CN104651563A

CN104651563A - 一种低贫高磷难选铁(锰)矿还原冶选联合提铁脱磷的方法

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Publication number: CN104651563A
Application number: CN201510078927.1A
Authority: CN
Inventors: 唐竹胜; 唐佳
Original assignee: Individual
Current assignee: Quanzhou Huanfeng Metallurgical Technology Co Ltd
Priority date: 2015-02-13
Filing date: 2015-02-13
Publication date: 2015-05-27
Anticipated expiration: 2035-02-13
Also published as: CN104651563B

Abstract

本发明属于冶金技术领域，尤其涉及一种低贫高磷难选铁(锰)矿还原冶选联合提铁脱磷的方法。将原矿先进行细磨选矿提铁降磷获得相对较低磷富矿粉，低磷富矿粉再进行渣铁分离还原，待还原后的金属化球团冷却后，再进行细磨并湿式磁选，获得TFe≥90％、ηFe≥92％、P≤0.07％的金属铁粉/含锰金属铁粉。本发明控制较低的还原温度和较短的还原时间，避免了传统方法中使用1250℃以上高温及反应时间过较长，导致的磷灰石中的P元素与Fe反应，生成磷化物，尤其生成稳定的Fe₃P，造成增加最终产品中P含量。若原矿石是锰铁矿，还可得到Mn≥45％的富锰粉副产品，产品附加值大，且节能环保降碳。

Description

一种低贫高磷难选铁(锰)矿还原冶选联合提铁脱磷的方法

技术领域

本发明属于冶金技术领域，尤其涉及一种低贫高磷难选铁(锰)矿还原冶选联合提铁脱磷的方法。

背景技术

中国是世界钢铁第一大国，2013年年产量已经突破8亿吨大关，而进口富矿石的依赖程度却为55％，电炉优钢的比例也不到20％。我国虽然铁矿资源分布广泛、储量很大，但低贫细难选铁矿资源分布却占96％以上，因为技术的原因，根本无法得到很好的开发和利用，造成资源闲置和浪费。

随着我国焦煤储量日益贫乏及环保问题日益严重，国家出台了较多的相关产业政策，鼓励开发、应用非焦煤资源，进行直接还原铁和熔融还原铁等非焦炼铁工艺和短流程炼钢等技术的开发与应用。所以，提高还原铁的产量和质量，降低能耗，减少烟气的CO₂排放，尤其是尽快开发我国大量的低贫细难选铁矿及含铁废料，开发应用低贫、高磷难选的铁矿、铁锰矿等资源，使其资源化，更是一项迫在眉睫的事业。

在我国的湖北、湖南、云南、四川、贵州、广西、江西、安徽、江苏和甘肃、内蒙古等省(区)，广泛分布着一种低贫、高磷、难选的鲕状难选赤铁矿，矿石多呈鲕状、块状构造，少数具豆状、肾状构造，见说明书附图图1～图4。从图1～图4可以看出，鲕状赤铁矿原矿中主要由Fe、O、Si、Al、Mg、P多种元素组成。矿物含有黑、白、灰三相，其中黑色为脉石相，主要为硅酸盐相，金属氧化物相；灰色和白色为赤铁矿相与脉石相互相包裹，白色相含铁量比灰色相含铁量要高，一般铁晶粒细度在38μm～96μm，也就是氧化铁晶粒细度大都在160～400目。在同一块矿石上，随意选择10个点进行扫描电镜成份分析，其扫描电镜成份分析(wt％)见表1所示。

表1

序号	点号	Fe	O	Si	Al	Ca	Mg	P
									1	1-1	30.905	38.023	15.296	12.421	1.113	2.242	0.00
2	1-2	68.228	24.340	4.389	3.043	0.00	0.00	0.00
									3	1-3	0.00	33.682	2.124	0.00	40.859	0.00	23.335
4	1-4	0.00	46.012	22.069	0.00	19.881	0.00	12.038
									5	1-5	8.410	36.665	0.813	0.00	34.341	0.00	19.771
6	1-7	69.625	26.131	2.239	2.005	0.00	0.00	0.00
									7	1-8	28.049	41.234	15.636	12.521	0.00	2.560	0.00
8	1-9	0.00	35.446	0.00	0.00	41.359	0.00	23.195
									9	1-10	62.971	29.381	3.975	3.673	0.00	0.00	0.00
10	1-11	0.00	46.641	53.359	0.00	0.00	0.00	0.00

