一种含铁废弃物焙烧还原回收铁精矿的方法与流程

1.本发明涉及铁精矿回收技术领域，尤其涉及一种含铁废弃物焙烧还原回 收铁精矿的方法。


背景技术：

2.目前全国拥有众多的冷轧带钢、酸洗带钢、钢管、钢丝生产线，许多产 品在使用和深加工过程之前，为了保证钢材表面的洁净和活性，都需要进行 酸洗处理。通常是将钢材浸泡在一定浓度的酸液中，或者向钢材表面喷洒一 定浓度的酸液，以除去其表面的氧化皮锈蚀。每生产一吨钢材，大约产生酸 洗废液50～70kg，产生酸洗污泥3～5kg，其中含铁较高，具有极高的回收利 用价值。对于这类废液，目前主要采用碱中和法和盐酸再生法处理。盐酸再 生法处理主要采用加热蒸发、喷雾燃烧的方式，对酸性废液进行直接加热， 回收盐酸和氧化铁。处理工艺的一次性投资较大、运行维护费用较高，一般 的中小型企业难以承受。为此，许多中小企业普遍采用外运委托处理或者加 碱中和的办法进行酸性废液处理，即向酸性废液中加入适量的碱，使废液中 和，然后压滤脱水形成污泥和废水。废水经过进一步处理后回用或者达标排 放，产生的污泥目前尚未得到充分合理的利用，不仅资源浪费十分严重，而 且也带来了一定的环境污染。
[0003][0004]
此外，我国每年产生数千万吨的转炉渣、硫铁废渣、钒铁渣、铬铁废渣、 硫金精矿废渣、瓦斯灰、赤泥等含铁废渣污泥，许多未得到有效处理和利用， 造成了宝贵资源的浪费和环境污染。


技术实现要素：

[0005]
有鉴于此，本发明提供了一种含铁废弃物焙烧还原回收铁精矿的方法。 本发明提供的方法能够将含铁废渣和含铁污泥中的铁精矿进行高效回收，实 现含铁废弃资源的有效处理和资源化利用。
[0006]
为了实现上述发明目的，本发明提供以下技术方案：
[0007]
一种含铁废弃物焙烧还原回收铁精矿的方法，包括以下步骤：
[0008]
(1)在隔绝空气的条件下，将含铁废弃物进行焙烧还原，得到焙烧料； 所述焙烧还原的还原气氛中包括co、h2、co2和水蒸汽，其中co的体积 百分含量为20～30％，h2的体积百分含量为15～25％，co2的体积百分含量 为25～35％，水蒸气的体积百分含量为10～25％；所述含铁废弃物包括含铁废 渣和/或含铁污泥；
[0009]
(2)将所述焙烧料进行磁选后干燥，得到铁精矿。
[0010]
优选的，所述含铁废渣包括硫铁废渣、钒铁渣、铬铁废渣、硫金精矿废 渣、转炉渣和瓦斯灰中的一种或几种；所述含铁污泥包括钢材酸洗污泥和赤 泥中的一种或几种。
[0011]
优选的，所述还原气氛中h2和co的体积比为1:1～2。
[0012]
优选的，所述焙烧还原前，还包括将含铁废弃物依次进行干燥和破碎筛 分；所述
干燥为将含铁废弃物干燥至水分≤30％；所述破碎筛分所得物料的 粒度≤0.2mm。
[0013]
优选的，所述焙烧还原具体为：将含铁废弃物和添加剂混合，然后在隔 绝空气的条件下进行焙烧还原；所述添加剂的组成元素包括碳、铁、钙、氢 和氧，所述添加剂中各元素的质量百分含量为：c 70～85％，fe 3～8％， ca5～15％，h 1～6％，o 2～7％。
[0014]
优选的，所述添加剂的加入量为含铁废弃物质量的1～35％。
[0015]
优选的，所述焙烧还原的温度为380～900℃，保温时间为0.5～2h，升温 速率为5～80℃/min。
[0016]
优选的，所述磁选为湿式磁选；所述湿式磁选是将焙烧料和水混合后调 浆，然后进行磁选；所述焙烧料和水的用量比为1g:10～100ml。
[0017]
优选的，所述磁选的磁场强度为50～1000mt，单元磁选时间为1～20min。
[0018]
优选的，所述铁精矿的tfe含量＞55％。
[0019]
