CN102909124B

CN102909124B - 一种混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺

Info

Publication number: CN102909124B
Application number: CN201210416205.9A
Authority: CN
Inventors: 李平; 李登敏; 沈立义; 朱冰龙; 李冬洋; 温合平
Original assignee: Yuxi Dahongshan Mining Co Ltd
Current assignee: Yuxi Dahongshan Mining Co Ltd
Priority date: 2012-10-26
Filing date: 2012-10-26
Publication date: 2014-07-30
Anticipated expiration: 2032-10-26
Also published as: CN102909124A

Abstract

本发明公开了一种混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺，包括强磁粗选：将混合型贫铁矿尾矿经磁场强度5000~10000奥斯特的强磁机得到粗选精矿和粗选尾矿；强磁精选：将粗选精矿经磁场强度10000~20000奥斯特的强磁机精选得磁选精矿和磁选尾矿；离心选别：将磁选精矿经150~250r/min的离心选矿机选别得到离心精矿和离心尾矿；摇床选别：将离心尾矿经8~10mm冲程和250~300次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿。本发明采用粗、精二重强磁选别进行大量抛尾，用离心机对磁选精矿选别以提铁降硅，然后用摇床对离心尾矿选别以提高产率。本发明实现了混合型贫铁矿尾矿的提质降硅，同时也最大程度的提高了铁矿的产率，为混合型贫铁矿尾矿的再选精矿提质降硅提供了一种行之有效的途径。

Description

一种混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺

技术领域

本发明属于黑色金属选矿技术领域，具体涉及一种混合型微细粒嵌布磁铁矿选矿工艺，特别是涉及一种混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺。

背景技术

钢铁是社会发展的重要支柱产业，是现代化工业最重要和应用最多的金属材料。2011年我国粗钢产量达6.83亿吨，已经连续十六年成为世界上产钢最多的国家。我国铁矿石对外依存度也从1990年的14.15% 增长到2010年的63%，但对国际铁矿石基本没有定价的发言权。因此，提升自有矿山成品矿产量和质量是提高我国钢铁企业市场竞争力和持续发展能力的一个关键环节。

目前，铁矿的选矿工艺主要有重选、浮选和强磁选或是多种选矿工艺并用，也有过磁化焙烧后弱磁选的工艺。由于我国铁矿资源具有“贫、细、杂”的特点，随着高品位铁矿资源的枯竭，低品位、细粒嵌布、弱磁性的赤铁矿及磁铁-赤铁混合矿更受到重视。对于这类铁矿，早期多采用重选工艺，但是由于其选矿处理能力小，选矿品位低、产率低而逐渐被淘汰；后来发展了浮选工艺和强磁选工艺，主要以氧化石蜡皂为捕收剂的正浮选工艺和以电磁平环强磁选机为选别设备的强磁选工艺，但是其选别技术指标均没有达到令人满意的效果。近年来，混合型贫铁矿的选矿取得了长足的发展，其主要选矿工艺是以电磁脉动高梯度磁选机为代表的强磁选选矿工艺和以SH系列为代表的反浮选选矿工艺。尤其是采用强磁—浮选联合流程使一些矿山的赤铁矿选别达到了铁精矿品位和铁精矿产率高的满意指标，昆钢大红山选矿厂的三段磨矿-弱磁-强磁工艺。为提高资源的利用率，大部分选矿厂对尾矿采用一段强磁-两端螺旋溜槽工艺或粗精两端螺旋溜槽工艺进行再选，对于弱磁性尾矿，特别是混合型贫铁矿尾矿，再选精矿品位在50~62%，而且硅含量大部分在6%左右，选矿成本高，对于细小颗粒产率一般只有5%左右，严重影响了精矿成品质量和资源利用率。如昆钢大红山选矿厂入选原矿，铁质成分中磁铁矿约占60%，赤铁矿（即红矿）约占40%，赤铁矿与磁铁矿呈连晶，粒度较细，且部分微细粒晶呈浸染状嵌布于脉石中，其中红矿60%嵌布粒度在0.05mm，40%嵌布粒度在0.02mm，因此采用三段磨矿，弱磁-强磁流程，磨矿细度-0.043mm占80%，综合尾矿品位25%左右。对于混合型贫铁矿尾矿的再选及精矿提质降硅，如果能够提供一种工艺简便、精矿品位提升和硅含量降低效果明显、产率高的再选工艺，将能够提高铁矿资源的利用率和企业的经济效益。

发明内容

本发明的目的在于提供一种工艺简便、精矿品位提升、硅含量降低明显的、产率高的混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺。

本发明的目的是这样实现的，包括尾矿磁选别、离心选别、摇床选别，具体为：

A、强磁粗选：将混合型贫铁矿尾矿经磁场强度5000~10000奥斯特的强磁机得到粗选精矿和粗选尾矿；

B、强磁精选：将粗选精矿经磁场强度10000~20000奥斯特的强磁机精选得磁选精矿和磁选尾矿；

C、离心选别：将磁选精矿经150~250r/min的离心选矿机选别得到离心精矿和离心尾矿；

D、摇床选别：将离心尾矿经8~10mm冲程和250~300次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿。