通过图1～图4和表1可以看出：各点的铁及其它成份分布结构复杂、细小，难以洗选和磁选，且Fe元素分布为0.00％、8.410％、28.049％、30.905％、62.971％、68.228％、69.625％，分布不是很均匀。P元素分布为0.00％、12.038％、19.771％、23.195％、23.335％，分布也不是很均匀。

P元素存在的规律是：当某个点的铁含量高时，磷含量就低；反之，铁含量低时，磷含量就高。一般P在矿石中，主要是以磷灰石的形式存在，本样品P的存在明显是以磷酸钙形式存在。

有些鲕粒中由硅质和铁质构成的同心圆可达数十层，且鲕状赤铁矿嵌布极细，经常与菱铁矿、褐铁矿、鲕绿泥石、黏土和胶磷矿共生，通常选矿效果很差，而且铁矿含磷较高，铁含量一般在25％～45％、磷含量一般在0.3％～2.4％，是目前国内外公认的最难选的高磷低贫难选铁矿石类型。该类铁矿储量高达30～50亿吨，占我国铁矿总储量的10％，综合利用开发好此矿，有着十分重要的意义。

另外，我国高磷贫碳酸锰矿石储量也很大，主要分布在湘、黔、川3省接壤地带，包括湖南花垣锰矿、贵州松桃锰矿、四川秀山锰矿、辽西锰矿等，总储量约为几亿吨，这类型锰矿含TFe24～30％、Mn 18％～19％、P 0.2～0.6％左右。

磷是钢铁冶炼过程中的主要有害元素之一，冶金用的铁矿石、锰矿石中含磷量过高会直接影响钢铁的品种与质量。结合高磷铁矿、锰矿的综合利用，研究经济有效的提铁脱磷技术是很一个很重要的课题。

目前，高磷铁矿和高磷贫锰矿的传统提铁(锰)降磷方法主要有物理选矿方法(磁选、重选、浮选等)、化学浸取方法、微生物方法、冶金和熔融还原法等。国内外研究表明，这些方法的脱磷效果一般P含量在0.2％以上，同时没有达到提高铁(锰)品位理想的要求，并且其生产运行成本也相对较高，在脱磷的过程中铁损失严重。对于低贫、高磷、难选鲕状赤铁(锰)矿进行有效、环保、低成本提铁(锰)脱磷的方法一直是一个困扰人们的国际课题。

针对低贫高磷铁矿、铁锰矿提铁(锰)降磷的现有技术，其脱磷效果差、铁(锰)品位较低的根本原因是：

1、只进行一次磨矿-选矿工序

采用磁选、重选、浮选等物理选矿方法，如果打破铁、磷分子晶体，需要磨矿细度为400～5000目，磨矿根本无法实现，工业化磨矿细度最大程度达到200～400目(细度为38～75μm)，因此，只进行一次原矿磨矿-选矿工序，富矿粉指标为品位TFe≥62％、P＜0.1％，根本无法将2～10μm(即1350～6000目)更细小的铁晶粒从脉石中分离出来，富矿粉中还残留着40％以上含磷灰石的脉石，也就无法实现彻底脱磷，只能算是提铁降磷。

2、将低磷富矿粉进行深度处理

采用提铁降磷的富矿粉，再进行化学浸取，方法可以达到提铁脱磷，但运行成本高、环境污染严重；微生物方法环保可行，但生产效率低下，无法满足工业化大生产的需求。

3、冶金和熔融还原由于还原温度很高，温度一般1300～1600℃，磷灰石中的磷，很容易被还原成较为稳定的Fe₃P，因此，还需要再加入脱磷熔剂，造渣脱磷，造成工序复杂、生产运行成本高，也难以彻底实现脱磷，只能配加其它低磷炉料进行稀释P元素后，再处理。