本发明提供了一种含铁废弃物焙烧还原回收铁精矿的方法，首先在隔绝 空气的条件下，将含铁废弃物进行焙烧还原，得到焙烧料；所述焙烧还原的 还原气氛中包括co、h2、co2和水蒸汽，其中co的体积百分含量为20～30％， h2的体积百分含量为15～25％，co2的体积百分含量为25～35％，水蒸气的 体积百分含量为10～25％；所述含铁废弃物包括含铁废渣和/或含铁污泥；然 后将所述焙烧料进行磁选，得到铁精矿。本发明通过对焙烧还原过程中还原 气氛的组成进行调节控制，使含铁废渣和含铁污泥中的铁矿物得到高效还 原；进一步的，本发明根据原料的入料水分含量、添加剂及其用量以及原料 组成和性质，通过调节升温速率和焙烧温度，控制还原气氛的组成，保证得 到的还原气氛符合上述组成比例，从而实现含铁废渣、污泥中铁矿物的充分 还原。实施例结果表明，本发明提供的方法对各个种类的含铁废渣和含铁污 泥均能实现高效焙烧还原，回收铁精矿，回收所得铁精矿的tfe含量可达到 69.19％以上。
具体实施方式
[0020]
本发明提供了一种含铁废弃物焙烧还原回收铁精矿的方法，包括以下步 骤：
[0021]
(1)在隔绝空气的条件下，将含铁废弃物进行焙烧还原，得到焙烧料； 所述焙烧还原的还原气氛中包括co、h2、co2和水蒸汽，其中co的体积 百分含量为20～30％，h2的体积百分含量为15～25％，co2的体积百分含量 为25～35％，水蒸气的体积百分含量为10～25％；所述的含铁废弃物，包括含 铁废渣和/或含铁污泥；
[0022]
(2)将所述焙烧料进行磁选后干燥，得到铁精矿。
[0023]
本发明在隔绝空气的条件下，将含铁废弃物进行焙烧还原，得到焙烧料。 在本发明中，所述含铁废弃物包括含铁废渣和/或含铁污泥；所述含铁废渣优 选包括转炉渣、硫铁废渣、钒铁渣、铬铁废渣、硫金精矿废渣和瓦斯灰中的 一种或几种；所述的含铁污泥优选包括钢材酸洗污泥、赤泥和中的一种或几 种。
[0024]
在本发明中，所述焙烧还原前，优选还包括将含铁废弃物依次进行干燥 和破碎筛分；所述干燥优选为将含铁废弃物干燥至水分≤30％，更优选为≤ 15％；所述破碎筛分所得物料的粒度≤0.2mm，更优选为0.05～0.1mm。在本 发明的具体实施例中，优选使用后续焙烧产生的焙烧气以及燃烧烟气的余热 对含铁废弃物进行干燥。
[0025]
在本发明中，所述焙烧还原的还原气氛中包括co、h2、co2和水蒸汽， 其中co的体积
百分含量为20～30％，优选为25～30，h2的体积百分含量为 15～25％，优选为15～23％，co2的体积百分含量为25～35％，优选为25～32％， 水蒸气的体积百分含量为10～25％，优选为10～22％；所述还原气氛中h2和 co的体积比优选为1：1～2，更优选为1:1.3～1.5；在本发明中，所述还原气 氛由添加剂和含铁废弃物在焙烧过程中热裂解产生，因而还原气氛中还含有 一些杂质气体，在此不做具体限定，只要co、h2、co2和水蒸汽的百分含 量符合上述要求即可。
[0026]
在本发明中，所述焙烧还原具体优选为：将含铁废弃物和添加剂混合， 然后在隔绝空气的条件下进行焙烧还原。在本发明中，所述添加剂的组成元 素优选包括碳、铁、钙、氢和氧，所述添加剂中各元素的质量百分含量优选 为：c 70～85％，fe 3～8％，ca 5～15％，h 1～6％，o 2～7％，更优选为c 75～80％， fe 4～6％，ca 6～13％，h 1.5～5％，o 2.5～6％；本发明对所述添加剂中各个元 素的存在形式没有特殊要求，利用本领域技术人员熟知的上述元素的单质、 氧化物、氢氧化物或上述元素组成的有机化合物等进行配制，最终所得添加 剂中的元素种类及含量符合上述要求即可；在本发明的具体实施例中，所述 添加剂在配制过程中还可能会引入其他杂质元素，在此不做具体限定，只要 铁、钙、碳、氢和氧的含量符合上述百分比例即可。
[0027]
在本发明中，所述添加剂的加入量优选为含铁废弃物质量的1～35％，更 优选为2～30％。
[0028]
在本发明中，所述焙烧还原的温度优选为380～900℃，更优选为 450～850℃，保温时间优选为0.5～2h，更优选为1～1.5h，升温速率优选为 5～80℃/min，更优选为10～75℃/min。在本发明中，所述焙烧还原优选为在 热处理炉中进行，具体如回转窑、流化床炉或竖式炉等。
