素分析和 铁物相分析表明,该矿石含铁量较高,且主要为赤铁 1实验研究 矿和褐铁矿,其次为含量较少的菱铁矿和磁铁矿,脉 1.1实验原料 石矿物主要是石英.赤铁矿主要是以鲕状、肾状和 实验的主要原料为铁矿石和煤炭.铁矿石为来 浸染状构造分布于矿石中. 表1原矿的化学组成(质量分数) Tab e1 Chemical composition of rv ores % TFe Cao M s02 FeO Fe Q ALO KO+NaO S 烧损 合计 47.66 092 1.27 15.08 17.04 49.03 258 3.18 022 024 1042 100 表2原矿的铁物相组成特征 得到充分的还原,进行了还原剂煤粉合理用量的实 Table2 Phase analysis of ion in rav ores 验.在焙烧还原温度为1200℃焙烧还原时间为 铁物相 w(Fe)/% 分布率% 60m乎采用湿式磁选的实验条件下,考察在原矿试 磁铁矿 0.58 1.22 样中分别配加10%、20%、30%、40%和50%的煤粉 赤、褐铁矿 41.45 91.17 碳酸铁矿 的还原提铁效果.具体的实验结果如图1所示 297 623 硫化铁矿 249 1.0B 94 95 硅酸铁矿 0.17 035 90 TFe 2 85 47.66 10000 80 75 煤样为产自山西大同的非焦煤其主要的成分 为 88 ■精矿品位 0 特点为:固定碳66.54%,挥发分27.82%,灰分 ◆一回收率 65 3.64%水分4.8%. 60 10 203040 50 1.2实验方法和方案 还原剂用量% 以石墨坩埚作为反应容器,通过高温电炉加热 图1还原剂用量对精矿品位及回收率的影响 来实现铁矿石的焙烧还原,采用磁选工艺实现还原 Fg 1 Effects of reductant dosage on conoen trate grade and recovey 铁与脉石矿物的分离. 1.21实验方法 由图1可以看出:随着还原剂加入量从10%增 首先,将铁矿石和煤样分别经过破碎、筛分和混 加到30%,铁精矿品位和铁的回收率均有不同程度 匀后制备成实验用样品,并将其按预先设计好的配 的提高,其中铁精矿品位达到了最大值(9253%方 比混合均匀后投入石墨坩埚中:然后,将石墨坩埚置 当还原剂用量超过30%时,铁的回收率指标改善的 于高温电炉中进行焙烧还原,当达到预定的焙烧还 程度非常有限,而铁精矿品位呈大幅下降的趋势. 原时间后,将坩埚取出进行自然冷却处理;最后,冷 其原因在于随着还原剂用量的增加,在增强还原气 却产物经破碎和磨细,进行湿式磁选分离实验, 氛的同时,也增加了混入的灰分量,灰分中S0和 1.22实验方案 A)Q等在高温下与F(O接触,发生化学反应,生成 基于上述实验方法,以铁精矿的回收率和品位 稳定的2FOS0、2F0AQ和2FO2A!Q· 为考察目标,分别考察深度还原过程中还原剂用量、 5SQ等复杂化合物,并夹杂在铁精矿中,致使铁精 焙烧还原温度和时间以及还原产物的磨矿细度、磁 矿的品位降低.因此,综合考虑还原能力和节约能 选强度和选别段数等因素对宣龙式铁矿焙烧还原提 源两方面的因素,将还原剂煤粉的合理用量定为 铁效果的影响,从而优选出焙烧还原过程的最佳培 309%. 烧条件和磁选条件, 2.2焙烧还原温度对还原效果的影响 焙烧温度的高低直接影响原矿中含铁氧化物的 2结果与讨论 还原程度以及焙烧产物的分离效果.为了考察这种 2.1还原剂煤粉用量对还原效果的影响 影响,在煤粉加入量为30%、焙烧还原时间为 为了形成良好的还原气氛保证原矿中的铁能 60m识湿式磁选的条件下,分别选取9501000

北 京 科 技 大 学 学 报 第 33卷 选分离的工艺参数进行实验研究 , 对主要影响因 素进行分析 . 1 实验研究 1.1 实验原料 实验的主要原料为铁矿石和煤炭.铁矿石为来 自河北某铁矿的典型鲕状赤铁矿石 , 其化学成分及 铁物相的分析结果如表 1、表 2所示.多元素分析和 铁物相分析表明,该矿石含铁量较高,且主要为赤铁 矿和褐铁矿,其次为含量较少的菱铁矿和磁铁矿 ,脉 石矿物主要是石英 .赤铁矿主要是以鲕状、肾状和 浸染状构造分布于矿石中. 表 1 原矿的化学组成(质量分数) Table1 Chemicalcompositionofrawores % TFe CaO MgO SiO2 FeO Fe2 O3 Al2O3 K2 O+Na2 O S P 烧损 合计 47.66 0.92 1.27 15.08 17.04 49.03 2.58 3.18 0.22 0.24 10.42 100 表 2 原矿的铁物相组成特征 Table2 Phaseanalysisofironinrawores 铁物相 w(Fe)/ % 分布率 /% 磁铁矿 0.58 1.22 赤、褐铁矿 41.45 91.17 碳酸铁矿 2.97 6.23 硫化铁矿 2.49 1.03 硅酸铁矿 0.17 0.35 TFe 47.66 100.00 煤样为产自山西大同的非焦煤, 其主要的成分 特点为 :固定 碳 66.54%, 挥发分 27.82%, 灰分 3.64%, 水分 4.8%. 