发明内容

本发明针对上述现有技术存在的不足，提供一种低贫高磷难选铁(锰)矿还原冶选联合提铁脱磷的方法。

本发明解决上述技术问题的技术方案如下：一种低贫高磷难选铁(锰)矿还原冶选联合提铁脱磷的方法，步骤如下：

(1)原矿提铁降磷

将含有TFe25～40％、P 0.20～2.40％的低贫高磷难选铁矿或含有TFe10～40％、Mn15～20％、P 0.20～0.60％的低贫高磷难选铁锰矿，加工磨成细度为200～400目的矿粉，采用1200～500mT磁场强度磁选进行选矿，获得富矿粉；

或，将含有TFe25～40％、P 0.20～2.40％的低贫高磷难选铁矿或含有TFe10～40％、Mn15～20％、P 0.20～0.60％的低贫高磷难选铁锰矿，在750～1050℃条件下，进行磁化焙烧1～2h，加工磨成细度为200～400目的矿粉，采用350～125mT磁场强度磁选获得富矿粉；

(2)向步骤(1)得到的富矿粉中加入内配碳粉和助剂，混合均匀后，喷水造成￠8～￠16mm的球团，湿球团在50～300℃条件下烘干1h；其中混合物料按重量百分比为：富矿粉82～86％，内配碳粉5～7％，助剂9～12％；

(3)将步骤(2)的球团与还原剂制成待还原物料，所述还原剂的用量为步骤(1)中所述原矿重量的30～45％；

(4)将步骤(3)的待还原物料加入隔焰式回转窑内，在1060～1120℃条件下进行还原反应，还原物料中的2～40μm细小铁晶粒在还原成金属铁的同时，其铁晶粒和脉石分别聚集、长大，改变原矿氧化铁晶粒细小、复杂的物相结构，形成金属铁晶粒粗大、简单的物相结构，其晶粒长大到75～120μm以上，最大成长到1～10mm的粒铁，还原时间为2.0～2.6h；

(5)将反应后物料在煤粉覆盖保护下冷却，采用磁选将还原剂尾粉和金属化球团分离；将金属化球团加工磨至细度为200～325目，使铁晶粒与脉石渣分离开，再采用125mT低强度的湿式磁选，分离出尾渣，得TFe≥90％、ηFe≥92％、铁回收率≥93％、S≤0.07％、P≤0.07％的金属铁粉或含锰金属铁粉。

本发明的有益效果是：

1、本发明使用的还原设备为隔焰式回转窑，预热段、高温段通体连续外加热，高温区温度连续稳定，减少温差，节约能源；且回转窑保持旋转状态，被还原物料在回转窑内不断旋转，因此反应物料温度可达1050～1090℃，反应更加剧烈，大大缩短反应时间；且金属化球团不会发生粘接现象。

2、本发明的还原温度控制在1080～1120℃，还原时间控制在2.5～3h，避免了传统方法中使用1250℃以上高温及反应时间过长导致的磷灰石中的P元素与Fe反应，生成磷化物(FeP、Fe₂P、Fe₃P)，尤其生成稳定的Fe₃P，造成增加最终产品中P含量，从而降低原矿铁的还原率。

3、本发明将石灰粉、普通玻璃粉和萤石粉加入富矿粉中，石灰粉、普通玻璃粉起到粘结剂和助熔剂的作用，萤石粉是典型的助熔剂，有利于加速富矿粉的熔融。

4、本发明的方法不仅能够提高还原铁品位，同时将原矿中的P元素大大降低，得到TFe≥90％、ηFe≥92％、P≤0.07％的金属铁粉/含锰金属铁粉；如果原矿石是锰铁矿，还可得到Mn≥45％的富锰粉副产品，产品附加值大，且节能环保降碳。