[0029]
在本发明中，在焙烧还原过程中，所述添加剂和含铁废弃物首先发生热 裂解反应，形成含有co、h2、co2和水蒸气的还原气氛，然后在还原气氛 的作用下，进一步将含铁废弃物中的fe2o3还原为fe3o4；本发明优选在焙 烧还原之前，对含铁废弃物的基础组成成分进行分析，根据含铁废弃物的组 成成分，确定添加剂的具体添加量以及添加剂中各个元素的具体含量，根据 原料的入料水分含量、添加剂及其用量以及原料组成和性质，通过调节升温 速率和焙烧温度，控制焙烧气体的组成，形成适宜的还原气氛，保证反应生 成的还原气氛中co、h2、co2、和水蒸气的含量在上述范围内，从而使铁 矿物得到充分还原。
[0030]
在本发明中，所述焙烧还原过程中产生的气态物质(混合气)优选冷凝 进行酸液的回收，所述冷凝的温度优选为92～135℃，更优选为95～120℃； 所述冷凝具体优选为使用冷却介质循环冷凝；本发明对冷却介质的种类以及 冷凝的具体操作方法没有特殊要求，按照本领域技术人员熟知的方法进行即 可。
[0031]
在本发明中，所述冷凝后剩余的未被冷凝的少量气体优选通过碱液进行 吸收，以达到gb13271-2017国家锅炉大气污染物的排放标准；本发明对碱 液吸收的具体操作方法没有特殊要求，使用本领域技术人员熟知的方法即 可。
[0032]
焙烧完成后，本发明优选将所得焙烧料进行磁选，得到铁精矿。在本发 明中，所述磁选优选为湿式磁选；所述湿式磁选具体为：将焙烧料和水混合 后调浆，然后进行磁选；所述焙烧料和水的用量比优选为1g:10～100ml，更 优选为1g:15～95ml；所述磁选的磁场强度优选为50～1000mt，更优选为 50～800mt，进一步优选为50～600mt，单元磁选时间优选
为1～20min，更优 选为3～10min。在本发明中，所述铁精矿的tfe含量优选＞55％。
[0033]
磁选完成后，本发明优选将磁选得到的铁精矿干燥至水分≤10％；本发 明优选利用焙烧气和燃烧烟气的余热进行干燥。
[0034]
在本发明的具体实施例中，所述磁选剩余的尾渣优选经过余热干燥后， 配加建筑废弃物和少量粘土，制备透水砖或者混凝土掺合料；本发明对具体 的制备方法没有特殊要求，使用本领域技术人员熟知的方法进行制备即可。
[0035]
在本发明中，酸液回收后形成的冷凝水以及磁选产生的废水优选经常规 的污水处理工艺处理，达到地表水iv类水的标准后，循环应用于冷凝和磁 选调浆过程中。
[0036]
下面将结合本发明中的实施例，对本发明中的技术方案进行清楚、完整 地描述。
[0037]
实施例1
[0038]
某钢材酸洗污泥1#，水分为74.91％，经过干燥至水分13.38％，其组分 组成见表1所示，然后进行焙烧还原和磁选回收。焙烧过程为：将添加剂a (c74％，fe 6％，ca10.5％，h5.8％，o3.2％，余量的杂质元素)按质量比 2.5％的比例与干燥污泥混合均匀后，称取50g混合样，在室温下置入管式炉 进行程序升温焙烧还原；升温速率为10℃/min，焙烧终温为800℃，终温下 停留时间为45min，焙烧气体中co、h2、co2和水蒸气的含量为：co 28.5％、 h223.8％、co232.7％、水蒸气11.9％。冷却后取出5g样品，加入到495ml 水中，调浆后进行磁选实验。磁选条件为：磁场强度为50mt，磁选时间为 3.5min，磁选回收率为67.65％，铁精矿的组分组成如表2所示。
[0039]
表1 1#污泥的组分组成(％)
[0040]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量40.215.761.246.140.462.772.130.560.251.039.72
[0041]
表2 1#污泥焙烧还原后铁精矿的组分组成(％)
[0042]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量90.044.300.313.220.510.030.020.550.030.270.56
