CN104014416B - 一种含碳酸盐铁矿石的分选方法 - Google Patents
一种含碳酸盐铁矿石的分选方法 Download PDFInfo
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Abstract
本发明涉及一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,按以下步骤进行:1)将含碳酸盐铁矿石破碎进行一次球磨和一次分级;2)将一次分级溢流进行一段弱磁选和一段强磁选,获得一段磁选混合粗精矿,尾矿抛尾;3)将一段磁选混合粗精矿进行二次分级,二次分级沉沙给入二段球磨机后,再与一段磁选混合粗精矿混合进行分级;4)将二次分级溢流送入二段弱磁选机和二段强磁选机进行二段强磁选,获得二段磁选混合铁精矿;5)将二段磁选混合铁精矿进行三次分级,获得粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿,6)再将粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿分别进行反浮选,获得的粗粒级精矿和细粒级精矿。有效地提高铁精矿品位和回收率,同时也降低了生产成本。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,特别涉及一种含碳酸盐铁矿石的分选方法。
背景技术
含碳酸盐(菱铁矿)铁矿石在我国铁矿资源中占有很大的比例;就菱铁矿而言,储量居世界前列,已探明储量18.34亿t,占铁矿石探明储量的3.4%,另有保有储量18.21亿t。含碳酸盐(菱铁矿)铁矿石多为复杂难选铁矿,一般这种铁矿石都是以菱铁矿、赤(褐)铁矿、磁铁矿等铁矿物相互伴生,单独存在的很少,矿物组成相当复杂,矿石品位低、嵌布粒度细,矿石中铁矿物粒度在39.42μm,脉石矿物粒度56.20μm;可选性差;磨矿泥化现象严重;另外,该铁矿石受到选矿技术和成本的限制,国内的这种铁矿石利用率很低;相当数量的菱铁矿作为尾矿丢弃,常规选矿流程为两段连续磨矿、粗细分级、重选-磁选-阴离子反浮选联合流程,此流程长、操作点多,因此选矿能耗大,而且重选品位低,只能达到62%-63%,精螺作业回收率只有40%,综合回收率60%,综合精矿品位64%,此工艺难以得到合格的铁精矿。而磁化焙烧方法虽然有效但也存在环境污染和能源严重浪费的缺点。
因此改进和应用先进的选矿工艺流程或技术装备,提高含碳酸盐铁矿石的精矿品位和回收率,对含碳酸盐铁矿石进行有效的回收和综合利用,降低尾矿的铁品位,进一步降低选矿的生产成本,提高产品质量及企业的经济效益,是目前急需解决的问题。
发明内容
针对现有含碳酸盐铁矿石在利用技术上存在的上述问题,本发明提供一种含碳酸盐的难选铁矿石的分选方法,通过对含碳酸盐的难选铁矿石进行选择性球磨磁选、粗细分级,实现浮选给矿的窄级别反浮选处理,制成品位大于65%的铁精矿,提高铁精矿品位和回收率的同时,降低生产成本。
本发明的含碳酸盐铁矿石的分选方法按以下步骤进行:
含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于按以下步骤进行:
(1)将含碳酸盐铁矿石破碎至粒度<15mm,然后送入一段球磨机与一段旋流器组成的一段闭路磨矿系统进行一次球磨和一次分级,获得一次分级溢流;一次分级溢流中矿物粒度在-0.074mm的部分占全部分级溢流矿物总重量的55~65%;其中一段球磨机进行一次球磨时的磨矿浓度为70~80%,旋流器分级时的给矿压力为0.15~0.5MPa;
(2)将一次分级溢流送入一段弱磁选机中进行一段弱磁选获得一段弱磁精矿和一段弱磁尾矿;一段弱磁尾矿送入一段强磁选机进行一段强磁选,获得一段强磁精矿和一段强磁尾矿;将一段弱磁精矿和一段强磁精矿混合获得一段磁选混合粗精矿,铁品位38~45%;一段强磁选尾矿抛尾;
