CN103934093A - 可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，包括以下步骤：将经过预处理的微细粒难选铁矿粗精矿送入一闭路磨矿分级系统，使粗精矿大部分单体解离；获得的大部分单体解离后的磨矿产品依次经过弱磁选、强磁粗选和至少一次强磁扫选，最后得到弱磁精矿和强磁粗精矿，将得到的强磁粗精矿经浓缩后，浓缩底流进入反浮选作业，得到反浮选精矿；弱磁精矿与反浮选精矿合并后成为最终铁精矿产品，反浮选后的泡沫进入强磁选工序进行再选，强磁选处理后的精矿返回至闭路磨矿分级系统并重复进行前述的步骤。本发明具有流程操作简单可控、浮选尾矿铁品位低、精矿铁回收率高等优点。

Description

可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法

技术领域

本发明涉及一种铁矿石的选矿方法，尤其涉及一种可提高铁矿浮选产率与回收率的选矿方法。

背景技术

近年来我国国民经济的快速发展拉动了我国钢铁工业的持续高速增长，由此带动了铁矿石消耗量的急剧增加。经济的发展迫切需要依靠选矿技术进步最大限度地利用我国有限的铁矿资源，从而提高国内铁矿石的自给率，降低我国钢铁行业对进口矿石的依赖程度。

我国铁矿石的主要特点是“贫”、“细”、“杂”，平均铁品位仅32%，比世界平均铁品位低约11个百分点，97%的铁矿石铁含量在30%以下，需要经过选矿处理才能得以开发利用。浮选的原理是利用矿物与药剂作用后矿物可浮性的差异，使矿石中的一种或一组矿物选择性的吸附于气泡上，在矿浆浮力作用下上浮至矿浆液面，从而使得目的矿物与脉石矿物分离。相对于其他的选矿方法，浮选具有分选效率高、有利于矿产资源的综合回收等优势，适用于处理品位低、嵌布粒度细的矿物，因而在国内外铁矿选矿行业得以广泛应用。

自2001年以来，在余永富院士“提铁降硅”学术思想指导下，先后成功研发出了“连续磨矿-弱磁-强磁-反浮选”、“阶段磨矿-弱磁-强磁-反浮选”、“阶段磨矿-粗细分选-重选-磁选-反浮选”、“阶段磨矿-粗细分选-磁选-重选-反浮选”等工艺流程，且都在工业实践中得以推广运用；浮选工艺大部分是采用顺序返回的流程结构，即将除了最终产品外的其他所有浮选中间产品顺序返回上一级浮选作业作为上一道作业的给矿，最后一次扫选的泡沫作为尾矿直接抛废。为了降低浮选的生产成本，一般浮选给矿品位42%～55%，经过一粗一精两扫（或者三扫）浮选工艺处理后，浮选精矿铁品位能达到≥65%、浮选尾矿铁品位一般在20%～25%，浮选作业的回收率一般为75%～85%，有时部分已经单体解离的铁矿物因机械夹杂而流失在尾矿中，导致浮选的作业回收率一般在80%左右，总体偏低。如鞍钢东鞍山烧结总厂浮选给矿铁品位40%～45%、浮选尾矿铁品位20%～25%；包钢巴润选矿厂浮选给矿铁品位45%～50%、浮选尾矿铁品位25%～28%；安徽李楼750万t/年选矿厂浮选给矿品位50%～55%、尾矿铁品位为25%～29%等。如能在保证精矿铁品位不降低或略有降低的前提下降低浮选尾矿的铁含量，将使得浮选作业产率与回收率得到提高。

CN102284369A号中国专利文献提出了一种提高复杂矿石中目标矿物回收率的浮选方法，其方法是将精选1的槽底产品和所有扫选的泡沫产品合并成中矿，浓缩后再磨，然后将再磨后的矿浆通过一个独立的顺序返回浮选流程，获得精矿2，精矿1与精矿2合并成为最终精矿。该方法可将目标矿物的浮选回收率提高5～20个百分点，但需额外增加浓缩、磨矿与浮选作业，流程改造投资大。CN102784712A号中国专利文献公开了一种低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，CN102806139A号中国专利文献公开了另一种低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，CN102861659A号中国专利文献公开了一种可用于选矿的选择性絮凝多段脱泥工艺，这几篇专利文献都是采用了阶段磨矿-絮凝脱泥-反浮选工艺流程，该工艺流程很好地解决了原生矿泥及细磨产生的次生矿泥对浮选作业的影响，但这一工艺流程适用于铁矿物嵌布粒度微细、脉石矿物以含铁硅酸盐类弱磁性矿物为主的矿石。这类难选铁矿石的选矿为了使铁矿物单体解离，一般需采用超细磨矿，受现有强磁选及反浮选设备的限制，在反浮选作业过程中，部分解离度不够或者已经单体解离的铁矿物因机械夹杂而流失于尾矿中，导致铁金属损失率偏高，一般铁的回收率只能达到50%～60%。铁的回收率还有待进一步提高。如何充分合理地利用现有的反浮选、磁选等工艺的优点，进而研究开发出更具实用价值、更适应国内铁矿石特点、且能够进一步提高铁矿选矿的产率与回收率的选矿工艺，对于国内低品位微细粒嵌布难选铁矿石的高效利用具有积极的意义。