在上述技术方案的基础上，本发明还可以做如下改进。

进一步，步骤(1)所得富矿粉为铁矿粉：TFe45～65％、P0.1％～0.15％、铁回收率55～88％；或所得富矿粉为铁锰矿粉：TFe30～40％、Mn25～35％、P0.1％～0.12％、铁锰回收率55～80％；。

进一步，步骤(2)中所述的内配碳粉为无烟煤粉或烟煤粉，其中无烟煤粉的成分按质量百分比为：固定碳≥73.5％，灰分≤8％，挥发分≤18％，S≤0.5％，细度-120目；烟煤粉的成分按质量百分比为：固定碳≥56％，灰分≤8％，挥发分≤36％，S≤0.5％，细度-120目。

进一步，步骤(2)中所述的助剂为石灰粉、萤石粉和普通玻璃粉的混合物，其组成重量比石灰粉：萤石粉：普通玻璃粉为30:55:15，所述的石灰粉要求CaO≥93％、MgO≤5％、S≤0.5％；普通玻璃粉要求熔点≤1000℃，所述的萤石粉要求CaF₂≥85％、S≤0.5％。

进一步，步骤(3)中所述还原剂为1～20mm的还原煤，其指标为按照质量百分比固定碳≥58.0％，灰分≤20.0％，挥发分≤21.5％，S≤0.5％；灰渣熔点≥1250℃。

进一步，步骤(4)中所述的隔焰式回转窑包括回转窑筒体、加料装置、驱动装置、第一托圈装置和第二托圈装置，所述回转窑筒体支撑在所述驱动装置、第一托圈装置及第二托圈装置上，所述驱动装置与第一托圈装置之间设有第一加热炉体，所述第一托圈装置与第二托圈装置之间设有第二加热炉体，所述第一加热炉体和第二加热炉体的两侧分别设有第一烧嘴组和第二烧嘴组；

所述回转窑筒体从前到后依次包括预热段、高温段和冷却段，所述高温段设于所述第一加热炉体及第二加热炉体之内，所述加料装置与所述预热段前端相衔接，所述冷却段后端设有出料口；

所述回转窑筒体在所述第一加热炉体和第二加热炉体之间套装有筒体外壁，所述筒体外壁与回转窑筒体之间均布有支撑管，在筒体外壁与回转窑筒体之间形成烟气通道，所述筒体外壁支撑在所述第一托圈装置上；

所述回转窑筒体的轴线与水平线夹角为2.5°～5°，所述预热段高于冷却段。

所述第一托圈装置包括托圈、支撑座及支撑辊筒，所述托圈设于筒体外壁外围，所述支撑辊筒设于所述支撑座上，并支撑在所述托圈下部。

所述预热段外部设有烟气回收管，所述烟气回收管与回转窑筒体之间设有排烟火焰支管道，所述回转窑筒体的前端设有排烟护罩，所述排烟火焰支管道在排烟护罩内设有径向通风口，所述排烟护罩上设有尾气排放口；所述驱动装置支撑在所述烟气回收管上。

所述加料装置包括加料斗和螺旋输送机，所述螺旋输送机的出口伸到所述回转窑筒体内，在所述出口上方设有煤气出口。

所述冷却段设有换热器，所述换热器包括冷却段回转窑外壁、换热管、热风护罩和冷风护罩，所述换热管设于所述回转窑筒体的内壁，所述冷却段回转窑外壁设于所述回转窑筒体的外部，所述热风护罩及冷风护罩分别设于所述冷却段回转窑外壁的前、后端外部，所述换热管两端分别设有穿过所述回转窑筒体的径向通风口。

所述烧嘴组包括水平设置的多个烧嘴，所述的烧嘴外部连接有助燃风管道和煤气管道。

采用上述进一步方案的技术效果是，采用预热段、高温段通体连续外加热隔焰式煤基回转窑装置，实现了高温区温度的连续稳定；旋转的窑炉为密闭、充满着正压的密闭回转窑，还原煤加入回转窑中，在高温条件下，迅速挥发煤气，而且金属化球团出炉后，有部分颗粒煤残留，没有完全参与反应，因此可以从窑头回收高纯煤气，整个回转窑中，一直充满着充分的还原气氛，完全满足了氧化铁深度还原的条件。

