CN102806139A - 一种低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，包括以下步骤：将破碎后的矿石产品先进行一段磨矿、一段分级，分级后的底流返回再磨，溢流进行二段分级；二段分级后的底流进行二段磨矿，磨矿排料返回至二段分级，溢流进行一段脱泥；脱泥后底流进行三段分级、三段磨矿，磨矿排料返回至三段分级，溢流进行二段脱泥；再依次进行三段、四段或者五段以上的脱泥；脱泥后底流经搅拌开始进行反浮选，先粗选，粗选后的槽内产品进行精选，精选后的泡沫产品返回粗选槽，精选后的槽内产品经浓缩、过滤得到铁精矿；各段脱泥均采用浓缩机和选择性絮凝脱泥工艺。本发明工艺具有投资成本低、占地面积小、生产维护简便、适应性强、细磨脱泥效果好等优点。
Description
技术领域
本发明涉及一种矿石的选矿工艺，尤其涉及一种难选铁矿的选矿工艺。
背景技术
铁是世界上用量最多的一种金属，铁矿石是钢铁生产最主要的原料。近年来，随着我国钢铁产量的大幅度增长，铁矿石需求量迅猛增加，国内铁矿石短缺的矛盾越来越突出。在这样的现实背景下，鼓励开发国内铁矿资源，提高国内铁矿石自给率，降低我国钢铁工业发展对国外铁矿资源的依赖程度，是缓解当前我国铁矿资源供求矛盾的关键。
而我国铁矿石的资源特点是贫矿多、细粒嵌布的多、矿石类型复杂，即贫、细、杂，这样的赋存特点就决定了我国铁矿石的难选性，需要新的选矿技术不断加以解决。为了在选矿过程中提高铁品位和回收率，使我国品位低、粒度细、复杂共生的难选铁矿石得以合理利用，我们需要对矿石进行破碎、细磨、脱泥、浮选等处理。因为矿石中有用矿物呈微细粒嵌布，嵌布粒度为-0.037mm、-0.025mm粒级，为了实现有用矿物的单体解离从而利于后续选别作业，通常需要对矿石进行细磨，细磨工艺的合理与否决定着有用矿物解离度的高低，也直接决定着最终选别指标的好坏。另外，原生泥及细磨产生的次生泥的存在会严重恶化浮选的精矿指标。因此，在进入浮选作业前，合理的细磨工艺和脱泥工艺对于开发微细粒嵌布的难选铁矿石资源来说十分关键，是浮选准备作业的关键技术。
现有细磨方案常见有采用立式搅拌磨进行细磨，虽然能实现矿物细磨的目的，但单台处理能力较低、相同处理能力的情况下，设备价格高昂是其推广应用的瓶颈，不是一种经济可行的细磨方案，故难以推广应用。而采用球磨方案，往往会出现球磨机长径比的不合适、研磨介质的不合理、分级设备的不合适等问题，从而导致矿物得不到单体解离，选矿指标如品位、回收率不理想。简言之，对嵌布粒度微细、需细磨才能实现有用矿物单体解离的铁矿石资源，现有技术还不能有效解决细磨问题。特别需要提及的是，目前在国内外工业生产中还没有采用球磨机进行细磨达到-0.025mm占85%以上的生产实践。
在脱泥方面，现有的旋流器是一种高效简单的脱泥设备，具有设备占地小、处理量大、投资少等特点，对于密度轻、粒度细的矿泥的脱除有效，但旋流器的脱泥效果易受到给矿浓度和压力等影响，脱泥效果易波动，而且对于选择性絮凝是完全不适用的。而简易的脱泥斗，处理量有限且不易控制，对于大规模的矿山不适用。
简言之，由于现有的细磨与脱泥技术均存在局限，这使得有用矿物不仅不能充分解离，矿泥也不能得到有效去除，进而不能为后续的浮选作业提供合格的原料，故浮选指标难以保证，达不到开发利用微细粒嵌布的铁矿石资源的目的。有用矿物必须达到充分解离且矿泥的影响基本消除后，才能进入浮选作业。在这一过程中，浮选的目的就是为了使有用矿物得以富集，脉石矿物尽可能去除，浮选工艺的合理与否对最终精矿的品位、回收率有决定性影响，是能否开发某种铁矿石的关键判定因素。
综上，研究开发经济合理的细磨-脱泥-浮选工艺是开发国内广泛的具有贫、细、杂特点铁矿石资源的针对性方案，具有积极的指导意义。
发明内容
本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种投资成本较低、占地面积小、生产维护简便、适应性强、细磨脱泥效果好、产品质量好、且有利于保证生产的稳定性和连续性的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺。