1.2 实验方法和方案 以石墨坩埚作为反应容器, 通过高温电炉加热 来实现铁矿石的焙烧还原 , 采用磁选工艺实现还原 铁与脉石矿物的分离 . 1.2.1 实验方法 首先,将铁矿石和煤样分别经过破碎 、筛分和混 匀后制备成实验用样品 , 并将其按预先设计好的配 比混合均匀后投入石墨坩埚中 ;然后 ,将石墨坩埚置 于高温电炉中进行焙烧还原 ,当达到预定的焙烧还 原时间后,将坩埚取出进行自然冷却处理 ;最后 ,冷 却产物经破碎和磨细 ,进行湿式磁选分离实验 . 1.2.2 实验方案 基于上述实验方法, 以铁精矿的回收率和品位 为考察目标 ,分别考察深度还原过程中还原剂用量 、 焙烧还原温度和时间以及还原产物的磨矿细度 、磁 选强度和选别段数等因素对宣龙式铁矿焙烧还原提 铁效果的影响,从而优选出焙烧还原过程的最佳焙 烧条件和磁选条件. 2 结果与讨论 2.1 还原剂 (煤粉 )用量对还原效果的影响 为了形成良好的还原气氛, 保证原矿中的铁能 得到充分的还原, 进行了还原剂煤粉合理用量的实 验.在焙烧还原温度为 1 200 ℃、焙烧还原时间为 60 min, 采用湿式磁选的实验条件下, 考察在原矿试 样中分别配加 10%、20%、30%、40%和 50%的煤粉 的还原提铁效果.具体的实验结果如图 1所示 . 图 1 还原剂用量对精矿品位及回收率的影响 Fig.1 Effectsofreductantdosageonconcentrategradeandrecovery 由图 1可以看出:随着还原剂加入量从 10%增 加到 30%,铁精矿品位和铁的回收率均有不同程度 的提高,其中铁精矿品位达到了最大值 (92.53%); 当还原剂用量超过 30%时, 铁的回收率指标改善的 程度非常有限 , 而铁精矿品位呈大幅下降的趋势. 其原因在于随着还原剂用量的增加 , 在增强还原气 氛的同时 ,也增加了混入的灰分量 , 灰分中 SiO2和 Al2 O3等在高温下与 FeO接触 ,发生化学反应, 生成 稳定的 2FeO·SiO2 、2FeO· Al2 O3和 2FeO· 2Al2 O3· 5SiO2等复杂化合物 , 并夹杂在铁精矿中, 致使铁精 矿的品位降低 .因此, 综合考虑还原能力和节约能 源两方面的因素, 将还原剂煤粉的合理用量定为 30%. 2.2 焙烧还原温度对还原效果的影响 焙烧温度的高低直接影响原矿中含铁氧化物的 还原程度以及焙烧产物的分离效果.为了考察这种 影响, 在煤粉加 入量为 30%、焙烧 还原时 间为 60 min、湿式磁选的条件下 , 分别选取 950、1 000、 · 154·

第2期 李克庆等:宣龙式铁矿焙烧还原磁选工艺及其影响因素 155 1050110011501200和1250℃七个温度点进行 增幅趋于平缓,铁精矿品位甚至有所降低.显然,还 对比实验,实验结果如图2所示 原时间并不是越长越好,其原因在于随着反应时间 100 的延长,碳含量不断降低.还原反应趋于变慢尤其 90 85 是到了还原末期,FO被还原的速率与其再次被氧 80 化的速率趋于平衡.此外,高温条件下反应物的熔 90 融烧结以及杂质包裹现象也会加剧,这些因素共同 是 ■一精矿矿品位 影响了精矿品位和铁回收率的进一步提高.综上考 ◆一回收率 165 虑,确定理想的焙烧还原时间为60m识 75 950 10501150 125060 2.4磨矿细度对磁选效果的影响 还原温度℃ 高温焙烧还原产生的还原铁与其他组分的混合 图2焙烧还原温度对精矿品位及回收率的影响 物,在自然冷却后,两者之间存在着相互粘连和包裹 F2 Effects of roasting reduction tmperature a cocentrae 的现象.为了获得理想的磁选效果,必须对其进行 gmde and reoovery 适度的粉磨,以使两者达到单体解离.为此以上述 由图2可以看出,随着焙烧还原温度的提高,铁 各实验所确定的理想条件(G还原剂配加量为30%, 还原温度为1200℃还原时间为60m)下的焙烧 精矿的各项指标均有不同程度的提高,但是当温度 提升到一定程度后,指标进一步提高的幅度极其有 产物为对象,进行了不同磨矿细度条件(通过磨矿 时间来控制)下磁选效果的对比实验,实验方案及 限.其原因在于过高的温度会导致矿粉间发生严重 的烧结行为,先期还原出来的FO与脉石中的S) 结果如表3所示 生成铁橄榄石类物质,并产生软化和熔化,形成液 表3磨矿细度对精矿品位及回收率的影响 相,这种液相会堵塞矿物间的微小孔隙。