进一步，步骤(4)的还原机理为：原矿在低于1250℃还原温度下，进行深度还原完成后，形成半熔融状态，打破原有氧化铁晶粒复杂、细小的物相结构，使原先为2～40μm细小铁晶粒也还原成金属铁的同时，继续聚集长大(一般金属铁晶粒长大到75～120μm)，使脉石形成含磷灰石的铁橄榄石和镁铁铝尖晶石等复杂分子结构的脉石渣，金属铁晶粒聚团和脉石渣聚团物相结构单纯、分明、粗大，为下一步的铁晶粒和脉石渣分离——即提铁脱磷做准备。

进一步，步骤(5)中所得的金属化球团，观测其200倍全貌图，见附图图5和图6，还原后的金属化球团存在两相，白色为基体相，主要含铁元素和硫元素，推测由金属铁和部分硫化铁组成；黑色为脉石相，主要由硅酸盐相组成。在同一粒还原后的金属化球团上，随意选择7个点进行扫描电镜成份分析，其成份(wt％)分布见表2所示。

表2

序号	编号	Fe	S	O	Mg	Al	Si	Ca
									1	2-1	100.00	0.00	0.00	0.00	0.00	0.00	0.00
2	2-2	57.864	42.136	0.00	0.00	0.00	0.00	0.00
									3	2-3	13.607	0.00	33.956	1.697	11.381	25.082	14.277
4	2-4	13.541	0.00	41.459	1.286	9.758	21.814	12.142
									5	2-5	33.574	0.00	17.999	0.00	6.892	19.619	21.916
6	2-6	14.886	4.955	33.108	1.103	9.366	22.850	13.732
									7	2-7	58.594	41.406	0.00	0.00	0.00	0.00	0.00

白色铁区含量较高，铁晶体颗粒宽度基本＞75μm，长度可以达到150μm以上，并且已经连成片，而且纯度很高，最高达到TFe:100％，脉石中铁含量最低为TFe:13.541％。

从表2中2-1、2-2和2-7看，几乎不含脉石，除了含S，几乎为纯铁。从表2中2-3～2-6四个点看，铁含量低时，集聚了大量的脉石，而本样品中P的存在形式主要是磷酸钙盐、硅酸盐结成熔渣，分布了12％～21％的钙元素，按照渣铁分离还原技术原理，本样品已经实现了渣铁分离还原要求，只需要将金属化球团再细磨后，采用低强度湿式磁选，分离出脉石渣，即可得低磷高铁的优质还原产品。

进一步，步骤(5)中所述的尾渣为硅酸二钙β2CaO·SiO₂和硅铝酸二钙2CaO·Al₂O₃·SiO₂，可以销售给水泥厂或者用于生产制作建筑型砖等建筑材料。

附图说明

图1为鲕状赤铁矿上任意10点的扫描电镜放大200倍原貌图；

图2为本发明原矿还原后得金属化球团上任意7点的扫描电镜放大200倍全貌图；

图3为本发明的纵向剖面示意图；

图4为图1的A-A方向断面示意图；

图5为图1的B-B方向断面示意图；

图6为图1的C-C方向断面示意图；

图7为图1的D-D方向断面示意图；

图8为图1的E-E方向断面示意图；

图中，1、回转窑筒体；2、加料斗；3、螺旋输送机；4、驱动装置；5、第一托圈装置；6、第二托圈装置；7、第一加热炉体；8、第二加热炉体；9、第一烧嘴组；10、第二烧嘴组；11、预热段；12、高温段；13、冷却段；14、筒体外壁；15、支撑管；16、烟气通道；17、托圈；18、支撑座；19、支撑辊筒；20、烟气回收管；21、排烟火焰支管道；22、排烟护罩；23、径向通风口；24、尾气排放口；25、煤气出口；26、冷却段回转窑外壁；27、换热管；28、热风护罩；29、冷风护罩；30、助燃风管道；31、煤气管道；32、出料口。