为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为一种低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，包括以下步骤：
（1）将破碎后的矿石产品先进行一段磨矿，一段磨矿后的排料进行一段分级，一段分级后的底流返回再次进入一段磨矿，一段分级后的溢流进入到下一步骤；
（2）上述一段分级后的溢流进行二段分级，二段分级后的底流进行二段磨矿，二段磨矿后的排料返回再次进入二段分级，二段分级后的溢流进入到下一步骤；
（3）对上述二段分级后的溢流进行一段脱泥，一段脱泥后的底流进行三段分级，三段分级后的底流再进行三段磨矿，三段磨矿后排料返回再次进入三段分级，三段分级后的溢流进入到下一步骤；
（4）对上述三段分级后的溢流进行二段脱泥，二段脱泥后的底流进行三段脱泥，三段脱泥后的底流进行四段脱泥或者五段以上的脱泥；所述各段脱泥（一段脱泥、二段脱泥、三段脱泥、四段脱泥或者五段以上的脱泥）后的溢流全部合并作矿泥产物进行后续处理；
（5）经过上述步骤（4）处理后的底流进搅拌槽搅拌，然后开始进行反浮选，所述反浮选先后包括粗选和精选，搅拌后的产品先进行粗选，经粗选后的槽内产品进行精选，精选后的泡沫产品返回本步骤的粗选，精选后的槽内产品经浓缩、过滤得到铁精矿；
所述一段脱泥、二段脱泥、三段脱泥、四段脱泥或者五段以上的脱泥均采用选择性絮凝脱泥工艺，且各段脱泥采用的脱泥设备均为浓缩机。
上述的选矿工艺中，优选的，所述精选先后包括一次精选和二次精选，所述一次精选后的槽内产品进入二次精选，一次精选和二次精选后的泡沫产品合并后返回至步骤（5）的粗选。
上述的选矿工艺中，优选的，所述粗选的泡沫产品进行扫选，所述扫选的次数在一次以上（优选为五次），其中，首次扫选后的槽内产品返回至粗选前的搅拌槽并再次进行上述步骤（5）的处理；首次扫选后的各次扫选的槽内产品均返回至其上一级的扫选步骤进行处理，最后一次扫选后的泡沫产品与所述矿泥合并作尾矿处理（其余各次扫选后的泡沫产品则直接进入下一级进行扫选）。（本发明优选的工艺流程简图参见图2）。
上述的选矿工艺中，所述反浮选中采用的捕收剂优选为GE-609，所述反浮选中采用的抑制剂优选为淀粉，所述反浮选中的浮选温度优选控制在8℃～30℃。
上述的选矿工艺中，所述选择性絮凝脱泥过程中，pH值优选控制在9～10。
上述的选矿工艺中，所述pH值控制时采用的pH调整剂优选为NaOH，所述NaOH的用量优选按1.2kg/t～1.5kg/t计（表示每吨余矿添加的NaOH质量）。
上述的选矿工艺，所述选择性絮凝脱泥过程中，采用的絮凝剂优选为腐殖酸胺，腐殖酸胺的用量优选为0.75kg/t～0.9kg/t（表示每吨余矿添加的腐殖酸胺的质量）。
上述的选矿工艺，所述选择性絮凝脱泥过程中，控制各段脱泥时的给矿浓度（给矿的矿浆中干矿所占的质量百分比）优选为15%～20%，底流浓度（即脱泥后矿浆中干矿所占的质量百分比）优选为40%～55%。
上述的选矿工艺中，所述难选铁矿优选是指以磁铁矿和赤铁矿为主的混合矿，所述述难选铁矿的嵌布粒度为2μm～30μm。所述一段磨矿的给矿粒度在10mm以下。
上述的选矿工艺中，所述一段磨矿、二段磨矿、三段磨矿均优选采用球磨机进行磨矿。上述的可用于选矿的选择性絮凝多段脱泥工艺，所述一段分级、二段分级、三段分级均优选采用旋流器进行分级。
上述的选矿工艺中，所述三段磨矿采用的球磨机的长径比优选为2.5～3.0。所述一段磨矿中采用的磨矿介质为钢球，所述二段磨矿和三段磨矿中采用的磨矿介质均为钢段，所述钢段的充填量为所述球磨机筒体容积的20%～40%。
上述的选矿工艺中，所述钢段优选为双平面圆台型钢段。所述钢段的直径（较大底面直径）优选为Φ20mm～45mm；所述二段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为Φ45×50∶Φ30×35∶Φ20×25=3.5～4.5∶3.5～4.5∶1～3；所述三段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为Φ30×35∶Φ20×25=7～9∶1～3。