影响反应的 Table3 Effects of grinding fnenes on conoentra te grade and recover 进程,使还原效果变差.此外,部分熔融和焙烧产物 磨矿 磨矿细度 精矿 回收 时间mn (-45m)% 品位% 率% 固结现象的出现,也为后续的破碎和磨矿增加了困 5 6218 8278 9214 难.综合考虑这些因素,在保证较佳的还原指标的 10 8450 87.50 90.80 前提下,确定焙烧还原温度为1200℃. 15 9294 盛61 9053 2.3焙烧还原时间对还原效果的影响 20 9619 见53 90.78 焙烧时间的长短决定在特定的焙烧温度条件下 30 99.44 233 90.53 还原反应进行的彻底程度.在煤粉配加量为 从表3可以看出,随着磨矿时间的增加,磨矿细 30%、还原温度为1200℃、湿式磁选的条件下,分别 度也逐步加大,当磨矿时间增加到20m时,精矿 选取30.45.60.75和90m五个时间点进行对比实 品位和回收率均达到了最大值,进一步增加磨矿细 验,以确定最佳的还原时间,实验结果如图3所示. 度,反而不利于这两项指标的提高.因此,确定最佳 94 92 的磨矿时间为20m要相应的磨矿细度为一45μm占 90 96.19%. 92 粥 25磁场强度对磁选效果的影响 为了确定培烧产物磁选的合理磁场强度,对经 ■一精矿品位 8E 上述最佳磨矿时间(20m口得到的磨矿产物进行了 ◆一回收率 不同磁场强度条件下选矿指标的对比实验,磁场强 86 80 度对铁精矿品位和回收率指标的影响结果如图4 4560 75 90 还原时间/min 所示 图3还原时间对精矿品位及回收率的影响 由图4可以看出,磁场强度由71k4m增加 Fg3 Effects of reduction tme on concentrate gmde and recovery 到171k4m的过程中,精矿品位有总体下降的趋 势,而回收率随磁场强度的增加而增大,在 由实验结果可以看出,随着焙烧还原时间由 111k4时达到最大值,其后增加的幅度非常有 30m赠加到60m识铁精矿品位和回收率指标均有 限.综合考虑铁精矿品位和回收率两方面的效果, 大幅度的提高,当还原时间超过60m后,指标的 确定最佳的磁场强度为111k4r1,此时的铁精矿

第 2期 李克庆等:宣龙式铁矿焙烧还原--磁选工艺及其影响因素 1 050、1 100、1 150、1 200 和 1 250 ℃七个温度点进行 对比实验,实验结果如图 2所示 . 图 2 焙烧还原温度对精矿品位及回收率的影响 Fig.2 Effectsofroastingreductiontemperatureonconcentrate gradeandrecovery 由图 2可以看出, 随着焙烧还原温度的提高 ,铁 精矿的各项指标均有不同程度的提高, 但是当温度 提升到一定程度后, 指标进一步提高的幅度极其有 限 .其原因在于过高的温度会导致矿粉间发生严重 的烧结行为 ,先期还原出来的 FeO与脉石中的 SiO2 生成铁橄榄石类物质, 并产生软化和熔化 , 形成液 相 ,这种液相会堵塞矿物间的微小孔隙,影响反应的 进程,使还原效果变差 .此外, 部分熔融和焙烧产物 固结现象的出现 ,也为后续的破碎和磨矿增加了困 难 .综合考虑这些因素 , 在保证较佳的还原指标的 前提下 ,确定焙烧还原温度为 1 200 ℃. 2.3 焙烧还原时间对还原效果的影响 焙烧时间的长短决定在特定的焙烧温度条件下 还原反应进行的彻底程度 [ 11] .在煤粉配加量为 30%、还原温度为 1 200℃、湿式磁选的条件下 ,分别 选取 30、45、60、75和 90min五个时间点进行对比实 验 ,以确定最佳的还原时间 ,实验结果如图 3所示. 图 3 还原时间对精矿品位及回收率的影响 Fig.3 Effectsofreductiontimeonconcentrategradeandrecovery 由实验结果可以看出, 随着焙烧还原时间由 30 min增加到 60 min,铁精矿品位和回收率指标均有 大幅度的提高 , 当还原时间超过 60 min后, 指标的 增幅趋于平缓 ,铁精矿品位甚至有所降低.显然, 还 原时间并不是越长越好, 其原因在于随着反应时间 的延长,碳含量不断降低, 还原反应趋于变慢, 尤其 是到了还原末期, FeO被还原的速率与其再次被氧 化的速率趋于平衡 .此外, 高温条件下反应物的熔 融烧结以及杂质包裹现象也会加剧 , 这些因素共同 影响了精矿品位和铁回收率的进一步提高 .