(3)将一段磁选混合粗精矿送入二段旋流器与二段球磨机组成的二段闭路磨矿系统,一段混合粗精矿先通过二段旋流器预进行二次分级,获得二次分级溢流和二次分级沉沙;二次分级溢流中粒度在-0.074mm的部分占全部二次分级溢流总重量的90%以上;
其中二次分级沉沙进入二段球磨机经二次球磨后,再与后续的一段混合粗精矿混合继续进行分级;
二段球磨机进行二次球磨时的磨矿浓度为75~80%,二次分级时的给矿压力为0.15~0.5MPa;
(4)将二次分级溢流送入二段弱磁选机中进行二段弱磁选,获得二段弱磁精矿和二段弱磁尾矿;二段弱磁尾矿送入二段强磁选机进行二段强磁选,获得二段强磁精矿和二段强磁尾矿;将二段弱磁精矿与二段强磁精矿混合获得二段磁选混合铁精矿,铁品位42~52%;二段强磁选尾矿抛尾;
(5)将二段磁选混合铁精矿采用旋流器或高频振动细筛进行三次分级,获得粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿,其中细粒级混合铁精矿中粒度-0.038的部分占全部细粒级混合铁精矿的80~90%;
(6)将粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿分别加水制成重量浓度为25~50%的粗粒级矿浆和细粒级矿浆;然后对浓度为25~50%的粗粒级矿浆和细粒级矿浆分别进行反浮选,分别获得的粗粒级精矿和细粒级精矿。
当对浓度为25~50%的粗粒级矿浆进行反浮选时,将粗粒级矿浆送入反浮选设备中,先进行3~6min反浮选粗选,获得粗粒级粗选精矿和粗粒级粗选尾矿;粗粒级粗选精矿进行3~6min反浮选精选,获得粗粒级反浮选精选的精矿和粗粒级反浮选精选尾矿,所述的粗粒级反浮选精选的精矿作为最终的粗粒级精矿;将粗粒级粗选尾矿进行三次扫选;其中每次扫选获得的尾矿进行下一次扫选,一次扫选获得的精矿与反浮选精选尾矿一起返回到反浮选粗选作业,其余每次扫选获得的精矿返回到上一次扫选作业;最后一次扫选获得的尾矿作为粗粒级尾矿;每次扫选时间为8~12min。
3、根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于当对浓度为25~50%的细粒级矿浆进行反浮选时,将细粒级矿浆送入反浮选设备中,先进行3~6min反浮选粗选,获得细粒级粗选精矿和细粒级粗选尾矿;细粒级粗选精矿进行3~6min反浮选精选,获得细粒级反浮选精选的精矿和细粒级反浮选精选尾矿,所述的细粒级反浮选精选的精矿作为最终的细粒级精矿;将细粒级粗选尾矿进行三次扫选;其中每次扫选获得的尾矿进行下一次扫选,一次扫选获得的精矿与反浮选精选尾矿一起返回到反浮选粗选作业,其余每次扫选获得的精矿返回到上一次扫选作业;最后一次扫选获得的尾矿作为细粒级尾矿;每次扫选时间为8~12min。
当对浓度为25~50%的粗粒级矿浆进行反浮选时,将粗粒级矿浆送入反浮选设备中,先进行3~6min反浮选粗选,获得粗粒级粗选精矿和粗粒级粗选尾矿;粗粒级粗选精矿进行3~6min反浮选精选,获得粗粒级反浮选精选的精矿和粗粒级反浮选精选尾矿,所述的粗粒级反浮选精选的精矿作为最终的粗粒级精矿;将粗粒级粗选尾矿进行三次扫选;其中每次扫选获得的尾矿进行下一次扫选,一次扫选获得的精矿与反浮选精选尾矿一起返回到反浮选粗选作业,其余每次扫选获得的精矿返回到上一次扫选作业;最后一次扫选获得的尾矿作为粗粒级尾矿;每次扫选时间为8~12min。
当对浓度为25~50%的细粒级矿浆进行反浮选时,将细粒级矿浆送入反浮选设备中,先进行3~6min反浮选粗选,获得细粒级粗选精矿和细粒级粗选尾矿;细粒级粗选精矿进行3~6min反浮选精选,获得细粒级反浮选精选的精矿和细粒级反浮选精选尾矿,所述的细粒级反浮选精选的精矿作为最终的细粒级精矿;将细粒级粗选尾矿进行三次扫选;其中每次扫选获得的尾矿进行下一次扫选,一次扫选获得的精矿与反浮选精选尾矿一起返回到反浮选粗选作业,其余每次扫选获得的精矿返回到上一次扫选作业;最后一次扫选获得的尾矿作为细粒级尾矿;每次扫选时间为8~12min。