发明内容

本发明要解决的技术问题是克服现有针对国内外铁矿石的浮选工艺尾矿铁品位高、精矿铁回收率低、成本高等不足，提出一种流程操作简单可控、浮选尾矿铁品位低、精矿铁回收率高的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法。

为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为一种可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，包括以下步骤：

（1）磨矿：将经过预处理的微细粒难选铁矿粗精矿送入一闭路磨矿分级系统，使粗精矿的大部分单体解离（即根据矿石嵌布粒度的不同，最终的磨矿细度可使得铁矿物大部分得到单体解离）；

（2）弱磁-强磁选：将上述步骤（1）中获得的大部分单体解离后的磨矿产品依次经过弱磁选、强磁粗选和至少一次强磁扫选（强磁扫选优选一次或两次），最后得到弱磁精矿和强磁粗精矿，强磁扫选的尾矿则直接抛废；

（3）反浮选：将上述步骤（2）得到的强磁粗精矿经浓缩后，浓缩底流进入反浮选作业，得到反浮选精矿；上述弱磁精矿与反浮选精矿合并后成为最终铁精矿产品，反浮选后的泡沫进入下一步；

（4）强磁再选：上述步骤（3）后的泡沫进入强磁选工序进行再选，强磁选处理后的精矿返回至上述步骤（1）中的闭路磨矿分级系统并重复进行上述的步骤；本步骤强磁选处理后的尾矿则直接抛废。

上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，优选的，所述微细粒难选铁矿粗精矿主要是采用以下步骤获得：

将铁矿石原矿经过前期磨矿后获得磨矿产品，磨矿产品经过弱磁-强磁选工艺抛废后得到粗精矿。

上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，优选的，所述前期磨矿为一段磨矿或者两段磨矿。

上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，优选的，所述步骤（1）中，使粗精矿大部分单体解离的磨矿细度控制为-200目占80%～95%。

上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，优选的，通过综合考虑矿石比磁化系数等的不同，所述步骤（2）中，弱磁选的场强为0.10T～0.30T，强磁粗选和强磁扫选的场强为0.6T～1.2T。

上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，优选的，所述步骤（3）中的反浮选作业依次包括粗选、精选和扫选，该粗选的次数为一次或者两次，该精选的次数为一次或者两次，该扫选的次数为两次或者三次。

上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，优选的，所述步骤（4）中，强磁再选的给矿为反浮选作业中第二次扫选或第三次扫选后得到的泡沫，强磁再选中强磁选处理的场强为0.6T～1.2T。强磁选机一般可优选赣州金环强磁机或者隆基强磁机或者SHP强磁机等。

与现有技术相比，本发明的优点在于：

（1）本发明的选矿方法是对浮选尾矿进行强磁再磨再选，其只需在选矿厂原浮选流程上增加1～2台强磁选机和1～2台泵，无需对原浮选流程进行大幅度改动，工艺流程改造成本低，投入小；

（2）本发明的选矿方法浮选作业的主要作用是获得合格铁精矿，抛废则主要由强磁作业完成，流程操作简单可控、工人劳动强度小；

（3）本发明的选矿方法把解离度不够的贫连生体通过强磁选进行富集，然后再次进入磨矿系统再磨，可适当放粗最后一段磨矿的磨矿细度，尤其是在铁矿物粒度粗细分布不均时该工艺优势更加明显，而最后一段磨矿增加的磨矿负荷不大；

（4）相比我们之前提出的低品位微细粒嵌布难选铁矿石的选矿工艺，本发明可用于细粒、微细粒难选铁矿，工艺流程适用性更强，且与阶段磨矿-絮凝脱泥-反浮选工艺流程相比，在保证铁精矿品位基本不变的前提下，本发明的选矿方法最终获得的铁精矿产率高、铁回收率高，一般来说精矿产率可提高2.5～5个百分点、铁回收率可提高5.0～10个百分点，具有巨大的经济效益。