具体实施方式

以下结合实例对本发明的原理和特征进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。

一种通体外加热隔焰式回转窑，包括回转窑筒体1、加料装置、驱动装置4、第一托圈装置5和第二托圈装置6，其特殊之处在于，所述回转窑筒体1支撑在所述驱动装置4、第一托圈装置5及第二托圈装置6上，所述驱动装置4与第一托圈装置5之间设有第一加热炉体7，所述第一托圈装置5与第二托圈装置6之间设有第二加热炉体8，所述第一加热炉体7和第二加热炉体8的两侧分别设有第一烧嘴组9和第二烧嘴组10；

所述回转窑筒体1从前到后依次包括预热段11、高温段12和冷却段13，所述高温段12设于所述第一加热炉体7及第二加热炉体8之内，所述加料装置与所述预热段11前端相衔接，所述冷却段13后端设有出料口32；

所述回转窑筒体1在所述第一加热炉体7和第二加热炉体8之间套装有筒体外壁14，所述筒体外壁14与回转窑筒体1之间均布有支撑管15，在筒体外壁14与回转窑筒体1之间形成烟气通道16，所述筒体外壁14支撑在所述第一托圈装置5上；

所述回转窑筒体1的轴线与水平线夹角为2.5°～5°，所述预热段11高于冷却段13。

所述第一托圈装置5包括托圈17、支撑座18及支撑辊筒19，所述托圈17设于筒体外壁14外围，所述支撑辊筒19设于所述支撑座18上，并支撑在所述托圈17下部。

所述预热段11外部设有烟气回收管20，所述烟气回收管20与回转窑筒体1之间设有排烟火焰支管道21，所述回转窑筒体1的前端设有排烟护罩22，所述排烟火焰支管道21在排烟护罩22内设有径向通风口23，所述排烟护罩22上设有尾气排放口24；所述驱动装置4支撑在所述烟气回收管20 上。

所述加料装置包括加料斗2和螺旋输送机3，所述螺旋输送机3的出口伸到所述回转窑筒体1内，在所述出口上方设有煤气出口25。

所述冷却段13设有换热器，所述换热器包括冷却段回转窑外壁26、换热管27、热风护罩28和冷风护罩29，所述换热管27设于所述回转窑筒体1的内壁，所述冷却段回转窑外壁26设于所述回转窑筒体1的外部，所述热风护罩28及冷风护罩29分别设于所述冷却段回转窑外壁26的前、后端外部，所述换热管27两端分别设有穿过所述回转窑筒体1的径向通风口23。

所述烧嘴组包括水平设置的多个烧嘴，所述的烧嘴外部连接有助燃风管道30和煤气管道31。

实施例1

一种低贫高磷难选铁矿还原冶选联合提铁脱磷的方法，步骤如下：

(1)原矿提铁降磷

选用四川江油的鲕状赤铁矿(其主要指标见表3)，加工磨成细度为200目占80％的矿粉，采用1200mT磁场强度湿式磁选进行选矿，获得富矿粉(其指标见表4)；

表3

名称	TFe％	S％	P％
				鲕状赤铁矿原矿	36.77	0.11	0.36

表4

名称	TFe％	S％	P％
				富矿粉	45.25	0.085	0.116

(2)向步骤(1)得到的富矿粉中加入内配碳无烟煤和助剂，混合均匀后，喷水造成￠8～￠16mm的球团，湿球团在180℃条件下烘干2h；其中混合物料按重量百分比为：富矿粉82.5％，内配碳无烟煤6.0％，助剂11.5％；其中，助剂的成分重量比为石灰粉：萤石粉：普通玻璃粉＝30：55:15；