综上考 虑, 确定理想的焙烧还原时间为 60 min. 2.4 磨矿细度对磁选效果的影响 高温焙烧还原产生的还原铁与其他组分的混合 物, 在自然冷却后, 两者之间存在着相互粘连和包裹 的现象.为了获得理想的磁选效果, 必须对其进行 适度的粉磨,以使两者达到单体解离 .为此, 以上述 各实验所确定的理想条件 (还原剂配加量为 30%, 还原温度为 1 200 ℃, 还原时间为 60 min)下的焙烧 产物为对象, 进行了不同磨矿细度条件 (通过磨矿 时间来控制 )下磁选效果的对比实验 , 实验方案及 结果如表 3所示. 表 3 磨矿细度对精矿品位及回收率的影响 Table3 Effectsofgrindingfinenessonconcentrategradeandrecovery 磨矿 时间 /min 磨矿细度 (-45μm)/% 精矿 品位 /% 回收 率/% 5 62.18 82.78 92.14 10 84.50 87.50 90.80 15 92.94 88.61 90.53 20 96.19 92.53 90.78 30 99.44 92.33 90.53 从表 3可以看出 ,随着磨矿时间的增加, 磨矿细 度也逐步加大, 当磨矿时间增加到 20 min时 , 精矿 品位和回收率均达到了最大值, 进一步增加磨矿细 度, 反而不利于这两项指标的提高.因此, 确定最佳 的磨矿时间为 20min,相应的磨矿细度为 -45μm占 96.19%. 2.5 磁场强度对磁选效果的影响 为了确定焙烧产物磁选的合理磁场强度, 对经 上述最佳磨矿时间 (20 min)得到的磨矿产物进行了 不同磁场强度条件下选矿指标的对比实验, 磁场强 度对铁精矿品位和回收率指标的影响结果如图 4 所示 . 由图 4可以看出, 磁场强度由 71 kA·m -1增加 到 171 kA·m -1的过程中,精矿品位有总体下降的趋 势, 而 回 收 率 随 磁 场 强 度 的 增 加 而 增 大, 在 111 kA·m -1时达到最大值 ,其后增加的幅度非常有 限.综合考虑铁精矿品位和回收率两方面的效果, 确定最佳的磁场强度为 111 kA·m -1 ,此时的铁精矿 · 155·

。156 北京科技大学学报 第33卷 94 9 3结论 92 92 90 针对传统选矿工艺条件下宣龙式鲕状赤铁矿难 于富集的问题,提出了采用焙烧还原磁选提铁然 F84 量一精矿品位 后利用提铁尾矿生产胶凝材料的整体综合利用思 ◆一回收率 82 86 路.通过实验研究,确定了宣龙式铁矿深度还原提 80L 71 9113115117184 铁的最佳工艺条件为:焙烧还原温度1200℃还原 磁场强度kA·m) 剂用量30%,焙烧还原时间60m识磨矿细度 图4磁场强度对精矿品位及回收率的影响 一45μm贴96.19%,磁场强度111k4T1.在此条 F4 Effects ofmagnetic fiel intensity on concentmate grade and 件下得到的铁精矿品位为9253%,铁元素的回收 recovery 率为90.789%. 品位为9253%、回收率为9078%. 参考文献 2.6铁精矿的物相及成分分析 在煤粉配加量为30%、焙烧温度为1200℃、焙 [I]Sun BQ Progress nChina sbenefic iation technoloy for omplex refrac pry ion ore MetMne 2006(3):11 烧时间为60m识磨矿时间为20m以及磁场强度 (孙炳泉.近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展.金属矿 为111kAr的理想条件下,进行了宣龙式铁矿焙 山,2006(3片11) 烧还原及磁选的全流程实验,表4为该实验的结果, [2 RenY E YuY F Present staus and development orientation of 表5和图5分别显示了实验所获铁精矿的多元素分 magne tization moasting technology for refrac ory red irn ores Met 析结果和X射线衍射(XRD)结果.由该结果可以 Mne2005(11)片20 (任亚峰,余永富.难选红铁矿磁化培烧技术现状及发展方 看出,除铁之外,其他组分含量很低铁精矿的主要 向.金属矿山,2005(11:20) 衍射峰为F的特征峰,其他物质在XRD图谱上没 13可 Zhao Y M Status of he resources of ironic ores n China and 有显示出明显的衍射峰,说明经过焙烧还原和磁选 counter measures GeolRey 2004(4):396 工艺,宣龙式铁矿中的铁组分得到了较好的还原和 (赵一鸣.