[0043]
换算得出，磁选回收的铁精矿，其tfe含量达到62.98％。
[0044]
实施例2
[0045]
对某钢材酸洗污泥2#，水分为68.65％，经过干燥至水分15.27％，其组 分组成见表3所示，然后进行焙烧还原和磁选回收。焙烧过程为：将添加剂 b(c76.5％，fe 5.0％，ca10.8％，h4.6％，o2.9％，余量的杂质元素)按质 量比3.0％的比例与干燥污泥混合均匀后，称取50g混合样在室温下置入管 式炉进行程序升温焙烧还原实验，升温速率为25℃/min，焙烧终温为600℃， 终温下停留时间为60min，焙烧气体中co、h2、co2和水蒸气的含量为： co25.9％、h221.9％、co230.5％、水蒸气13.7％。冷却后取出5g样品，加 入到595ml水中调浆后进行磁选实验。磁选条件为：磁场强度为100mt， 磁选时间为3min，磁选回收率为63.91％。铁精矿的组分组成如表4所示。
[0046]
表3 2#污泥的组分组成(％)
[0047]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量34.666.151.278.141.464.773.131.020.152.2816.56
[0048]
表4 2#污泥焙烧还原后铁精矿的组分组成(％)
[0049]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量88.334.960.813.150.660.100.090.600.030.250.61
[0050]
可见，磁选回收的铁精矿，其tfe含量达到61.78％。
[0051]
实施例3
[0052]
对某钢材酸洗污泥3#，水分为41.62％，经过干燥至水分15.01％，其组 分组成见表5所示，然后进行了焙烧还原和磁选回收。焙烧过程为：将添加 剂c(c75.0％，fe5.6％，ca12.5％，h3.5％，o2.9％，余量的杂质元素)按 质量比3.5％的比例与干燥污泥混合均匀后，称取50g混合样，在室温下置 入管式炉进行程序升温焙烧还原；升温速率为20℃/min，焙烧终温为700℃， 终温下停留时间为50min，焙烧气体中co、h2、co2和水蒸气的含量为： co25.4％、h221.5％、co231.3％、水蒸气13.6％。冷却后取出5g样品，加 入到595ml水中，调浆后进行磁选实验。磁选条件为：磁场强度为150mt， 磁选时间为3min，磁选回收率为54.39％。铁精矿的组分组成如表6所示。
[0053]
表5 3#污泥的组分组成(％)
[0054]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量30.965.181.034.690.643.552.070.560.251.5912.87
[0055]
表6 3#污泥焙烧还原后铁精矿的组分组成(％)
[0056]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量88.064.690.623.530.600.510.230.550.090.220.75
[0057]
换算得出，磁选回收的铁精矿，其tfe含量达到61.59％。
[0058]
实施例4
[0059]
对某钢材酸洗污泥4#，水分为38.74％，经过干燥至水分14.06％，其组 分组成见表7所示，然后进行了焙烧还原和磁选回收。焙烧过程为：将添加 剂d(c75.3％，fe6.0％，ca12.2％，h3.4％，o2.9％，余量的杂质元素)按 质量比4％的比例与干燥污泥混合均匀后，称取50g混合样，在室温下置入 管式炉进行程序升温焙烧还原实验；升温速率为35℃/min，焙烧终温为650℃，终温下停留时间为55min，焙烧气体中co、h2、co2和水蒸气的含 量为：co24.7％、h220.3％、co231.1％、水蒸气13.3％。冷却后取出5g样 品，加入到600ml水中调浆后进行磁选实验。磁选条件为：磁场强度为 200mt，磁选时间为3min，磁选回收率为60.33％。铁精矿的组分组成如表8 所示。