上述的选矿工艺中，所述一段磨矿的排矿细度优选控制-0.074mm占75%～80%；所述二段磨矿的排矿细度优选控制-0.048mm占85%以上；所述三段磨矿采用Φ150mm的旋流器进行旋流分级，三段磨矿后的排矿细度优选控制-0.025mm占85%以上。
与现有技术相比，本发明的优点在于：
1.本发明的选矿工艺中主要采用选择性絮凝脱泥操作，且以浓缩机作为脱泥设备进行五段逐级脱泥，脱泥效果显著，脱泥产率达40%以上，消除了矿泥对浮选特别是反浮选作业的影响。
2.本发明的选矿工艺主要以浓缩机作为脱泥设备，平稳可靠，维护简便，对选矿系统的波动具有较好的适应性，使得工艺系统具有较大的灵活性和适应性。
3.本发明的选矿工艺应用于铁矿的选矿后，去除了原生泥与细磨产生的次生泥，脱泥后铁的品位有较大提升，且铁矿物随泥损失较小，这为后续选别作业提供了更加优质的原料。
4.本发明优选的选矿工艺中以NaOH作为脱泥操作的pH调整剂，以腐殖酸胺作为脱泥的絮凝剂，其保证了选择性絮凝工艺的脱泥效果，是一种经济可行的药剂组合方案。
5.本发明优选的选矿工艺中以球磨机-旋流器组合成的闭路磨矿分级系统为基础（以球磨机作细磨设备），采用了三段磨矿式的工艺方案，逐段磨矿、逐段控制排矿粒度，最终达到了产品粒度-0.025mm占85%以上的磨矿指标，充分实现了微细粒嵌布的有用矿物的单体解离，为后续作业提供了合格的原料。
6.本发明优选的选矿工艺中三段磨矿通过采用长径比为2.5～3.0的球磨机，且以双平面圆台型钢段作为磨矿介质，可用Φ150mm的旋流器组实现细粒分级，这种优化后的工艺条件满足了矿物粒度达到-0.037mm、-0.025mm粒级的磨矿、分级要求。
7.本发明优选的选矿工艺中采用一粗-二精-五扫的反浮选工艺，并以GE-609作捕收剂，淀粉作抑制剂，浮选温度为8℃～30℃，最终获得了良好的选矿指标（铁精矿品位可达65.70%以上，回收率可达64.30%以上）。
总的来说，本发明针对我国储量丰富的微细粒难选贫铁矿石资源需要细磨才能实现有用矿物充分解离的现实情况，提出了一种能获得高品位铁精矿的细磨工艺方案和多段脱泥方案，并有效实现了这些改进方案的组合，真正实现了对有用矿物的充分解离，避免了矿泥对选矿工艺的不利影响，为后续反浮选操作提供了合格的原料。本发明的技术方案具有投资成本较低、占地面积小、生产维护简便等优点，真正以一种高效低耗、易于实施的选矿方案从难选铁矿中获得了合格的铁精矿产品，具有良好的工业推广前景。
附图说明
图1为本发明实施例中用于选矿的选择性絮凝多段脱泥工艺的工艺流程图。
图2为本发明优选的选矿工艺流程图。
具体实施方式
以下结合说明书附图和具体实施例对本发明作进一步描述。
实施例：
一种如图1所示本发明的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，包括以下步骤：
（1）经过破碎后的产品粒度控制在10mm以下的某微细粒铁矿（假设生产规模30万t/a，铁矿物主要由磁铁矿、赤铁矿以及少量假象赤铁矿组成，且以磁铁矿为主，原矿品位在28%左右，有用矿物嵌布粒度大多2μm～30μm）进行一段磨矿，用φ350mm旋流器组和Φ2.1×4m溢流型球磨机组成的闭路磨矿系统进行一段磨矿，一段磨矿后的排料进行一段分级，一段分级后的底流返回再次进入一段磨矿，一段分级后的溢流进入到下一步骤（一段磨矿的排矿细度控制-0.074mm占76%）；
（2）上述一段分级后的溢流进行二段分级，二段分级后的底流进行二段磨矿，二段磨矿采用φ250mm旋流器组和Φ2.1×4m溢流型球磨机组成的闭路磨矿系统，二段磨矿后的排料返回再次进入二段分级，二段分级后的溢流进入到下一步骤（二段磨矿的排矿细度控制-0.048mm占90%）；
（3）对上述二段分级后的溢流进Φ12m浓缩机进行一段脱泥，一段脱泥后的底流进行三段分级，三段分级后的底流再进行三段磨矿（三段磨矿中采用φ150mm的旋流器组进行分级，采用Φ2.1×6m溢流型球磨机进行三段磨矿），三段磨矿后排料返回再次进入三段分级，三段分级后的溢流进入到下一步骤（三段磨矿后的排矿细度控制-0.025mm占90%）；
（4）对上述三段分级后的溢流进Φ12m浓缩机进行二段脱泥，二段脱泥后的底流进Φ12m浓缩机进行三段脱泥，三段脱泥后的底流进Φ6m浓缩机进行四段脱泥，四段脱泥后底流进Φ6m浓缩机进行五段脱泥；