中国铁矿资源现状、保证程度和对策.地质论评, 回收 2004(4):396) [4 Niu JK CaiM E Sitaton of ion ore suppydemand and sus 表4全流程实验结果 ained deve kpment MetMine 2005(12)1 Table4 ExPerment result forwhole process % (牛京考,蔡美蜂.铁矿供需态势与持续发展.金属矿山, 产品 产出率 精矿品位 铁回收率 2005(12):1) 精矿 4676 9253 90.78 5 LiX DongYS Geochem istry andm icroabric ofoolitic ionstone 尾矿 5324 8.25 9.22 in the Xuanlong area ofH ebeiP ov noe Norhem China SciGeol 合计 10000 47.66 100.00 S020009(1:61 I6 NasrM I YoussefMA Optmization ofmagnetizing reducton and 表5铁精矿多元素分析结果(质量分数) magnetic sepa ration ofion ores by expe rm ental desgn Isu ht Table 5 Ana lysis result ofmultiekments n iron concentrare 199636(6631 Fe P [7 Srniasn NS Reuction of irn oxides by carbon n a ciraulting 92.5300210134231.220.32054 fuidized bed reactor Povder Technol 2002 124 28 [8 FeimarC ThumhoerA W nerF et al,Reducton behavor 2000 Fe of hema tite o magnetite under fui ized bed condit ions Isl ht 200444(71125 1500 BahgatM KhedrM H Reduction kinetics magnetic behavor and mophopgical changes during reduction of maghetite sing le 1000 cwstal Mater SciEng B 2007 138(2):251 [10 GuoX Z Zhang BH YangH B et a]Melting reduction of bv 500 grade zinc oxide ores MnMetall Eng 2003 23(1):57 (郭兴忠,张丙怀阳海彬,等.熔融还原处理低品位氧化锌 1020304050607080 矿的研究.矿治工程,200323(1:57) 28) [11]WamerN A Reduction knetics of hematite and the nfuence of 图5铁精矿的XRD图谱 题seous diffuson TansMetⅡS0cAME1964230163 Fg5 XRD Pattem of iron cancentm te

北 京 科 技 大 学 学 报 第 33卷 图 4 磁场强度对精矿品位及回收率的影响 Fig.4 Effectsofmagneticfieldintensityonconcentrategradeand recovery 品位为 92.53%、回收率为 90.78%. 2.6 铁精矿的物相及成分分析 在煤粉配加量为 30%、焙烧温度为 1 200 ℃、焙 烧时间为 60 min、磨矿时间为 20 min以及磁场强度 为 111 kA·m -1的理想条件下 ,进行了宣龙式铁矿焙 烧还原及磁选的全流程实验 ,表 4为该实验的结果 . 表 5和图 5分别显示了实验所获铁精矿的多元素分 析结果和 X射线衍射 (XRD)结果 .由该结果可以 看出, 除铁之外, 其他组分含量很低, 铁精矿的主要 衍射峰为 Fe的特征峰 , 其他物质在 XRD图谱上没 有显示出明显的衍射峰 , 说明经过焙烧还原和磁选 工艺, 宣龙式铁矿中的铁组分得到了较好的还原和 回收. 