[0060]
表7 4#污泥的组分组成(％)
[0061]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量33.624.190.785.141.463.771.590.830.561.9111.33
[0062]
表8 4#污泥焙烧还原后铁精矿的组分组成(％)
[0063]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量93.192.190.511.770.550.330.260.600.070.210.38
[0064]
可见，磁选回收的铁精矿，其tfe含量达到65.18％。
[0065]
实施例5
[0066]
对某钢材酸洗污泥5#，水分为64.93％，经过干燥至水分13.85％，其组 分组成见表9所示，然后进行了焙烧还原和磁选回收。焙烧过程为：将添加 剂e(c73.6％，fe6.1％，
ca13.5％，h2.6％，o2.8％，余量的杂质元素)按 质量比5.0％的比例与干燥污泥混合均匀后，称取50g混合样，在室温下置 入管式炉进行程序升温焙烧还原；升温速率50℃/min，焙烧终温850℃，终 温下停留时间40min，焙烧气体中co、h2、co2和水蒸气的含量为：co24.2％、 h216.9％、co230.6％、水蒸气12.7％。冷却至室温后取出5g样品，加入到 625ml水中调浆后，进行磁选实验。磁选条件为：磁场强度为50mt，磁选 时间为3min，磁选回收率为56.56％。铁精矿的组分组成如表10所示。
[0067]
表9 5#污泥组成分析结果
[0068]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量31.486.761.197.140.463.232.010.850.291.1913.44
[0069]
表10 5#污泥焙烧还原后铁精矿的组成分析结果
[0070]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量91.992.530.671.750.750.290.210.690.060.290.56
[0071]
可见，磁选回收的铁矿其tfe含量达到64.34％。
[0072]
实施例6
[0073]
对某硫铁废渣6#，水分为8.21％，其组分组成见表11所示，然后进行 了焙烧还原和磁选回收。焙烧过程为：将添加剂f(c73.8％，fe6.5％，ca10.9％， h3.8％，o2.9％，余量的杂质元素)按质量比4.8％的比例与废渣混合均匀后， 称取50g混合样，在室温下置入管式炉进行程序升温焙烧还原实验；升温速 率15℃/min，焙烧终温625℃，终温下停留时间60min，焙烧气体中co、 h2、co2和水蒸气的含量为：co24.2％、h221.9％、co230.6％、水蒸气10.17％。 冷却至室温后取出5g样品，加入到615ml水中调浆后，进行磁选实验。磁 选条件为：磁场强度为100mt，磁选时间为3min，磁选回收率为76.30％。 铁精矿的组分组成如表12所示。
[0074]
表11 6#硫铁废渣的组分组成(％)
[0075]
组成fe2o3sio2al2o3caomgopspbcu含量52.0432.469.771.930.870.0431.240.150.12
[0076]
表12 6#硫铁废渣焙烧还原后铁精矿的组成分析结果
[0077]
组成fe2o3sio2al2o3caomgopspbcu含量94.153.570.670.380.150.040.200.090.03
[0078]
可见，磁选回收的铁矿其tfe含量达到65.85％。
[0079]
实施例7
[0080]