本发明采用强磁粗、精二重选别，使尾矿中解离的磁性、弱磁性矿物与脉石分离，实现对弱磁性铁矿及部分与脉石连生、包裹细粒嵌布磁铁矿、弱磁铁矿的回收，并达到高效大量抛尾的目的；然后采用离心选矿机对磁选精矿进行离心选别，通过控制离心机转速和矿浆浓度实现磁选精矿品位的提高和降低硅含量，并能够实现微细粒度铁矿的回收；最后对离心尾矿进行摇床选别，以达到铁矿的回收最大化且基本不降低精矿品位。采用强磁二重选别降低了后续的离心选别和摇床选别的工作量，提高生产效率和降低生产成本；采用离心机加摇床处理细粒部分的方式，可以减少摇床的数量。本发明实现了混合型贫铁矿尾矿的提质降硅，同时也最大程度的提高了铁矿的产率，克服了常规反浮选工艺大量废水净化和药剂成本较高，单一重选工艺产率低，弱磁-离心机工艺精矿质量低（平均不超过55%），离心机生产能力低，占地面积大等诸多难题。本发明具有工艺简便、精矿品位提升和硅含量降低效果明显、产率高的特点，为混合型贫铁矿尾矿的再选精矿提质降硅提供了一种行之有效的途径。

附图说明

图1是本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换，均落入本发明的保护范围。

如图1所示，本发明所述的混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺，包尾矿磁选别、离心选别、摇床选别，具体为：

A、强磁粗选：将混合型贫铁矿尾矿经磁场强度5000~10000 奥斯特的强磁机得到粗选精矿和粗选尾矿；

本发明包括将离心精矿和摇选精矿合并浓缩得到品位为60~68%、SiO₂含量3.14~5.37%的精矿的工序。

所述的混合型贫铁矿尾矿品位为10~35%，矿浆浓度为15~35%。

所述的混合型贫铁矿尾矿的粒度为-0.043mm，含量为75~95%。

所述的磁选精矿品位为45~55%，矿浆浓度为18~26%。

所述的强磁机为琼斯湿式强磁场磁选机、高梯度磁选机或超导磁选机。

所述的离心尾矿的矿浆浓度控制在15~25%。

所述的摇床选别采用分级或不分级进行，工艺设置为单一粗选或粗选加精选或粗选加扫选或粗选加精选加扫选的工艺，所述的粗选、精选、扫选为一次或多次。

所述的粗选尾矿、精选尾矿、摇选尾矿经浓缩池或浓缩机浓缩。

实施例1

将昆钢大红山选矿厂品位10%、矿浆浓度15%、粒度-0.043mm占重量百分比为75%的尾矿经磁场强度5000奥斯特的琼斯湿式强磁场磁选机得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选精矿经磁场强度10000奥斯特的高梯度磁选机精选得精选尾矿和品位45%、矿浆浓度18%的磁选精矿；将磁选精矿经150r/min的离心选矿机选别得到离心精矿和矿浆浓度15%的离心尾矿；将离心尾矿经8mm冲程和250次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿；摇床选别分级，单一粗选一次；最后将离心精矿和摇选精矿合并经浓缩机浓缩得到品位为60%、SiO₂含量4.54%的再选精矿，将粗选尾矿、精选尾矿及摇选尾矿合并经浓缩池浓缩并排放。

实施例2

将昆钢大红山选矿厂品位35%、矿浆浓度25%、粒度-0.043mm占重量百分比为80%的尾矿经磁场强度7500奥斯特的高梯度磁选机得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选精矿经磁场强度15000奥斯特的高梯度磁选机精选得精选尾矿和品位50%、矿浆浓度26%的磁选精矿；将磁选精矿经250r/min的离心选矿机选别得到离心精矿和矿浆浓度20%的离心尾矿；将离心尾矿经10mm冲程和300次/min冲次的摇床粗、精二次选别得到摇选精矿和摇选尾矿；摇床选别不分级进行，粗选一次，精选二次；最后将离心精矿和摇选精矿合并经浓缩机浓缩得到品位为65%、SiO₂含量3.28%的再选精矿，将粗选尾矿、精选尾矿及摇选尾矿合并经浓缩池浓缩并排放。