附图说明

图1为本发明实施例中选矿方法的工艺流程图（省略了其中的步骤1和2）。

具体实施方式

为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。

除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。

除有特别说明，本发明中用到的各种试剂、原料均为可以从市场上购买的商品或者可以通过公知的方法制得的产品。

实施例1：

某选矿厂处理的矿石中铁矿物的主要成分为镜铁矿，其次为磁铁矿和赤铁矿，还有少量的菱铁矿、褐铁矿；脉石矿物主要为石英，其次为闪石和云母，还有少量石榴子石、兰晶石和绿泥石及微量磷灰石等。镜铁矿分布广泛，常呈自形、半自形板片状或粒状，少数为针状；晶体粒度变化较大，粗者可达0.6mm，细小者小于0.01mm，一般介于0.03～0.4mm。采用如图1所示本发明的选矿方法对前述铁矿物进行处理，具体包括以下步骤：

（1）前期磨矿：将铁矿石原矿先经过破碎至12mm以下，然后进入一闭路磨矿与分级系统进行一段磨矿与分级，控制其分级溢流细度为-200目占50%～55%，分级后的沉砂返回闭路磨矿与分级系统进行再磨，分级后的溢流进入到下一步；

（2）一次弱磁-强磁选：将步骤（1）分级后得到的溢流进入一次弱磁-强磁选作业，其中弱磁选的场强控制为0.30T，弱磁选尾矿隔渣后经过强磁选机一次粗选（场强1.00T）、一次扫选（场强为1.01T）处理，可抛出产率约为47.00%、铁品位约为10.00%的一次磁选尾矿；经过本步骤的弱磁-强磁选工艺抛废后得到粗精矿；

（3）磨矿：将经过上述步骤（1）、（2）预处理的微细粒难选铁矿粗精矿送入另一闭路磨矿分级系统，使粗精矿的大部分单体解离；控制本步骤磨矿分级后的溢流细度为-200目占90%～95%，本步骤磨矿分级后的沉砂返回闭路磨矿分级系统，通过使粗精矿的大部分单体解离后，溢流进入下一步；

（4）二次弱磁-强磁选：将上述步骤（3）中获得的大部分单体解离后的磨矿产品进入二次弱磁-强磁选系统，依次经过弱磁选（场强为0.15T）、强磁粗选（场强0.6T～0.8T）和一次强磁扫选（场强为1.01T），经过弱磁选后可获得弱磁精矿，弱磁选尾矿隔渣后经一次强磁粗选与一次强磁扫选，强磁粗选与强磁扫选精矿合并后进入下一步反浮选作业。二次弱磁-强磁选作业可抛出产率约为13.00%、铁品位约为22.00%的二次磁选尾矿；

（5）反浮选：将上述步骤（4）得到的强磁粗选与扫选混合中矿经浓缩后，浓缩底流进入反浮选作业，得到反浮选精矿；反浮选作业依次包括一次粗选、一次精选和三次扫选，中矿顺序返回，反浮选捕收剂RA-915药剂用量为100～150g/t.原矿，上述弱磁精矿与反浮选精矿合并后成为最终铁精矿产品，反浮选后的泡沫进入下一步；

（6）强磁再选：上述步骤（5）后第三次扫选的泡沫进入强磁选工序进行再选，强磁再选的磁场强度为0.8T～1.0T，强磁选处理后的精矿返回至上述步骤（3）中的闭路磨矿分级系统并重复进行上述的步骤（3）～（6）；本步骤强磁选处理后的尾矿则直接抛废。最终得到的总精矿产率约为40.00%、铁品位65.67%。

经本实施例步骤（6）强磁再磨再选作业后，精矿产率增加约1.5个百分点，如果选矿厂每年作业率330天，年增产精矿约7.5万吨，按铁精矿价格900元/t计算，年增效益可达6750万元。

实施例2：

某一选矿厂处理的矿石中铁矿物主要是赤铁矿和磁铁矿，次为半假象～假象赤铁矿，偶见褐铁矿零星分布；脉石矿物主要是石英。磁铁矿粒度多介于0.05mm～0.20mm，属细粒嵌布的范畴；而赤铁矿大多数颗粒粒度分布在0.01mm～0.08mm之间，属于微细粒嵌布的范畴。采用如图1所示本发明的选矿方法对前述铁矿物进行处理，具体包括以下步骤：

（1）前期磨矿：将铁矿石原矿先经过破碎至12mm以下，然后进入一闭路磨矿与分级系统进行一段磨矿与分级，控制其分级溢流细度为-200目占50%～55%，分级后的沉砂返回闭路磨矿与分级系统进行再磨，分级后的溢流进入到下一步；