当粗粒级矿浆进行反浮选时,依次加入PH值调整剂NaOH、铁矿物抑制剂淀粉、石英活化剂CaO和阴离子捕收剂脂肪酸KS-Ⅰ并混合均匀;其中脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为150~600g/t粗粒级给矿NaOH的加入量为500~1300g/t粗粒级给矿,CaO的加入量为600~1200g/t粗粒级给矿,淀粉的加入量为300~800g/t粗粒级给矿。
当细粒级矿浆进行反浮选时,依次加入PH值调整剂NaOH、铁矿物抑制剂淀粉、分散剂、石英活化剂CaO和阴离子捕收剂脂肪酸KS-Ⅰ并混合均匀;其中脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为150~600g/t细粒级给矿,NaOH的加入量为500~1300g/t细粒级给矿,分散剂的加入量为100~600g/t,CaO的加入量为600~1200g/t细粒级给矿,淀粉的加入量为300~800g/t细粒级给矿;所述的分散剂为水玻璃或六偏磷酸钠。
所述的一段强磁选和二段强磁选时的磁场强度为0.8~1.5T。
所述的一段弱磁选和二段弱磁选时的磁场强度为0.1~0.3T。
所述的粗粒级精矿和细粒级精矿的铁品位为64~67%。
所述的粗粒级精矿和细粒级精矿的Fe回收率为69~75%。
所述的含碳酸盐铁矿石的铁品位为28~35%。
本发明的方法通过选择性球磨磁选、粗细分级和反浮选处理,将含碳酸盐铁矿石的品位提高到从64%提高到65%以上,同时大幅提高了铁的回收率;本发明的方法不仅适用于含碳酸盐铁矿石,也适用于磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿等共生关系复杂的难选铁矿石;具有综合成本低,环境污染小,综合利用效果好等优点。
附图说明
图1为本发明的含碳酸盐铁矿石的分选方法流程示意图。
图2为本发明实施例1的含碳酸盐铁矿石的分选方法的粗粒级矿浆进行反浮选的流程示意图。
图3为本发明实施例1的含碳酸盐铁矿石的分选方法的细粒级矿浆进行反浮选的流程示意图。
具体实施方式
本发明实施例中采用的球磨机为滚筒式球磨机,球磨介质为钢球或钢锻。
本发明实施例中采用的一段弱磁选机和二段弱磁选机均为湿式滚筒磁选机。
本发明实施例中采用的一段强磁选机和二段强磁选机均为Slon立环电磁脉动高梯度磁选机。
本发明实施例中采用的脂肪酸KS-Ⅰ、NaOH、CaO、淀粉、水玻璃和六偏磷酸钠为普通工业级产品。
本发明实施例中采用的CaO为工业石灰。
本发明实施例中采用的含碳酸盐铁矿石的铁矿物的化学物相分析结果为:磁性铁0.8~1.1wt%,碳酸铁中的铁13~16wt%,赤铁矿和褐铁矿中的铁75~77wt%,硅酸铁中的铁8~9wt%。
实施例1
采用的含碳酸盐难选铁矿石的铁品位为35%,含TFe35wt%,FeO9.24wt%,SiO249.41wt%,Al0.08wt%,Ca0.28wt%,MgO0.22wt%,Mn0.28wt%,As0.005wt%,K0.04wt%,Na0.03wt%,S0.0046wt%;
将含碳酸盐铁矿石破碎至粒度<15mm,然后送入一段球磨机与一段旋流器组成的一段闭路磨矿系统进行一次球磨和一次分级,获得一次分级溢流;一次分级溢流中矿物粒度在-0.074mm的部分占全部分级溢流矿物总重量的55%;其中一段球磨机进行一次球磨时的磨矿浓度为80%,旋流器分级时的给矿压力为0.15MPa;
将分级溢流矿物送入一段弱磁选机中进行一段弱磁选获得一段强磁性矿物和一段弱磁选尾矿;一段弱磁选尾矿送入一段强磁选机进行一段强磁选,获得一段弱磁性矿物和一段强磁选尾矿;将一段强磁性矿物和一段弱磁性矿物混合获得一段磁选混合粗精矿,铁品位45%;一段强磁选尾矿12%;