实施例3

将昆钢大红山选矿厂品位25%、矿浆浓度21%、粒度-0.043mm占重量百分比为90%的尾矿经磁场强度10000奥斯特的高梯度磁选机得到粗选尾矿和品位43%、矿浆浓度30%粗选精矿；将粗选精矿经磁场强度20000奥斯特的超导磁选机精选得精选尾矿和品位55%、矿浆浓度22%的磁选精矿；将磁选精矿经200r/min的离心选矿机选别得到离心精矿和矿浆浓度25%的离心尾矿；将离心尾矿经9mm冲程和275次/min冲次的摇床选别得到摇选尾矿和品位66%、矿浆浓度24%的摇选精矿；摇床选别分级进行，粗选加扫选各二次；最后将离心精矿和摇选精矿合并经浓缩机浓缩得到产率21.5%、品位为63%、SiO₂含量3.52%的再选精矿，将粗选尾矿、精选尾矿及摇选尾矿合并经浓缩池浓缩并排放。

实施例4

将昆钢大红山选矿厂品位30%、矿浆浓度30%、粒度-0.043mm占重量百分比为85%的尾矿经磁场强度6000奥斯特的琼斯湿式强磁场磁选机得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选精矿经磁场强度12000奥斯特的超导磁选机精选得精选尾矿和品位50%、矿浆浓度20%的磁选精矿；将磁选精矿经175r/min的离心选矿机选别得到离心精矿和矿浆浓度18%的离心尾矿；将离心尾矿经8mm冲程和260次/min冲次的摇床粗、精二次选别得到摇选精矿和摇选尾矿；摇床选别不分级进行，粗选一次、精选和扫选各三次；最后将离心精矿和摇选精矿合并经浓缩机浓缩得到品位为68%、SiO₂含量4.35%的再选精矿，将粗选尾矿、精选尾矿及摇选尾矿合并经浓缩池浓缩并排放。

实施例5

将昆钢大红山选矿厂品位15%、矿浆浓度32%、粒度-0.043mm占重量百分比为95%的尾矿经磁场强度9000奥斯特的高梯度磁选机得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选精矿经磁场强度18000奥斯特的琼斯湿式强磁场磁选机精选得精选尾矿和品位48%、矿浆浓度24%的磁选精矿；将磁选精矿经225r/min的离心选矿机选别得到离心精矿和矿浆浓度23%的离心尾矿；将离心尾矿经10mm冲程和285次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿；摇床选别分级进行，粗选二次，精选一次；最后将离心精矿和摇选精矿合并经浓缩机浓缩得到品位为64%、SiO₂含量5.37%的再选精矿，将粗选尾矿、精选尾矿及摇选尾矿合并经浓缩池浓缩并排放。

实施例6

将昆钢大红山选矿厂品位33%、矿浆浓度35%、粒度-0.043mm占重量百分比为83%的尾矿经磁场强度8000奥斯特的超导磁选机得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选精矿经磁场强度17000奥斯特的高梯度磁选机精选得精选尾矿和品位53%、矿浆浓度25%的磁选精矿；将磁选精矿经240r/min的离心选矿机选别得到离心精矿和矿浆浓度22%的离心尾矿；将离心尾矿经9mm冲程和290次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿；摇床选别不分级进行，粗选、扫选各二次；最后将离心精矿和摇选精矿合并经浓缩机浓缩得到品位为66%、SiO₂含量3.14%的再选精矿，将粗选尾矿、精选尾矿及摇选尾矿合并经浓缩池浓缩并排放。

Claims

1.一种混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺，其特征在于包括尾矿磁选别、离心选别、摇床选别，具体为：

A、强磁粗选：将混合型贫铁矿尾矿经磁场强度5000、6000、7500、8000、9000或10000奥斯特的强磁机得到粗选精矿和粗选尾矿；所述的混合型贫铁矿尾矿品位为10~35%，矿浆浓度为15~35%，所述的混合型贫铁矿尾矿的粒度为-0.043mm，含量为75~95%；

C、离心选别：将磁选精矿经150~250r/min的离心选矿机选别得到离心精矿和离心尾矿；所述的磁选精矿品位为45~55%，矿浆浓度为18~26%；

2.根据权利要求1所述的混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺，其特征是：将离心精矿和摇选精矿合并浓缩对应步骤A的磁场强度分别得到品位为60%、SiO₂含量4.54%的精矿，或品位为68%、SiO₂含量4.35%的精矿，或品位为65%、SiO₂含量3.28%的精矿，或品位为66%、SiO₂含量3.14%的精矿，或品位为64%、SiO₂含量5.37%的精矿，或品位为63%、SiO₂含量3.52%的精矿。

3.根据权利要求1所述的混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺，其特征是：所述的强磁机为琼斯湿式强磁场磁选机、高梯度磁选机或超导磁选机。

4.根据权利要求1所述的混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺，其特征是：所述的离心尾矿的矿浆浓度控制在15~25%。

5.根据权利要求1所述的混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺，其特征是：所述的摇床选别采用分级或不分级进行，工艺设置为单一粗选或粗选加精选或粗选加扫选或粗选加精选加扫选的工艺，所述的粗选、精选、扫选为一次或多次。

6.根据权利要求1所述的混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺，其特征是：所述的粗选尾矿、磁选尾矿、摇选尾矿经浓缩池或浓缩机浓缩。