(3)将步骤(2)的球团与1～20mm粒度的还原煤制成待还原物料，所述还原煤的用量为步骤(1)中所述原矿重量的40％；

(4)将步骤(3)的待还原物料加入隔焰式回转窑内，在1100～1110℃条件下进行还原反应，还原物料中的2～40μm细小铁晶粒在还原成金属铁的同时，其铁晶粒和脉石分别聚集、长大，改变原矿氧化铁晶粒细小、复杂的物相结构，形成金属铁晶粒粗大、简单的物相结构，其晶粒长大到75～120μm以上，还原时间为2.5h；

(5)将反应后物料在煤粉覆盖保护下冷却，采用磁选将还原剂尾粉和金属化球团分离；将金属化球团加工磨至细度为200目占60％以上，使铁晶粒与脉石渣分离开，取样，再采用125mT低强度的湿式磁选，分离出尾渣，得金属铁粉(其指标％见表6)。

表5 内配碳无烟煤和还原煤指标

表6

TFe	MFe	ηFe	回收率	P	S
						95.04	90.72	95.45	97.50	0.054	0.043

实施例2

(1)原矿提铁降磷

选用TFe：25.64％、P：2.38％的低铁高磷难选湖南鲕状赤铁矿，破碎成粒度≤20mm的细颗粒，在800℃条件下，进行磁化焙烧1.5h，冷却后，加工磨成细度为200～400目的矿粉，采用250mT磁场强度湿式磁选，获得TFe:55.12％、P:0.19％、铁回收率72.18％的富矿粉；

(2)向步骤(1)得到的富矿粉中加入内配碳无烟煤和助剂，混合均匀后，喷水造成￠8～￠16mm的球团，湿球团在180℃条件下烘干2h；其中混合物料按重量百分比为：富矿粉82.5％，内配碳无烟煤7.0％，助剂10.5％；其中，助剂的成分重量比为石灰粉：萤石粉：普通玻璃粉＝30：55:15；

(3)将步骤(2)的球团与1～20mm粒度的还原煤制成待还原物料，所述还原煤的用量为步骤(1)中所述原矿重量的45％；

(4)将步骤(3)的待还原物料加入隔焰式回转窑内，在1080～1100℃条件下进行还原反应，还原物料中的2～40μm细小铁晶粒在还原成金属铁的同时，其铁晶粒和脉石分别聚集、长大，改变原矿氧化铁晶粒细小、复杂的物相结构，形成金属铁晶粒粗大、简单的物相结构，其晶粒长大到75～120μm以上，还原时间为2.5h；

(5)将反应后物料在煤粉覆盖保护下冷却，采用磁选将还原剂尾粉和金属化球团分离；将金属化球团加工磨至细度为200目占60％以上，使铁晶粒与脉石渣分离开，取样，再采用125mT低强度的湿式磁选，分离出尾渣，得金属铁粉(其指标％见表7)。

表7

TFe	MFe	ηFe	回收率	P	S
						96.63	90.85	94.01	95.70	0.059	0.047

实施例3

一种低贫高磷难选锰矿还原冶选联合提铁脱磷的方法，步骤如下：

(1)原矿提铁降磷

选用辽西北票锰矿(其指标见表8)，破碎成粒度≤20mm的细颗粒，在 750℃条件下，进行磁化焙烧1.0h，冷却后，加工磨成细度为200目的矿粉，采用250mT磁场强度干式磁选，获得富矿粉(干选的磁性物)和富锰粉，其指标见表9；

表8

表9

(2)向步骤(1)得到的富矿粉中加入内配碳无烟煤和助剂，混合均匀后，喷水造成￠8～￠16mm的球团，湿球团在180℃条件下烘干2h；其中混合物料按重量百分比为：富矿粉85.5％，内配碳无烟煤5.0％，助剂9.5％；其中，助剂的成分重量比为石灰粉：萤石粉：普通玻璃粉＝30：55:15；

(3)将步骤(2)的球团与1～20mm粒度的还原煤制成待还原物料，所述还原煤的用量为步骤(1)中所述原矿重量的35％；

(4)将步骤(3)的待还原物料加入隔焰式回转窑内，在1080～1090℃条件下进行还原反应，还原物料中的2～40μm细小铁晶粒在还原成金属铁的同时，其铁晶粒和脉石分别聚集、长大，改变原矿氧化铁晶粒细小、复杂的物相结构，形成金属铁晶粒粗大、简单的物相结构，其晶粒长大到75～120μm以上，还原时间为2.6h；

