CN102728453B

CN102728453B - 含碳酸铁贫赤磁铁矿石选别新工艺

Info

Publication number: CN102728453B
Application number: CN 201210198534
Authority: CN
Inventors: 刘双安; 杨晓峰; 梅灿国; 孟娜
Original assignee: MINING DESIGN AND RESEARCH INSTITUTE OF ANSHAN IRON AND STEEL GROUP
Current assignee: Anshan Iron and Steel Group Mining Design and Research Institute Co., Ltd.
Priority date: 2012-06-17
Filing date: 2012-06-17
Publication date: 2013-08-07
Anticipated expiration: 2032-06-17
Also published as: CN102728453A

Abstract

本发明涉及一种含碳酸铁贫赤磁铁矿石选别新工艺，其特征在于：先采用“阶段磨矿，强磁抛尾工艺”富集抛尾，获得混合磁选精矿；再采用“一段粗选、一段精选和二段扫选开路反浮选工艺”选别混合磁选精矿，获得高品位赤磁铁精矿；对富集在“开路反浮选工艺”中矿中的高碳酸铁矿物，采用“一段粗选、一段精选闭路离心机工艺”选别，获得菱铁矿精矿，离心机尾矿给入弱磁机选别，回收细粒级磁性精矿。本发明的优点是：由于采用了“阶段磨矿，强磁抛尾、反浮选-离心机联合选别工艺流程”选别含碳酸铁贫赤磁铁矿石，可以获得综合精矿全铁品位＞65%、金属回收率＞65%的选别指标，实现了铁矿资源利用效益最大化。

Description

含碳酸铁贫赤磁铁矿石选别新工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种含碳酸铁贫赤磁铁矿石选别新工艺。

背景技术

鞍山式贫赤铁矿石目前普遍采用“阶段磨矿、粗细分选、重选-强磁-阴离子反浮选工艺”，鞍钢的齐大山选矿厂一选、二选车间、东鞍山烧结厂选矿车间、齐大山铁矿选矿分厂、鞍千矿业公司选矿厂、弓长岭选矿厂三选车间、唐钢司家营铁矿选厂、安钢舞阳铁矿选厂等均采用这种工艺，精矿品位可以达到65-68%，金属回收率达到75-80%。

陕西大西沟菱铁矿采用“回转窑焙烧—磁选—反浮选工艺”，获得焙烧矿品位30.08%，最终精矿品位61.48%，总尾矿品位8.25%，金属回收率83.83%的先进指标。

东鞍山铁矿石中主要矿物有赤铁矿、磁铁矿、石英、褐铁矿、菱铁矿、铁白云石、角闪石及少量绿泥石等,矿石中的碳酸铁矿物主要是菱铁矿，其次是铁白云石。东北大学自2006年6月开始，对东鞍山铁矿含碳酸盐铁矿石的工艺矿物学特征及浮选分离技术进行了系统的试验研究工作，提出了处理该类矿石的“分步浮选”分离方案，2008年取得《一种含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离方法》发明专利，其特征在于：将含碳酸盐铁矿石用球磨法磨细，再采用弱磁选和强磁选预先分离，获得的混合磁选铁精矿采用分步浮选技术进行分离，第一步采用正浮选工艺在中性条件下分选菱铁矿精矿，第二步采用反浮选工艺在强碱性条件下分选赤铁矿精矿，最终可获得品位大于66%，回收率大于62%的赤铁矿精矿。

从鞍钢东鞍山烧结厂选矿生产实践看，混合磁选铁精矿首先在中性介质条件下采用一段正浮选选别，获得高碳酸铁泡沫和底流两种产品，泡沫产品经一次粗选、一次精选的反浮选闭路工艺选别，获得品位60%含碳酸铁精矿，正浮选底流采用一次粗选、一次精选三次扫选的反浮选闭路工艺选别，获得品位65%赤铁精矿。“分步浮选”工艺虽然采用单一浮选工艺，但相当于三次浮选作业，使用5种浮选药剂，13个加药点，加药制度复杂，对工艺制度要求更严格，浮选生产指标波动大。同时碳酸铁矿物浮选工艺还不稳定，指标变化较大，实际生产中必须对原料供给及铁矿石中碳酸铁含量变化等因素进行严格控制，才能保证生产工艺顺行，这将给采矿生产组织带来较大困难。

