一种羚羊石选矿分离方法

摘要

一种羚羊石选矿分离方法，采用焙烧—磁选联合工艺分选羚羊铁矿石，将矿石破碎到2～100毫米，进行焙烧，焙烧过程中采用煤气或煤为还原剂，焙烧温度为600～1000℃，焙烧时间为5～30分钟，压力为常压，将焙烧后的矿石冷却至常温，冷却采用自然冷却或水冷方式，然后对冷却后的矿石进行粉磨，磨矿细度达到－200目含量为80～98％，以粉磨后的矿石粉为给矿，采用弱磁场磁选机进行两段磁选，再采用电磁精选机进行一段精选。本发明采用相对简单的工艺，最终获得的精矿铁品位达到55～68％，为羚羊石的开发利用提供了可靠的方法。

说明书

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及羚羊石的选矿分离方法。

背景技术

吉林省临江市大栗子镇地区有一层分布广、储量较大的含锰铁矿层，该矿层的矿石被称为羚羊石或鲕绿泥石，也称为临江市铁锰矿石。

七十年代初，大栗子铁矿、通化钢铁厂、吉林省冶金研究所等七个单位，对羚羊石进行了全面系统的试验研究，包括选矿、高炉冶炼、铸造、炼钢、炉渣的综合利用等等。研究结果表明，羚羊石矿系含铁、锰、稀土及微量稀有金属元素的多金属矿。该矿石中铁含量约34～37％，锰含量约6～8％，稀土含量约0.2～0.3％。羚羊石矿先后在3m³、7.5m³、13m³、55m³高炉进行过多次冶炼试验，均能炼出铸造生铁、钢锭模、铁锅、矿车轮等产品。但羚羊石及羚羊石冶炼出来的羚羊铁主要存在以下问题：

(1)羚羊石矿石中含铁量低，属于贫矿，冶炼过程中出渣多，出铁少，焦碳消耗多，因而生产成本高。

(2)羚羊石矿石中含锰量约6～8％，因而冶炼出的生铁含锰量也高，超出铸造生铁和炼钢生铁的国家标准。

(3)羚羊生铁中含磷、硫高。

(4)羚羊生铁的化学成分波动范围较大。

因此，羚羊石至今未能进行开发利用，急需开发选矿分离的新工艺，为冶炼工艺提供优质原料。

发明内容

针对羚羊石的特点及现有加工技术的问题，本发明提供一种羚羊石选矿分离工艺，为吉林临江羚羊铁矿石的开发利用提供可靠的方法。

本发明提出焙烧—磁选联合工艺分选羚羊铁矿石。将矿石破碎到2～100毫米，进行焙烧，焙烧的目的是将矿石中的Fe₂O₃、Fe(OH)₃、FeCO₃等化学成分转变Fe₃O₄，因此采用煤气或煤为还原剂，还原剂的用量按相对于矿石重量的百分比为2～15％，焙烧温度为600～1000℃，焙烧时间为5～30分钟，压力为常压。焙烧过程中发生如下主要化学反应：

将焙烧后的矿石冷却至常温，冷却可以采用自然冷却或水冷方式，然后对冷却后的矿石进行粉磨，磨矿细度达到-200目含量为80～98％。以粉磨后的矿石粉为给矿，采用弱磁场磁选机进行两段磁选，再采用电磁精选机进行一段精选，最终获得的精矿铁品位达到55～68％，可以进行冶炼。

本发明以羚羊铁矿石为加工对象，通过比较简单的工艺得到了铁品位较高的铁精矿，最终获得的精矿铁品位可达到68％，为进一步的冶炼工艺提供了优质原料，从而为羚羊石的工业化开发利用提供了可靠的方法。

具体实施方式

实施例1

采用羚羊铁矿石进行验证，将原矿样用颚式破碎机、对辊破碎机和2.5mm的筛子组成的闭路破碎流程进行了破碎。对破碎产品进行了混匀、缩分和取样。原矿多组分化学分析结果见表1。

            表1  原矿多组分化学分析结果(％)

  元素  TFe  FeO  Mn  P  S  Al₂O₃  SiO₂  CaO  MgO  含量(％)  34.79  9.25  0.52  0.14  0.083  5.09  23.25  4.40  0.52

采用煤气为还原剂，在管式焙烧炉中进行了不同温度条件下的焙烧，焙烧时间为10min。将焙烧后的矿石自然冷却至常温，对焙烧产品进行粉磨，磨矿细度达到-200目含量为90％，然后进行磁选，首先以弱磁场磁选机进行两段磁选，场强为1450奥斯特，再以电磁精选机进行一段精选，场强185奥斯特，结果见表2。

表2不同焙烧温度下磁选结果

  焙烧温度(℃)  磁选产率(％)  精矿品位(％)  尾矿品位(％)  精矿回收率(％)  精矿  尾矿  460  64.07  35.03  46.24  18.54  82.02  480  63.21  36.79  47.23  19.73  80.44  500  58.78  41.22  48.98  21.25  76.67  520  70.00  30.00  46.62  18.41  85.52  530  68.24  31.76  49.50  18.55  85.15  540  69.74  30.26  47.01  16.92  85.61  560  57.02  42.98  48.87  14.08  82.58  590  57.49  42.51  51.38  23.14  75.02  620  49.06  50.94  55.79  25.52  67.99  640  52.94  47.06  52.11  23.58  71.32  650  52.73  47.27  54.68  26.43  33.72  670  47.93  52.07  54.13  25.75  65.93  680  44.31  55.69  55.41  27.39  30.49  700  42.42  57.58  55.13  28.15  59.06  710  25.30  74.70  57.89  33.64  36.84  730  37.87  62.13  55.47  30.11  52.90  760  26.06  73.94  58.18  33.30  38.11