上述一段脱泥、二段脱泥、三段脱泥、四段脱泥、五段脱泥后的溢流全部合并作矿泥产物进行后续处理；
（5）五段脱泥后的底流进搅拌槽搅拌，开始进行一粗-二精-五扫的反浮选操作；粗选的槽内产品进行一次精选，一次精选后的槽内产品进入二次精选，一次精选与二次精选的泡沫产品合并返回进本步骤的粗选槽，二次精选的槽内产品经浓缩（Φ18m浓缩机）、过滤（25m2陶瓷过滤机）获得最终铁精矿；
粗选的泡沫产品进行扫选，一次扫选的槽内产品返回搅拌槽再次进行上述步骤（5）的处理；二次扫选的槽内产品返回至一次扫选，三次扫选的槽内产品返回至二次扫选，四次扫选的槽内产品返回至三次扫选，五次扫选的槽内产品返回至四次扫选，最后一次扫选的泡沫产品与矿泥合并作尾矿处理。
上述反浮选过程中，粗选、精选及扫选的浮选机型号均为JJF-8（粗选为8槽，一次精选为2槽，二次精选为1槽，一次扫选为3槽，二次扫选～五次扫选均为2槽）。
上述本发明的实施例中，脱泥前的各段磨矿操作均是采用旋流器-球磨机组成的闭路磨矿系统（三段式），即一段磨矿、二段磨矿、三段磨矿均采用球磨机进行磨矿，一段分级、二段分级、三段分级均采用旋流器进行分级。其中，三段磨矿球磨机的长径比为2.89（一、二段的长径比均为2.0）。一段磨矿中采用的磨矿介质为添加量42%的钢球，二段磨矿和三段磨矿中采用的磨矿介质均为钢段，钢段为双平面圆台型钢段。二段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为Φ45×50∶Φ30×35∶Φ20×25=4∶4∶2，充填量为35%；三段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为Φ30×35∶Φ20×25=8∶2，充填量为30%。
上述本发明的实施例中，一段脱泥、二段脱泥、三段脱泥、四段脱泥、五段脱泥均采用选择性絮凝脱泥工艺，在选择性絮凝脱泥过程中，pH值均控制在9～10，pH值控制时采用的pH调整剂为NaOH，且NaOH的用量按1.48kg/t计。在各段选择性絮凝脱泥过程中，采用的絮凝剂为腐殖酸胺，腐殖酸胺的用量为0.86kg/t。本实施例中，控制各段脱泥时的给矿浓度为15%～20%（见下表1，前一段的底流稀释后作为后一段的给矿），底流浓度为40%～55%（见下表1）。各段脱泥采用的脱泥设备均为浓缩机。
上述本发明的实施例中，反浮选操作是以GE-609作捕收剂（湖北菲西尔化工有限公司），用量为0.156kg/t，以淀粉作抑制剂，用量为0.174kg/t，浮选温度控制在8℃～30℃。
如下表1所示，经过五段脱泥，铁的品位逐步上升，最终获得了品位46.26%、回收率82.59%的精矿，铁品位较脱泥之前提升了15.56%，且铁矿物随泥损失较小，脱泥溢流中的铁的品位均低于总尾矿的铁品位（15.42%）。
表1：各段脱泥后的选矿指标
脱泥后的精矿进入反浮选作业，最终获得如表2所示的铁精矿品位65.70%、回收率64.30%的良好选矿指标。
表2：反浮选作业后的选矿指标
| 产品名称 | 产率（%） | 品位（TFe%） | 回收率（%） |
| 铁精矿 | 28.57 | 65.70 | 64.30 |
| 尾矿 | 71.43 | 14.17 | 36.00 |
| 原矿 | 100.00 | 28.12 | 100.00 |
Claims (10)
1.一种低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，包括以下步骤：
（1）将破碎后的矿石产品先进行一段磨矿，一段磨矿后的排料进行一段分级，一段分级后的底流返回再次进入一段磨矿，一段分级后的溢流进入到下一步骤；
（2）上述一段分级后的溢流进行二段分级，二段分级后的底流进行二段磨矿，二段磨矿后的排料返回再次进入二段分级，二段分级后的溢流进入到下一步骤；
（3）对上述二段分级后的溢流进行一段脱泥，一段脱泥后的底流进行三段分级，三段分级后的底流再进行三段磨矿，三段磨矿后排料返回再次进入三段分级，三段分级后的溢流进入到下一步骤；
（4）对上述三段分级后的溢流进行二段脱泥，二段脱泥后的底流进行三段脱泥，三段脱泥后的底流进行四段脱泥或者五段以上的脱泥；所述各段脱泥后的溢流全部合并作矿泥产物进行后续处理；