关宝山铁矿石铁矿物由赤褐铁矿、磁铁矿和假象、半假象赤铁矿、碳酸铁矿物等组成，矿物组成复杂，全铁平均品位为30.86%，其中碳酸铁中铁品位一般以3-5%为主，最高可达15%以上，平均为4.30%，矿石中含铁碳酸盐主要是铁白云石和菱铁矿，碳酸铁矿物的有效回收直接影响整体资源的回收利用价值，同时关宝山铁矿石铁矿物嵌布粒度更细，平均32.09微米，对磨矿细度要求更高。针对关宝山铁矿石铁矿物嵌布粒度细、碳酸铁矿物含量高的特性，现有生产工艺流程无法满足对关宝山铁矿石的选别利用，必须探索新的重-磁-浮联合工艺选别该矿石，实现资源利用效益最大化。

发明内容

本发明的目的是针对碳酸铁矿物浮选技术上的缺点，提供一种可以获得综合精矿全铁品位＞65%、金属回收率＞65%的选别指标，可实现铁矿资源利用效益最大化的含碳酸铁贫赤磁铁矿石选别新工艺。

本发明是通过下述技术方案来实现的：

本发明的含碳酸铁贫赤磁铁矿石选别新工艺，其特征在于：先采用“阶段磨矿，强磁抛尾工艺”富集抛尾，获得混合磁选精矿；再采用“一段粗选、一段精选和二段扫选开路反浮选工艺”选别混合磁选精矿，获得高品位赤磁铁精矿；对富集在“开路反浮选工艺”中矿中的高碳酸铁矿物，采用“一段粗选、一段精选闭路离心机工艺”选别，获得菱铁矿精矿，离心机尾矿给入弱磁机选别，回收细粒级磁性精矿，具体步骤如下：

1）将全铁品位25-35%、碳酸铁中铁品位＞4%的含碳酸铁贫赤磁铁矿石经破碎至﹤12mm，给入一次球磨机与一次旋流器分级构成闭路磨矿，磨至一次分级溢流中-200目粒级含量达到55-60%，将一次分级的溢流给入一段弱磁机进行选别，分选出强磁性矿物，一段弱磁尾矿给入一段强磁机选别，一段强磁机抛弃粗粒级尾矿，一段强磁精矿和一段弱磁精矿合并为一段混合磁选精矿；

2）将一段混合磁选精矿给入二段旋流器分级与二段塔磨机构成闭路磨矿，磨至二次分级溢流中-320目粒级含量达到90-95%，将二段旋流器分级的溢流给入二段弱磁机进行选别，二段弱磁尾矿给入二段强磁前浓缩大井Ⅰ，浓缩后大井Ⅰ底流给入二段强磁机进行选别，浓缩后大井Ⅰ的溢流排入尾矿，二段强磁抛弃细粒级强磁尾矿，二段强磁精矿和二段弱磁精矿合并获得二段混合精矿，其全铁品位47-52%、碳酸铁中铁品位＞5%；

3）二段混合精矿给入浮选前浓缩大井Ⅱ，浓缩大井Ⅱ的溢流排入尾矿，浓缩大井Ⅱ底流进行一段粗选、一段精选和二段扫选反浮选开路选别，获得全铁品位＞66%的赤磁铁精矿，二扫尾矿作为浮选作业尾矿抛弃排入尾矿，一段精选尾矿、一扫精矿、二扫精矿合并构成浮选中矿，浮选中矿全铁品位45-50%、碳酸铁中铁品位＞9%；

4）将浮选中矿给入离心机前浓缩大井Ⅲ，离心机前浓缩大井Ⅲ溢流排入尾矿，离心机前浓缩大井Ⅲ底流给入两段离心机进行一段粗选、一段精选闭路选别，获得全铁品位＞60%的菱铁矿精矿，离心机尾矿给入三段、四段弱磁机选别，回收全铁品位＞55%的细粒级磁铁精矿，三段磁选和四段磁选尾矿进入综尾，四段磁选精矿、浮选精矿、离心机精矿合并为综合精矿，一段强磁尾矿、二段强磁尾矿、浮选尾矿、三段弱磁尾矿、四段弱磁尾矿合并为综合尾矿。

本发明所述的一段弱磁机选的场强为2400奥斯特，一段强磁选机的场强为1000mT；二段弱磁机的场强为2400奥斯特，二段强磁机的场强为1000mT；三段、四段弱磁机的场强为1800奥斯特。