从表2结果可以看出，磁选精矿Fe品位随着焙烧温度的升高而提高，焙烧温度超过680℃，精矿Fe品位提高到55％以上，焙烧温度760℃，精矿Fe品位超过58％。但精矿产率和回收率随焙烧温度的提高有所降低。

不同焙烧时间的焙烧磁选结果，如表3所示。

表3焙烧时间为30min和60min的磁选结果

  焙烧时间  (min)  焙烧温  度(℃)  磁选产率(％)  精矿品位  (％)  尾矿品位  (％)  精矿回收  率(％)  精矿  尾矿  30  610  51.65  30  640  53.91  30  560  68.73  31.27  48.87  60  560  65.69  34.31  49.41  18.68  83.51  60  590  60.30  39.70  51.68  21.89  78.19  60  620  54.97  43.03  51.44  24.07  73.13  60  650  46.07  53.93  55.40  28.91  62.08

表3结果表明，焙烧时间为30min和60min磁选结果与焙烧时间10min的结果相近，说明焙烧时间超过10min后，再延长焙烧时间对磁选效果的影响不大。

实施例2

原矿同实施例1。

将原矿样用颚式破碎机、对辊破碎机和2.5mm的筛子组成的闭路破碎流程进行了破碎，对破碎产品进行了混匀、缩分和取样。

采用烟煤粉为还原剂，在管式焙烧炉中进行了不同温度的焙烧，将焙烧后的矿石自然冷却至常温，将焙烧产品研磨至-200目含量为95％后进行磁选，包括两段弱磁场磁选和一段精选，首先以弱磁场磁选机进行两段磁选，场强为1450奥斯特，再以电磁精选机进行一段精选，场强185奥斯特。煤粉添加量为矿量的10％和15％时的磁选结果如表4和表5所示。焙烧时间均为10min。

从结果可看出，随煤粉添加量增加，磁选精矿铁品位稍有提高，而精矿铁回收率变化不大。以煤为还原剂与以煤气为还原剂比较，精矿铁品位降低约五个百分点，但回收率较高，以煤为还原剂的磁选精矿铁回收率达到85％以上。煤粉添加量为15％时，磁选精矿中的锰含量为3.56～5.39％。

          表4煤粉添加量为矿量的10％时磁选结果

  焙烧温度  (℃)  磁选产率(％)  精矿品位  (％)  尾矿品位  (％)  精矿回收率  (％)  精矿  尾矿  500  40.04  59.96  49.17  23.32  58.39  530  57.43  42.57  47.80  18.67  77.55  560  51.35  48.65  48.01  20.26  71.48  590  63.51  36.49  46.52  14.22  85.07  640  67.93  32.07  46.02  13.43  87.64  670  66.67  33.33  46.24  12.93  87.74  700  68.53  31.47  47.02  12.00  89.51  730  67.49  32.51  47.70  12.47  89.99  760  62.98  37.02  48.36  12.36  86.72

表5煤粉添加量为矿量的15％时磁选结果

  焙烧温度  (℃)  磁选产率(％)  精矿铁品  位(％)  尾矿铁品  位(％)  锰品  位(％)  精矿铁  回收率  (％)  精矿  尾矿  560  60.54  39.46  47.64  12.89  5.08  85.01  590  59.02  40.98  47.81  13.59  5.39  83.52  620  64.77  35.23  46.86  10.08  5.15  89.53  650  62.11  37.89  47.36  12.57  4.93  86.06  680  61.46  38.54  49.25  13.13  4.06  85.68  710  61.83  38.17  49.04  11.78  4.62  87.09  740  58.72  41.28  50.29  13.59  4.25  84.04  770  49.48  50.52  52.74  3.56

实施例3

原矿同实施例1。

将原矿样用颚式破碎机、对辊破碎机和2.5mm的筛子组成的闭路破碎流程进行了破碎，对破碎产品进行了混匀、缩分和取样。

采用烟煤粉为还原剂，在回转窑中进行了不同温度的焙烧，焙烧产品经冷却后研磨至-200目含量为85％，然后以弱磁场磁选机进行两段磁选，场强为1450奥斯特，再以电磁精选机进行一段精选，场强185奥斯特。焙烧时间均为10min。

煤粉添加量为矿量的15％，结果如表6所示。

表6不同温度回转窑焙烧磁选结果

  焙烧温度  (℃)  磁选产率(％)  精矿品位  (％)  尾矿品  位(％)  精矿回收  率(％)  冷却  方式  精矿  尾矿  700  59.59  40.41  50.54  14.84  83.39  水冷  740  43.59  56.41  54.40  22.44  65.19  水冷  740  49.5  50.50  52.83  17.28  74.98  自然  780  19.31  80.69  59.85  31.12  31.52  水冷  820  7.48  92.52  54.71  35.01  11.22  水冷  860  10.88  89.12  61.84  34.75  17.85  水冷  900  25.35  74.65  67.17  29.81  44.22  水冷  940  8.77  91.23  59.45  34.57  14.18  水冷  980  25.86  74.14  64.30  27.29  45.11  水冷

结果看出，磁选精矿Fe品位随焙烧温度升高而升高，焙烧温度为900℃时磁选精矿Fe品位达到最大值67.17％，此后随焙烧温度进一步升高磁选精矿Fe品位开始降低。