（2）一次弱磁-强磁选：将步骤（1）分级后得到的溢流进入一次弱磁-强磁选作业，其中弱磁选的场强控制为0.25T，弱磁选尾矿隔渣后经过强磁选机一次粗选（场强1.00T）、一次扫选（场强为1.01T）处理，可抛出产率约为37.50%、铁品位约为8.65%的一次磁选尾矿；经过本步骤的弱磁-强磁选工艺抛废后得到粗精矿；

（3）磨矿：将经过上述步骤（1）、（2）处理获得的粗精矿送入另一闭路磨矿分级系统进行磨矿分级，控制本步骤磨矿分级后的溢流细度为-200目占85%～90%，本步骤磨矿分级后的沉砂返回闭路磨矿分级系统，溢流进入下一步；

（4）二次弱磁-强磁选：将上述步骤（3）中获得的大部分单体解离后的磨矿分级溢流产品进入二次弱磁-强磁选系统，依次经过一次弱磁选（场强为0.15T）、一次强磁粗选（场强0.6T～0.8T）和一次强磁扫选（场强为1.01T），经过弱磁选后可获得弱磁精矿，弱磁选尾矿隔渣后经一次强磁粗选与一次强磁扫选，粗选与扫选精矿合并后进入下一步反浮选作业。二次弱磁-强磁选作业可抛出产率约为13.50%、铁品位约为20.53%的二次磁选尾矿；

（5）反浮选：将上述步骤（4）得到的强磁粗选与扫选混合中矿经浓缩后，浓缩底流进入反浮选作业，得到反浮选精矿；反浮选作业依次包括一次粗选、一次精选和三次扫选，中矿顺序返回，反浮选捕收剂CY-78药剂用量为100～150g/t.原矿，上述弱磁精矿与反浮选精矿合并后成为最终铁精矿产品，反浮选扫三的泡沫进入下一步；

（6）强磁再选：上述步骤（5）扫三的泡沫进入强磁选工序进行再选，强磁再选的磁场强度为0.8T～1.0T，强磁选处理后的精矿返回至上述步骤（3）中的闭路磨矿分级系统并重复进行上述的步骤（3）～（6）；本步骤强磁选处理后的尾矿则直接抛废。最终得到的总精矿产率约为49.00%、铁品位65.35%。

经本实施例步骤（6）强磁再磨再选作业后，精矿产率增加约2.5个百分点，如果选矿厂每年作业率330天，年增产精矿约5万吨，按铁精矿价格900元/t计算，年增效益可达4500万元。

Claims (7)

1.一种可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，包括以下步骤：

（1）磨矿：将经过预处理的微细粒难选铁矿粗精矿送入一闭路磨矿分级系统，使粗精矿大部分单体解离；

（2）弱磁-强磁选：将上述步骤（1）中获得的大部分单体解离后的磨矿产品依次经过弱磁选、强磁粗选和至少一次强磁扫选，最后得到弱磁精矿和强磁粗精矿，强磁扫选的尾矿则直接抛废；

（3）反浮选：将上述步骤（2）得到的强磁粗精矿经浓缩后，浓缩底流进入反浮选作业，得到反浮选精矿；上述弱磁精矿与反浮选精矿合并后成为最终铁精矿产品，反浮选后的泡沫进入下一步；

（4）强磁再选：上述步骤（3）后的泡沫进入强磁选工序进行再选，强磁选处理后的精矿返回至上述步骤（1）中的闭路磨矿分级系统并重复进行上述的步骤；本步骤强磁选处理后的尾矿则直接抛废。

2.根据权利要求1所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，其特征在于，所述微细粒难选铁矿粗精矿主要是采用以下步骤获得：

将铁矿石原矿经过前期磨矿后获得磨矿产品，磨矿产品经过弱磁-强磁选工艺抛废后得到粗精矿。

3.根据权利要求2所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，其特征在于，所述前期磨矿为一段磨矿或者两段磨矿。

4.根据权利要求1～3中任一项所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，其特征在于：所述步骤（1）中，使粗精矿大部分单体解离的磨矿细度控制为-200目占80%～95%。

5.根据权利要求1～3中任一项所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，其特征在于：所述步骤（2）中，弱磁选的场强为0.10T～0.30T，强磁粗选和强磁扫选的场强为0.6T～1.2T。

6.根据权利要求1～3中任一项所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，其特征在于：所述步骤（3）中的反浮选作业依次包括粗选、精选和扫选，该粗选的次数为一次或者两次，该精选的次数为一次或者两次，该扫选的次数为两次或者三次。

7.根据权利要求6所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法，其特征在于：所述步骤（4）中，强磁再选的给矿为反浮选作业中第二次扫选或第三次扫选后得到的泡沫，强磁再选中强磁选处理的场强为0.6T～1.2T。