本发明的有益效果是：

本发明首先采用“阶段磨矿，强磁抛尾工艺”对含碳酸铁贫赤磁铁矿石进行脱泥抛尾富集，阶段磨矿适应原矿嵌布粒度细且粗细不均匀的特点，可有效地避免过磨，强磁抛尾工艺可提前抛弃大量合格品位尾矿，在提高后续选别作业入选品位的同时，减少再磨再选量；其次采用“一粗、一精、二扫开路反浮选工艺”分选出二混精中大部分赤磁铁矿物，获得高品位赤磁铁精矿，抛掉部分低品位浮选尾矿，由于反浮选作业为开路工艺，可以较好的控制浮精质量，其反浮选精矿全铁品位＞66%；再对富集在“一粗、一精、二扫开路反浮选工艺”中矿中的碳酸铁矿物采用根据矿物比重差异进行分选的“两段闭路离心机工艺”选别，获得离心机精矿全铁品位＞60%，碳酸铁中铁品位＞9%；对离心机尾矿中流失的部分细粒级强磁性矿物采用弱磁机选别回收，提高金属回收率。

由于采用了“阶段磨矿，强磁抛尾、反浮选-离心机联合选别工艺流程” 选别含碳酸铁贫赤磁铁矿石，可以获得综合精矿全铁品位＞65%、金属回收率＞65%的选别指标，实现了铁矿资源利用效益最大化。

附图说明

图1为发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明作进一步说明。

如图1所示，本发明的含碳酸铁贫赤磁铁矿石选别新工艺，其特征在于：先采用“阶段磨矿，强磁抛尾工艺”富集抛尾，获得混合磁选精矿；再采用“一段粗选、一段精选和二段扫选开路反浮选工艺”选别混合磁选精矿，获得高品位赤磁铁精矿；对富集在“开路反浮选工艺”中矿中的高碳酸铁矿物，采用“一段粗选、一段精选闭路离心机工艺”选别，获得菱铁矿精矿，离心机尾矿给入弱磁机选别，回收细粒级磁性精矿，具体步骤如下：

1）将全铁品位25-35%、碳酸铁中铁品位＞4%的含碳酸铁贫赤磁铁矿石经破碎至﹤12mm，给入一次球磨机与一次旋流器分级构成闭路磨矿，磨至一次分级溢流中-200目粒级含量达到55-60%，将一次分级的溢流给入一段弱磁机进行选别，其一段弱磁机选的场强为2400奥斯特，一段强磁选机的场强为1000mT；分选出强磁性矿物，一段弱磁尾矿给入一段强磁机选别，一段强磁机抛弃粗粒级尾矿，一段强磁精矿和一段弱磁精矿合并为一段混合磁选精矿；

2）将一段混合磁选精矿给入二段旋流器分级与二段塔磨机构成闭路磨矿，磨至二次分级溢流中-320目粒级含量达到90-95%，将二段旋流器分级的溢流给入二段弱磁机进行选别，其二段弱磁机的场强为2400奥斯特，二段强磁机的场强为1000mT；二段弱磁尾矿给入二段强磁前浓缩大井Ⅰ，浓缩后大井Ⅰ底流给入二段强磁机进行选别，浓缩后大井Ⅰ的溢流排入尾矿，二段强磁抛弃细粒级强磁尾矿，二段强磁精矿和二段弱磁精矿合并获得二段混合精矿，其全铁品位47-52%、碳酸铁中铁品位＞5%；

4）将浮选中矿给入离心机前浓缩大井Ⅲ，离心机前浓缩大井Ⅲ溢流排入尾矿，离心机前浓缩大井Ⅲ底流给入两段离心机进行一段粗选、一段精选闭路选别，获得全铁品位＞60%的菱铁矿精矿，离心机尾矿给入三段、四段弱磁机选别，其三段、四段弱磁机的场强为1800奥斯特，回收全铁品位＞55%的细粒级磁铁精矿，三段磁选和四段磁选尾矿进入综尾，四段磁选精矿、浮选精矿、离心机精矿合并为综合精矿，一段强磁尾矿、二段强磁尾矿、浮选尾矿、三段弱磁尾矿、四段弱磁尾矿合并为综合尾矿。