表 4 全流程实验结果 Table4 Experimentresultforwholeprocess % 产品 产出率 精矿品位 铁回收率 精矿 46.76 92.53 90.78 尾矿 53.24 8.25 9.22 合计 100.00 47.66 100.00 表 5 铁精矿多元素分析结果(质量分数) Table5 Analysisresultofmulti-elementsinironconcentrate % Fe S P SiO2 Al2O3 CaO MgO 92.53 0.021 0.13 4.23 1.22 0.32 0.54 图 5 铁精矿的 XRD图谱 Fig.5 XRDpatternofironconcentrate 3 结论 针对传统选矿工艺条件下宣龙式鲕状赤铁矿难 于富集的问题, 提出了采用焙烧还原--磁选提铁, 然 后利用提铁尾矿生产胶凝材料的整体综合利用思 路.通过实验研究 ,确定了宣龙式铁矿深度还原提 铁的最佳工艺条件为 :焙烧还原温度 1 200 ℃, 还原 剂用量 30%, 焙烧 还原 时 间 60 min, 磨 矿细 度 -45 μm占 96.19%,磁场强度 111 kA·m -1.在此条 件下得到的铁精矿品位为 92.53%,铁元素的回收 率为 90.78%. 参 考 文 献 [ 1] SunBQ.ProgressinChinasbeneficiationtechnologyforcomplex refractoryironore.MetMine, 2006(3):11 (孙炳泉.近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展.金属矿 山, 2006(3):11) [ 2] RenYF, YuYF.Presentstatusanddevelopmentorientationof magnetizationroastingtechnologyforrefractoryredironores.Met Mine, 2005(11):20 (任亚峰, 余永富.难选红铁矿磁化焙烧技术现状及发展方 向.金属矿山, 2005(11):20) [ 3] ZhaoYM.StatusoftheresourcesofironicoresinChinaand countermeasures.GeolRev, 2004(4):396 (赵一鸣.中国铁矿资源现状、保证程度和对策.地质论评, 2004(4):396) [ 4] NiuJK, CaiMF.Situationofironoresupply-demandandsus￾taineddevelopment.MetMine, 2005(12):1 (牛京考, 蔡美峰.铁矿供需态势与持续发展.金属矿山, 2005 (12):1) [ 5] LiX, DongYS.Geochemistryandmicrofabricofooliticironstone intheXuanlongareaofHebeiProvince, NorthernChina.SciGeol Sin, 2000, 9(1):61 [ 6] NasrMI, YoussefMA.Optimizationofmagnetizingreductionand magneticseparationofironoresbyexperimentaldesign.ISIJInt, 1996, 36(6):631 [ 7] SrinivasanNS.Reductionofironoxidesbycarboninacirculating fluidizedbedreactor.PowderTechnol, 2002, 124:28 [ 8] FeilmayrC, ThurnhoferA, WinrerF, etal., Reductionbehavior ofhematitetomagnetiteunderfluidizedbedconditions.ISIJInt, 2004, 44(7):1125 [ 9] BahgatM, KhedrM H.Reductionkinetics, magneticbehavior andmorphologicalchangesduringreductionofmagnetitesingle crystal.MaterSciEngB, 2007, 138(2):251 [ 10] GuoXZ, ZhangBH, YangHB, etal.Meltingreductionoflow gradezincoxideores.MinMetallEng, 2003, 23(1):57 (郭兴忠, 张丙怀, 阳海彬, 等.熔融还原处理低品位氧化锌 矿的研究.矿冶工程, 2003, 23(1):57) [ 11] WarnerNA.Reductionkineticsofhematiteandtheinfluenceof gaseousdiffusion.TransMetallSocAIME, 1964, 230:163 · 156·

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