CN101428248B - 一种回收镜铁矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种回收镜铁矿的选矿方法，它包括以下工艺、步骤：一段磨矿—分级—一段弱磁选—一段强磁选抛尾矿，在一段强磁选前设有圆筒隔渣筛；一段弱磁选和一段强磁选的粗精矿预先分级—二段磨矿—二段弱磁选得精矿、二段强磁选得精矿；二段强磁选尾矿(中矿)经选择性絮凝脱泥—阴离子反浮选。本发明具有铁精矿品位高、铁回收率高、细粒铁矿物损失小且选矿工艺流程较短、能够提前得精矿、抛尾矿、选矿能耗低的优点，不仅用于镜铁矿石的选别，也可用于赤铁矿、针铁矿、菱铁矿、褐铁矿等弱磁性铁矿物的选别。
Description
技术领域
本发明涉及一种铁矿石选矿方法，尤其是涉及一种回收镜铁矿的选矿方法，也可用于赤铁矿、针铁矿、菱铁矿、褐铁矿等弱磁性铁矿物的选别。
背景技术
我国铁矿石的主要特点是“贫”、“细”、“杂”，平均铁品位32％，比世界平均品位低11个百分点。其中97％的铁矿石需要选矿处理，并且复杂难选的红铁矿占的比例大，约占铁矿石储量的20.8％。
镜铁矿属于难选红矿的一种类型，为赤铁矿变种，与石英伴生，其化学组成为Fe2O3，TFe69.94％，有时含TiO2、SiO2、Al2O3等混入物。其晶体结构为金属光泽的片状集合体或玫瑰花状聚片。镜铁矿的这种特殊的晶体结构，采用常规选矿工艺难以有效回收、分离。
红铁矿是我国重要铁矿资源，可选性差，主要分布在辽宁、河北、甘肃、安徽、内蒙、河南、湖北、山西、贵州等地。国内易选的磁铁矿资源正面临着日益短缺的局面，后备磁铁矿矿山明显不足，相对好选的红铁矿矿山大多进入深层开采时期，采矿成本逐年升高，红矿选矿一直是我国选矿界的一大难题。20世纪60年代初期，国内主要采用焙烧-磁选及单一浮选工艺处理赤铁矿石，生产技术指标较差。20世纪80、90年代先后采用阶段磨矿、重选-磁选-酸性正浮选以及阶段磨矿、重选-磁选-阴离子反浮选，近年来又出现了两段连续磨矿、中矿再磨、重选——强磁——阴离子反浮选工艺。
目前红铁矿选矿技术有：连续磨矿、弱磁-强磁-阴离子反浮选工艺(工艺1)；阶段磨矿、粗细分选、重选-磁选-阴离子反浮选工艺(工艺2)；阶段磨矿、粗细分选、磁选-重选-阴离子反浮选工艺(工艺3)。工艺1存在因为磨矿粒度细而导致能耗高及选矿成本高。工艺2和工艺3中的重选对有些镜铁矿来说，因其片状矿物结构，在重选设备(如螺旋溜槽)中易沉积，对重选选别效果不利。对于细粒的镜铁矿，磁选效果差，在强磁选阶段回收困难。在浮选作业阶段，以上工艺选别镜铁矿都存在矿泥影响较大，细粒铁矿物易进入尾矿，浮选指标差的问题。
发明内容
本发明的目的就是针对现有技术中存在的上述缺陷，而提供一种铁精矿品位高、铁回收率高、细粒铁矿物损失小且选矿工艺流程较短、能够提前得精矿、抛尾矿、选矿能耗低的回收镜铁矿的选矿方法。
为实现本发明之目的，本发明一种回收镜铁矿的选矿方法通过以下技术方案来实现。
本发明一种回收镜铁矿的选矿方法包括以下工艺、步骤：
(1)一段磨矿—分级—一段弱磁选—一段强磁选抛尾矿，在一段强磁选前设有圆筒隔渣筛；
(2)一段弱磁选和一段强磁选的粗精矿预先分级—二段磨矿—二段弱磁选得精矿、二段强磁选得精矿；
(3)二段强磁选尾矿(中矿)经选择性絮凝脱泥—阴离子反浮选。
所述的预先分级采用旋流器、高频细筛组合工艺为佳；所述的选择性絮凝脱泥在浓缩机中进行，采用氢氧化钠为分散剂、玉米淀粉为絮凝剂。
所述分散剂用量为100—1800g/t(对浮选给矿，干矿量计算，以下同)，絮凝剂用量为30—1500g/t。
所述阴离子反浮选采用一次粗选、一次精选、二至三次扫选为宜。