作为实施例，本发明含碳酸铁贫赤磁铁矿石选别新工艺，选用了关宝山铁矿石作为原矿，关宝山铁矿石中含铁碳酸盐主要是铁白云石和菱铁矿，碳酸铁中铁品位一般以3-5%为主，最含可达15%以上，全矿床平均为4.30%。关宝山铁矿石中可回收铁矿物组成更复杂，关宝山铁矿石嵌布粒度比鞍山地区现处理的贫赤铁矿更细，对磨矿细度要求更高，连续磨矿势必造成矿石泥化，降低金属回收率，因此宜采用“阶段磨矿，强磁抛尾、反浮选-离心机联合选别工艺流程”，具体步骤如下：

1）“阶段磨矿，强磁抛尾工艺”试验：关宝山铁矿石原矿经破碎至﹤2mm，采用φ460mm×600mm球磨机磨至-200目含量为55%，配制40%浓度矿浆给入一段φ400×300mm鼓型湿式磁选机选别，一段弱磁尾矿给入一段Φ750mm Slon立环强磁机选别，一段弱磁精矿和一段强磁精矿混合为一段混磁精矿，一段强磁尾矿抛弃，一段混磁精矿沉淀澄清后配制60%浓度给入φ260mm塔磨机进行磨矿，获得粒度为-325目含量93%的矿浆产品，沉淀澄清后配制40%浓度给入二段φ400×300mm鼓型湿式磁选机选别，二段弱磁尾矿给入二段Φ750mm Slon立环强磁机选别，二段弱磁精矿和二段强磁精矿混合为二段混磁精矿，二段强磁尾矿抛弃。一段弱磁机选的场强为2400奥斯特，一段强磁选机的场强为1000mT；二段弱磁机的场强为2400奥斯特，二段强磁机的场强为1000mT；

“阶段磨矿，强磁抛尾工艺”流程在原矿全铁品位30.82%、碳酸铁中铁品位4.30%的条件下，获得了全铁品位 50.49%、碳酸铁中铁品位5.15%，产率49.00%，金属回收率80.27%的二段混磁精矿。

2）“一粗、一精、二扫开路反浮选工艺”试验：对二段混磁精矿采用8升机械搅拌式单槽浮选机，进行“一段粗选、一段精选和二段扫选开路反浮选工艺”试验，获得浮选精矿，二扫尾矿作为浮选作业尾矿抛弃排入尾矿，一段精选尾矿、一扫精矿、二扫精矿合并构成中矿；获得的选别指标为：浮选精矿全铁品位66.24%，作业产率52.89%，作业收率69.39%，浮选中矿全铁品位46.22% 、碳酸铁中铁品位9.30%，作业产率22.67%。

使用的药剂为：

调整剂：NaOH 浓度5% 1125（g/t浮给）

抑制剂：玉米淀粉浓度3% 675（g/t浮给）

活化剂：CaO 浓度2% 450（g/t浮给）

捕收剂：KS-Ⅲ 浓度6% 粗选540、精选270（g/t浮给）

工艺条件为：

浮选温度：32-36℃ 浮选浓度：33%左右矿浆PH值：11.5左右

3）“一粗一精闭路离心机工艺”试验；将反浮选中矿给入两段离心机，进行一粗一精闭路选别试验，获得离心机精矿，离精全铁品位61.70%、碳酸铁中铁品位9.80%，离精作业产率42.26%，作业回收率56.41%。

试验所用设备为试验室用φ400×300mm离心机。

试验条件：

一段离心机转数为500转/分、给矿浓度在15%。

二段离心机转数为350转/分、给矿浓度在10%。

4）将离心机闭路试验尾矿给入三段、四段φ400×300mm鼓型湿式磁选机选别，回收细粒级磁铁精矿，获得的指标为：弱精全铁品位52.68%、弱精作业产率6.76%。三段、四段弱磁机的场强为1800奥斯特。

5）四段磁选精矿、浮选精矿、离心机精矿合并为综合精矿，一段强磁尾矿、二段强磁尾矿、浮选尾矿、三段弱磁尾矿、四段弱磁尾矿合并为综合尾矿。

本发明首先采用“阶段磨矿，强磁抛尾工艺”对原矿进行脱泥抛尾富集，阶段磨矿适应原矿嵌布粒度细且粗细不均匀的特点，可有效地避免过磨，强磁抛尾工艺可提前抛弃大量合格品位尾矿，在提高后续选别作业入选品位的同时，减少再磨再选量；其次采用“一粗一精二扫开路反浮选工艺”分选出二混精中大部分赤、磁铁矿物，获得部分高品位铁精矿，抛掉部分低品位浮选尾矿，由于反浮选作业为开路工艺，可以较好的控制浮精质量，其反浮选精矿全铁品位66.24%、碳酸铁中铁品位2.60%；再对富集在中矿中的碳酸铁矿物采用根据矿物比重差异进行分选的“两段离心机工艺”闭路选别，对离心机尾矿中流失的部分细粒级强磁性矿物采用弱磁机选别回收，提高金属回收率。获得离心机精矿全铁品位61.70%、碳酸铁中铁品位9.80%；