（5）经过上述步骤（4）处理后的底流进搅拌槽搅拌，然后开始进行反浮选，所述反浮选先后包括粗选和精选，搅拌后的产品先进行粗选，经粗选后的槽内产品进行精选，精选后的泡沫产品返回至本步骤的粗选，精选后的槽内产品经浓缩、过滤得到铁精矿；
所述一段脱泥、二段脱泥、三段脱泥、四段脱泥或者五段以上的脱泥均采用选择性絮凝脱泥工艺，且各段脱泥采用的脱泥设备均为浓缩机。
2.根据权利要求1所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述精选先后包括一次精选和二次精选，所述一次精选后的槽内产品进入二次精选，一次精选和二次精选后的泡沫产品合并后返回至步骤（5）的粗选。
3.根据权利要求1或2所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述粗选的泡沫产品进行扫选，所述扫选的次数在一次以上，其中，首次扫选后的槽内产品返回至粗选前的搅拌槽并再次进行上述步骤（5）的处理；首次扫选后的各次扫选的槽内产品均返回至其上一级的扫选步骤进行处理，最后一次扫选后的泡沫产品与所述矿泥合并作尾矿处理。
4.根据权利要求3所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述扫选的次数为五次；所述反浮选中采用的捕收剂为GE-609，所述反浮选中采用的抑制剂为淀粉，所述反浮选中的浮选温度控制在8℃～30℃。
5.根据权利要求1或2所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述选择性絮凝脱泥过程中，pH值控制在9～10；所述pH值控制时采用的pH调整剂为NaOH，所述NaOH的用量按1.2kg/t～1.5kg/t计；所述选择性絮凝脱泥过程中，采用的絮凝剂为腐殖酸胺，腐殖酸胺的用量为0.75kg/t～0.9kg/t；所述选择性絮凝脱泥过程中，控制各段脱泥时的给矿浓度为15%～20%，底流浓度为40%～55%。
6.根据权利要求1或2所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述难选铁矿是以磁铁矿和赤铁矿为主的混合矿，所述述难选铁矿的嵌布粒度为2μm～30μm；所述一段磨矿的给矿粒度在10mm以下。
7.根据权利要求1或2所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述一段磨矿、二段磨矿、三段磨矿均采用球磨机进行磨矿，所述一段分级、二段分级、三段分级均采用旋流器进行分级。
8.根据权利要求7所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述三段磨矿采用的球磨机的长径比为2.5～3.0，所述一段磨矿中采用的磨矿介质为钢球，所述二段磨矿和三段磨矿中采用的磨矿介质均为钢段，所述钢段的充填量为所述球磨机筒体容积的20%～40%。
9.根据权利要求8所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述钢段为双平面圆台型钢段，所述钢段的直径为Φ20mm～45mm；所述二段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为Φ45×50∶Φ30×35∶Φ20×25=3.5～4.5∶3.5～4.5∶1～3；所述三段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为Φ30×35∶Φ20×25=7～9∶1～3。
10.根据权利要求7所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于：所述一段磨矿的排矿细度控制-0.074mm占75%～80%；所述二段磨矿的排矿细度控制-0.048mm占85%以上；所述三段磨矿采用Φ150mm的旋流器进行旋流分级，三段磨矿后的排矿细度控制-0.025mm占85%以上。
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