将一段磁选混合粗精矿送入二段球磨机与二段旋流器组成的二段闭路磨矿系统,一段混合粗精矿先通过二段旋流器预进行二次分级,获得二段分级溢流和二段分级沉沙;二段分级溢流矿物中粒度在-0.074mm的部分占全部二段分级矿物总重量的92%;
其中二段分级沉沙进入二段球磨机经二次球磨后,再与后续的一段混合粗精矿混合(返回到二段旋流器中)继续进行分级;
二段球磨机进行二次球磨时的磨矿浓度为75%,二次分级时的给矿压力为0.15MPa;
将二段分级溢流送入二段弱磁选机中进行二段弱磁选,获得二段强磁性矿物和二段弱磁选尾矿;二段弱磁选尾矿送入二段强磁选机进行二段强磁选,获得二段弱磁性矿物和二段强磁选尾矿;将二段强磁性矿物与二段弱磁性矿物混合获得二段磁选混合铁精矿,铁品位52%;二段强磁选尾矿15%;
将二段磁选混合铁精矿采用旋流器进行三次分级,获得粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿,其中细粒级混合铁精矿中粒度-0.038的部分占全部细粒级混合铁精矿的80%;
将粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿分别加水制成重量浓度为35%的粗粒级矿浆和细粒级矿浆;然后分别进行反浮选,分别获得的粗粒级精矿和细粒级精矿;粗粒级精矿和细粒级精矿混合后的铁品位为67%;粗粒级精矿和细粒级精矿混合后的Fe回收率为75%;
当粗粒级矿浆进行反浮选时,将粗粒级矿浆送入反浮选设备中,先进行5min反浮选粗选,获得的粗粒级粗选精矿和粗粒级粗选尾矿;粗粒级粗选精矿进行5min反浮选精选,获得粗粒级精矿和粗粒级精选尾矿;粗粒级粗选尾矿进行3次扫选;其中每次扫选获得的尾矿进行下一次扫选,1次扫选获得的精矿与粗粒级精选尾矿作为粗选原料,其余每次扫选获得的精矿作为上一次扫选的原料;最后一次扫选获得的尾矿作为粗粒级尾矿;每次扫选时间为10min;
当细粒级矿浆进行反浮选时,将细粒级矿浆送入反浮选设备中,先进行5min反浮选粗选,获得的细粒级粗选精矿和细粒级粗选尾矿;细粒级粗选精矿进行5min反浮选精选,获得细粒级精矿和细粒级精选尾矿;细粒级粗选尾矿进行3次扫选;其中每次扫选获得的尾矿进行下一次扫选,1次扫选获得的精矿与细粒级精选尾矿作为粗选原料,其余每次扫选获得的精矿作为上一次扫选的原料;最后一次扫选获得的尾矿作为细粒级尾矿;每次扫选时间为10min;
当粗粒级矿浆进行反浮选时,依次加入PH值调整剂NaOH、铁矿物抑制剂淀粉、石英活化剂CaO和阴离子捕收剂脂肪酸KS-Ⅰ并混合均匀;其中脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为150g/t粗粒级给矿,NaOH的加入量为500g/t粗粒级给矿,CaO的加入量为1200g/t粗粒级给矿,淀粉的加入量为300g/t粗粒级给矿;
当细粒级矿浆进行反浮选时,依次加入PH值调整剂NaOH、铁矿物抑制剂淀粉、分散剂、石英活化剂CaO和阴离子捕收剂脂肪酸KS-Ⅰ并混合均匀;其中脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为150g/t细粒级给矿,NaOH的加入量为500g/t细粒级给矿,分散剂的加入量为600g/t,CaO的加入量为1200g/t细粒级给矿,淀粉的加入量为300g/t细粒级给矿;所述的分散剂为水玻璃;
一段强磁选和二段强磁选时的磁场强度为0.8T;
一段弱磁选和二段弱磁选时的磁场强度为0.1T。
实施例2
采用的含碳酸盐铁矿石的铁品位为32%;
分选方法同实施例1,不同点在于:
分级溢流矿物中粒度在-0.074mm的部分占全部分级溢流矿物总重量的58%;一段球磨机进行一次球磨时的磨矿浓度为75%,旋流器分级时的给矿压力为0.2MPa;
一段磁选混合粗精矿的铁品位45%;
二段分级矿物中粒度在-0.074mm的部分占全部二段分级矿物总重量的93%;