由于采用了“阶段磨矿，强磁抛尾、反浮选-离心机联合选别工艺流程” 选别含碳酸铁贫赤磁铁矿石，在原矿全铁品位30.82%、碳酸铁中铁品位4.30%条件下，可以获得反浮选精矿全铁品位66.24%、碳酸铁中铁品位2.60%；离心机精矿TFe品位61.70%、碳酸铁中铁品位9.80%；综合精矿全铁品位65.37%、碳酸铁中铁品位3.70%；综合精矿产率31.04%、金属回收率65.84%；综合尾矿全铁品位15.27%的选别指标。实现了铁矿资源利用效益最大化。

Claims

1.一种含碳酸铁贫赤磁铁矿石选别新工艺，其特征在于：先采用“阶段磨矿，强磁抛尾工艺”富集抛尾，获得混合磁选精矿；再采用“一段粗选、一段精选和二段扫选开路反浮选工艺”选别混合磁选精矿，获得高品位赤磁铁精矿；对富集在“开路反浮选工艺”中矿中的高碳酸铁矿物，采用“一段粗选、一段精选闭路离心机工艺”选别，获得菱铁矿精矿，离心机尾矿给入弱磁机选别，回收细粒级磁性精矿，具体步骤如下：

1）将全铁品位30.28%、碳酸铁中铁品位4.30%的含碳酸铁贫赤磁铁矿石经破碎至﹤2mm，给入一次球磨机与一次旋流器分级构成闭路磨矿，磨至一次分级溢流中-200目粒级含量达到55%，将一次分级的溢流给入一段弱磁机进行选别，分选出强磁性矿物，一段弱磁尾矿给入一段强磁机选别，一段强磁机抛弃粗粒级尾矿，一段强磁精矿和一段弱磁精矿合并为一段混合磁选精矿；

2）将一段混合磁选精矿给入二段旋流器分级与二段塔磨机构成闭路磨矿，磨至二次分级溢流中-320目粒级含量达到93%，将二段旋流器分级的溢流给入二段弱磁机进行选别，二段弱磁尾矿给入二段强磁前浓缩大井Ⅰ，浓缩后大井Ⅰ底流给入二段强磁机进行选别，浓缩后大井Ⅰ的溢流排入尾矿，二段强磁抛弃细粒级强磁尾矿，二段强磁精矿和二段弱磁精矿合并获得二段混合精矿，其全铁品位50.49%、碳酸铁中铁品位5.15%；

3）二段混合精矿给入浮选前浓缩大井Ⅱ，浓缩大井Ⅱ的溢流排入尾矿，浓缩大井Ⅱ底流进行一段粗选、一段精选和二段扫选反浮选开路选别，获得全铁品位＞66.24%的赤磁铁精矿，二扫尾矿作为浮选作业尾矿抛弃排入尾矿，一段精选尾矿、一扫精矿、二扫精矿合并构成浮选中矿，浮选中矿全铁品位46.22%、碳酸铁中铁品位9.3%；

4）将浮选中矿给入离心机前浓缩大井Ⅲ，离心机前浓缩大井Ⅲ溢流排入尾矿，离心机前浓缩大井Ⅲ底流给入两段离心机进行一段粗选、一段精选闭路选别，获得离精全铁品位61.70%的菱铁矿精矿，碳酸铁中铁品位9.80%，离心机尾矿给入三段、四段弱磁机选别，回收全铁品位52.68%的细粒级磁铁精矿，三段磁选和四段磁选尾矿进入综尾，四段磁选精矿、浮选精矿、离心机精矿合并为综合精矿，一段强磁尾矿、二段强磁尾矿、浮选尾矿、三段弱磁尾矿、四段弱磁尾矿合并为综合尾矿。

2.根据权利要求1所述的含碳酸铁贫赤磁铁矿石选别新工艺，其特征在于

所述的一段弱磁机选的场强为2400奥斯特，一段强磁选机的场强为1000mT；二段弱磁机的场强为2400奥斯特，二段强磁机的场强为1000mT；三段、四段弱磁机的场强为1800奥斯特。