阴离子反浮选的粗选采用氢氧化钠为PH调整剂、玉米淀粉为抑制剂、石灰为活化剂，捕收剂采用脂肪酸盐或改性脂肪酸盐；所述PH调整剂用量为100—1800g/t，抑制剂用量为100—1800g/t、活化剂用量为100—1000g/t，捕收剂用量为100—1000g/t。
反浮精选作业再添加100—300g/t捕收剂、100—300g/t活化剂，反浮扫选作业再添加100—300g/t抑制剂。
上述所有药剂添加量均为对浮选给矿的干矿量。
上述一段弱磁选、二段弱磁选的磁感应强度范围为0.1—0.25特斯拉，其中一段弱磁选的磁感应强度以0.18—0.25特斯拉为宜；一段强磁选的磁感应强度为0.8—1.5特斯拉，二段强磁选的磁感应强度为0.3—0.7特斯拉。
所述一段弱磁磁选、二段弱磁选皆采用永磁湿式筒式磁选机；所述一段强磁选、二段强磁选皆采用立环电磁脉动高梯度磁选机。
所述一段磨矿的分级排矿粒度为-0.076mm占40％—60％，二段磨矿的分级排矿粒度为-0.076mm占75％—95％。
上述药剂用量、磁感应强度、磨矿粒度等参数的具体值，皆可以根据矿石性质，通过实验室实验结果确定。
由于镜铁矿一般与磁铁矿共生，上述一段弱磁选、二段弱磁选的目的是为回收铁矿石中的磁铁矿、前段工序中排出的碎铁屑，为后续的强磁选创造条件，避免强磁选机的介质堵塞。
本发明与现有的技术相比具有如下优点：
①采用一段强磁选，既可以回收一段弱磁选丢失的弱磁性镜铁矿，又可抛除合格尾矿，减少了后续磨矿、选别的矿量和药剂消耗，减少了设备台数，节能降耗效果显著。
②采用二段弱磁选、二段强磁选提前得精矿，不仅可以减少后续反浮选的矿量，减少设备台数，而且降低了反浮选药剂的用量，降低了生产成本。
③对二段强磁选尾矿(中矿)，将其给入浓缩机中加分散剂、絮凝剂进行选择性絮凝脱泥，使脉石矿泥分散后从浓缩机溢流中排出，不仅提高了后续阴离子反浮选的给料品位，同时为阴离子反浮选创造了条件，提高了阴离子反浮选的选择性，并显著降低了调整剂、抑制剂、活化剂和捕收剂的使用量。
④与背景技术中的工艺1比较，缩短了流程，节省了厂房空间，用强磁精矿代替了重选精矿，强磁精矿的粒度组成使精矿更宜输送。
⑤与背景技术中的工艺2及工艺3比较，由于预先获得了强磁精矿减少了进入浮选作业的矿量，因此减少了浮选机使用台数。由于选择性絮凝脱泥工艺的采用，脱除对浮选有害得脉石矿泥，细粒的铁矿物得到絮凝沉降，反浮选效率提高。
⑥本发明方法在安徽某镜铁矿选矿厂应用，与无选择性絮凝的工艺相比，综合铁精矿品位提高1.47个百分点，综合尾矿铁品位降低3.44个百分点，铁回收率提高11个百分点。
附图说明
图1为本发明一种回收镜铁矿的选矿方法的原则工艺流程图。
图2为本发明一种回收镜铁矿的选矿方法的实施工艺流程图。
具体实施方式
为进一步描述本发明，下面以安徽某镜铁矿选矿为例，结合附图和实施例，对本发明一种回收镜铁矿的选矿方法作更详细的描述。
由图1、图2看出，本发明一种回收镜铁矿的选矿方法包括以下工艺、步骤：
(1)一段磨矿—分级—一段弱磁选—一段强磁选抛尾矿。
镜铁矿石经破碎至-20mm，给入一段球磨机中进行一段磨矿，球磨机排矿经过螺旋分级机分级，螺旋分级机的返砂再返回一段磨矿，螺旋分级机的溢流(粒度-0.076mm占45％)分别经一段弱磁选、一段强磁选进行选别，抛除合格尾矿。
为防止物料中的粗颗粒堵塞一段强磁选的介质，在一段强磁选前加圆筒隔渣筛。
一段弱磁选采用湿式永磁筒式磁选机，其磁感应强度为0.23特斯拉；一段强磁选采用立环电磁脉动高梯度磁选机，其磁感应强度1.02特斯拉。
(2)一段弱磁选和一段强磁选的粗精矿预先分级—二段磨矿—二段弱磁选得精、二段强磁选得精矿。