对某拜耳法赤泥样品7#，水分为61.39％，经过干燥至水分16.39％，其 组分组成见表13所示，然后进行了焙烧还原和磁选回收。焙烧过程为：将 添加剂g(c72.3％，fe6.4％，ca12.1％，h4.0％，o2.8％，余量的杂质元素) 按质量比5.8％的比例与干燥赤泥混合均匀后，称取50g混合样，在室温下 置入管式炉进行程序升温焙烧还原实验；升温速率50℃/min，焙烧终温 650℃，终温下停留时间40min，焙烧气体中co、h2、co2和水蒸气的含量 为：co22.9％、h222.5％、co231.1％、水蒸气14.2％。冷却至室温后取出 5g样品，加入到605ml水中调浆后，进行磁选实验。磁选条件为：磁场强 度为50mt，磁选时间为3min，磁选回收率为56.56％。铁精矿的组分组成如 表14所示。
[0081]
表13 7#赤泥的组分组成(％)
[0082]
组成fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2otio2烧失量含量31.2618.498.3518.050.723.230.206.183.72
[0083]
表14 7#赤泥焙烧还原后铁精矿的组成分析结果
[0084]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量91.992.530.671.750.750.290.210.690.060.290.56
[0085]
可见，磁选回收的铁精矿其tfe含量达到61.34％。
[0086]
实施例8
[0087]
对某钒渣8#，水分为5.69％，其组分组成见表15所示，然后进行了焙 烧还原和磁选回收。焙烧过程为：将添加剂c(c75.0％，fe5.6％，ca12.5％， h3.5％，o2.9％，余量的杂质元素)按质量比7.5％的比例与钒渣混合均匀后， 称取50g混合样，在室温下置入管式炉进行程序升温焙烧还原实验；升温速 率50℃/min，焙烧终温700℃，终温下停留时间40min，焙烧气体中co、 h2、co2和水蒸气的含量为：co28.7％、h223.8％、co230.6％、水蒸气14.1％。 冷却至室温后取出5g样品，加入到995ml水中调浆后，进行磁选实验。磁 选条件为：磁场强度为50mt，磁选时间为3min，磁选回收率为63.56％。铁 精矿的组分组成如表16所示。
[0088]
表15 8#钒渣的组成分析结果
[0089]
组成fe2o3sio2al2o3caomgopspbcu含量41.0426.1513.092.551.010.0100.780.080.09
[0090]
表16 8#钒渣焙烧还原后铁精矿的组成分析结果
[0091]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量91.992.530.671.750.750.290.210.690.060.290.56
[0092]
可见，磁选回收的铁精矿其tfe含量达到64.34％。
[0093]
实施例9
[0094]
对某硫金精矿废渣9#，水分为2.93％，其组分组成见表17所示，然后 进行了焙烧还原和磁选回收实验。焙烧过程为：将添加剂a(c74％，fe 6％， ca10.5％，h5.8％，o3.2％，余量的杂质元素)按质量比6.29％的比例与废 渣混合均匀后，称取50g混合样，在室温下置入管式炉进行程序升温焙烧还 原实验；升温速率50℃/min，焙烧终温850℃，终温下停留时间40min，焙 烧气体中co、h2、co2和水蒸气的含量为：co24.9％、h223.1％、co231.3％、 水蒸气12.1％。冷却至室温后取出5g样品，加入到605ml水中调浆后，进 行磁选实验。磁选条件为：磁场强度为50mt，磁选时间为3min，磁选回收 率为69.72％。铁精矿的组分组成如表18所示。
[0095]
表17 9#硫金精矿废渣的组成分析结果
[0096]