(5)将反应后物料在煤粉覆盖保护下冷却，采用磁选将还原剂尾粉和金属化球团分离；将金属化球团加工磨至细度为200目占80％以上，使铁晶粒与脉石渣分离开，取样，再采用125mT低强度的湿式磁选，分离出尾渣，得含锰金属铁粉(其指标％见表10)。

表10

名称	TFe	Mn	ηFe	P	S
						金属铁粉	85.14	6.38	91.62	0.051	0.038
(尾渣)富锰粉	5.59	41.23	-	0.102	0.015

(6)将步骤(5)的尾渣富锰粉打磨到-200目占95％，采用500mT强磁湿式磁选，富集后得富锰粉(其指标％见表11)。

表11

名称	TFe	Mn	锰回收率	P	S
						富锰粉	6.14	52.19	76.21	0.068	0.026

以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims

1.一种低贫高磷难选铁(锰)矿还原冶选联合提铁脱磷的方法，其特征在于，步骤如下：

(1)原矿提铁降磷

将含有TFe25～40％、P 0.20～2.40％的低贫高磷难选铁矿或含有TFe10～40％、Mn15～20％、P 0.20～0.60％的低贫高磷难选铁锰矿，加工磨成细度为200～400目的矿粉，采用500～1200mT磁场强度磁选进行选矿，获得富矿粉；

或将含有TFe25～40％、P 0.20～2.40％的低贫高磷难选铁矿或含有TFe10～40％、Mn15～20％、P 0.20～0.60％的低贫高磷难选铁锰矿，在750～1050℃条件下，进行磁化焙烧1～2h，加工磨成细度为200～400目的矿粉，采用350～125mT磁场强度磁选获得富矿粉；

(2)向步骤(1)得到的富矿粉中加入内配碳粉和助剂，混合均匀后，喷水造成￠8～￠16mm的球团，湿球团在50～300℃条件下烘干1～2h；其中混合物料按重量百分比为：富矿粉82～86％，内配碳粉5～7％，助剂9～12％；

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所得富矿粉为铁矿粉：TFe45～65％、P0.1％～0.15％、铁回收率55～88％。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所得富矿粉为铁锰矿粉：TFe30～40％、Mn25～35％、P0.1％～0.12％、铁锰回收率55～80％。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中所述的内配碳粉为无烟煤粉或烟煤粉，其中无烟煤粉的成分按质量百分比为：固定碳≥73.5％，灰分≤8％，挥发分≤18％，S≤0.5％，细度-120目；烟煤粉的成分按质量百分比为：固定碳≥56％，灰分≤8％，挥发分≤36％，S≤0.5％，细度-120目。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中所述的助剂为石灰粉、萤石粉和普通玻璃粉的混合物，其组成重量比石灰粉：萤石粉：普通玻璃粉为30:55:15。

6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，所述的石灰粉：CaO≥93％、MgO≤5％、S≤0.5％。

7.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，普通玻璃粉：要求熔点≤1000℃。

8.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，所述的萤石粉：CaF₂≥85％、S≤0.5％。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)中所述还原剂为1～20mm的还原煤，其指标为按照质量百分比固定碳≥58.0％,灰分≤20.0％，挥发分≤21.5％，S≤0.5％；灰渣熔点≥1250℃。

10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)中所述的隔焰式回转窑包括回转窑筒体、加料装置、驱动装置、第一托圈装置和第二托圈装置，所述回转窑筒体支撑在所述驱动装置、第一托圈装置及第二托圈装置上，所述驱动装置与第一托圈装置之间设有第一加热炉体，所述第一托圈装置与第二托圈装置之间设有第二加热炉体，所述第一加热炉体和第二加热炉体的两侧分别设有第一烧嘴组和第二烧嘴组；