一段弱磁选粗精矿、一段强磁选粗精矿、圆筒隔渣筛的粗渣合并后经过水力旋流器、高频细筛的组合工艺进行预先分级，旋流器沉砂及高频细筛的筛上部分给入二段磨矿，水力旋流器及高频细筛的筛下部分(-0.076mm占80％)给入二段弱磁选—二段强磁选，分别获得二段弱磁选精矿、二段强磁选精矿。
二段弱磁选磁感应强度为0.18特斯拉；二段强磁选磁感应强度为0.4特斯拉。
(3)二段强磁选尾矿(中矿)经选择性絮凝脱泥—阴离子反浮选。
将二段强磁选尾矿(中矿)加分散剂氢氧化钠800g/t(对浮选给矿计、干矿量，以下同)、絮凝剂玉米淀粉600g/t搅拌5分钟，经泵送至中矿脱泥浓缩机，进行选择性絮凝脱泥，脉石矿泥从浓缩机溢流排除作为尾矿。浓缩机絮凝沉淀的底流用泵扬送至反浮选搅拌槽，加调整剂氢氧化钠600g/t、抑制剂玉米淀粉400g/t、活化剂石灰350g/t、阴离子捕收剂MD(一种改性脂肪酸盐，市场上购买的)400g/t，搅拌后给入浮选机，经一次粗选、一次精选、二次扫选。精选加MD200g/t、石灰150g/t；一次扫选加玉米淀粉150g/t。反浮精选槽内产品为合格精矿，二次扫选泡沫为浮选尾矿，一次扫选槽内产品返回中矿脱泥浓缩机。本实施方式中，玉米淀粉作为絮凝剂，又作为抑制剂，在水中苛化后配成3％浓度使用。氢氧化钠作为分散剂，又作为调整剂，配成20％浓度使用。对铁品位31.56％的镜铁矿石，采用此工艺获得了铁品位65.72％的铁精矿，精矿产率37.07％，铁回收率达77.19％，尾矿铁品位11.44％。
在实际应用中，反浮扫选的次数可根据所处理矿石情况、铁精矿质量要求进行增减；浮选中矿返回方式也可根据所处理矿石情况选择集中返回或顺序返回。
Claims (7)
1.一种回收镜铁矿的选矿方法，其特征在于包括以下工艺、步骤：
(1)一段磨矿-分级-一段弱磁选-一段强磁选抛尾矿，在一段强磁选前设有圆筒隔渣筛；
(2)一段弱磁选和一段强磁选的粗精矿预先分级-二段磨矿-二段弱磁选得精矿、二段强磁选得精矿；
(3)二段强磁选尾矿(中矿)经选择性絮凝脱泥-阴离子反浮选；
所述的预先分级采用旋流器、高频细筛组合工艺。
2.如权利要求1所述的一种回收镜铁矿的选矿方法，其特征在于：所述的选择性絮凝脱泥在浓缩机中进行，采用氢氧化钠为分散剂、玉米淀粉为絮凝剂，所述分散剂用量为100-1800g/t(对浮选给矿，干矿量计算)，絮凝剂用量为30-1500g/t(对浮选给矿，干矿量计算)。
3.如权利要求2所述的一种回收镜铁矿的选矿方法，其特征在于：所述阴离子反浮选采用一次粗选、一次精选、二至三次扫选。
4.如权利要求3所述的一种回收镜铁矿的选矿方法，其特征在于：所述的阴离子反浮选的粗选采用氢氧化钠为PH调整剂、玉米淀粉为抑制剂、石灰为活化剂，捕收剂采用脂肪酸盐或改性脂肪酸盐；所述PH调整剂用量为100-1800g/t(对浮选给矿，干矿量计算)，抑制剂用量为100-1800g/t(对浮选给矿，干矿量计算)、活化剂用量为100-1000g/t(对浮选给矿，干矿量计算)，捕收剂用量为100-1000g/t(对浮选给矿，干矿量计算)。
5.如权利要求4所述的一种回收镜铁矿的选矿方法，其特征在于：在反浮精选作业中再添加100-300g/t捕收剂、100-300g/t活化剂，在反浮扫选作业中再添加100-300g/t抑制剂。
6.如权利要求1、2、3、4或5所述的一种回收镜铁矿的选矿方法，其特征在于：所述一段弱磁选、二段弱磁选的磁感应强度范围为0.1-0.25特斯拉，一段强磁选的磁感应强度为0.8-1.5特斯拉，二段强磁选的磁感应强度为0.3-0.7特斯拉。
7.如权利要求6所述的一种回收镜铁矿的选矿方法，其特征在于：所述一段弱磁选的磁感应强度为0.18-0.25特斯拉。
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