组成fe2o3feosio2al2o3caomgona2ok2ocuoznomnops含量46.460.7733.753.203.140.550.261.140.280.250.0230.111.08
[0097]
表18 9#硫金精矿废渣焙烧还原后铁精矿的组成分析结果
[0098]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量91.992.530.671.750.750.290.210.690.060.290.56
[0099]
可见，磁选回收的铁矿其tfe含量达到67.69％。
[0100]
实施例10
[0101]
对某瓦斯灰10#，水分为34.93％，经过干燥至水分16.95％，其组分组 成见表19所示，然后进行了焙烧还原和磁选回收。焙烧过程为：将添加剂b (c76.5％，fe 5.0％，ca10.8％，h4.6％，o2.9％，余量的杂质元素)按质量 比3.9％的比例与干燥瓦斯灰混合均匀后，称取50g混合样，在室温下置入 管式炉进行程序升温焙烧还原实验；升温速率50℃/min，焙烧终温750℃， 终温下停留时间40min，焙烧气体中co、h2、co2和水蒸气的含量为： co25.4％、h222.7％、co230.6％、水蒸气15.1％。冷却至室温后取出5g样 品，加入到605ml水中调浆后，进行磁选实验。磁选条件为：磁场强度为 50mt，磁选时间为3min，磁选回收率为70.87％。铁精矿的组分组成如表20 所示。
[0102]
表19 10#瓦斯灰的组成分析结果
[0103]
组分fe2o3sio2al2o3caomgoc其它含量50.7313.805.466.591.9611.09少量
[0104]
表20 10#瓦斯泥焙烧还原后磁选物料的组成分析结果
[0105]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量91.992.530.671.750.750.290.210.690.060.290.56
[0106]
可见，磁选回收的铁矿其tfe含量达到69.19％。
[0107]
实施例11
[0108]
对某转炉渣11#，水分为5.25％，其组分组成见表21所示，然后进行了 焙烧还原和铁矿磁选回收。焙烧过程为：将添加剂a(c74％，fe 6％，ca10.5％，h5.8％，o3.2％，余量的杂质元素)按质量比19.8％的比例与炉渣混合均匀 后，称取50g混合样，在室温下置入管式炉进行程序升温焙烧还原实验；升 温速率50℃/min，焙烧终温650℃，终温下停留时间40min，焙烧气体中co、 h2、co2和水蒸气的含量为：co23.4％、h221.9％、co232.3％、水蒸气10.6％。 冷却至室温后取出5g样品，加入到605ml水中调浆后，进行磁选实验。磁 选条件为：磁场强度为50mt，磁选时间为3min，磁选回收率为52.35％。铁 精矿的组分组成如表22所示。
[0109]
表21 11#转炉渣的组成分析结果
[0110]
组成fe2o3feosio2al2o3caomgop2o5含量22.598.1523.094.5531.298.161.19
[0111]
表22 11#转炉渣焙烧还原后铁精矿的组成分析结果
[0112]
组分fe2o3sio2al2o3caomgona2ok2omnoso3p2o5cl含量91.992.530.671.750.750.290.210.690.060.290.56
[0113]
可见，磁选回收的铁精矿其tfe含量达到61.06％。
[0114]
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普 通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润 饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。