二段球磨机进行二次球磨时的磨矿浓度为76%,二次分级时的给矿压力为0.2MPa;
二段磁选混合铁精矿的铁品位49%;
采用旋流器进行三次分级,细粒级混合铁精矿中粒度-0.038的部分占全部细粒级混合铁精矿的85%;
将粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿分别加水制成重量浓度为25%的粗粒级矿浆和细粒级矿浆;
粗粒级精矿和细粒级精矿混合后的铁品位为66%;粗粒级精矿和细粒级精矿混合后的Fe回收率为72%;
当粗粒级矿浆进行反浮选时,反浮选粗选时间为3min,反浮选精选时间为3min;粗粒级粗选尾矿进行2次扫选,每次扫选时间为8min;
当细粒级矿浆进行反浮选时,反浮选粗选时间为3min,反浮选精选时间为3min;细粒级粗选尾矿进行2次扫选,每次扫选时间为8min;
当粗粒级矿浆进行反浮选时,脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为200g/t粗粒级给矿,NaOH的加入量为600g/t粗粒级给矿,CaO的加入量为1000g/t粗粒级给矿,淀粉的加入量为400g/t粗粒级给矿;
当细粒级矿浆进行反浮选时,脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为200g/t细粒级给矿,NaOH的加入量为600g/t细粒级给矿,分散剂的加入量为500g/t,CaO的加入量为1000g/t细粒级给矿,淀粉的加入量为400g/t细粒级给矿;所述的分散剂为六偏磷酸钠;
一段强磁选和二段强磁选时的磁场强度为1.0T;
一段弱磁选和二段弱磁选时的磁场强度为0.2T。
实施例3
采用的含碳酸盐铁矿石的铁品位为31%;
分选方法同实施例1,不同点在于:
分级溢流矿物中粒度在-0.074mm的部分占全部分级溢流矿物总重量的61%;一段球磨机进行一次球磨时的磨矿浓度为70%,旋流器分级时的给矿压力为0.3MPa;
一段磁选混合粗精矿的铁品位42%;
二段分级溢流矿物中粒度在-0.074mm的部分占全部二段分级溢流矿物总重量的91%;
二段球磨机进行二次球磨时的磨矿浓度为77%,二次分级时的给矿压力为0.3MPa;
二段磁选混合铁精矿的铁品位46%;
采用旋流器进行三次分级,细粒级混合铁精矿中粒度-0.038的部分占全部细粒级混合铁精矿的90%;
将粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿分别加水制成重量浓度为30%的粗粒级矿浆和细粒级矿浆;
粗粒级精矿和细粒级精矿混合后的铁品位为65%;粗粒级精矿和细粒级精矿混合后的Fe回收率为70%;
当粗粒级矿浆进行反浮选时,反浮选粗选时间为6min,反浮选精选时间为6min;粗粒级粗选尾矿进行3次扫选,每次扫选时间为12min;
当细粒级矿浆进行反浮选时,反浮选粗选时间为6min,反浮选精选时间为6min;细粒级粗选尾矿进行3次扫选,每次扫选时间为12min;
当粗粒级矿浆进行反浮选时,脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为320g/t粗粒级给矿,NaOH的加入量为800g/t粗粒级给矿,CaO的加入量为800g/t粗粒级给矿,淀粉的加入量为500g/t粗粒级给矿;
当细粒级矿浆进行反浮选时,脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为320g/t细粒级给矿,NaOH的加入量为800g/t细粒级给矿,分散剂的加入量为200g/t,CaO的加入量为800g/t细粒级给矿,淀粉的加入量为500g/t细粒级给矿;所述的分散剂为水玻璃;
一段强磁选和二段强磁选时的磁场强度为1.2T;
一段弱磁选和二段弱磁选时的磁场强度为0.2T。
实施例4
采用的含碳酸盐铁矿石的铁品位为29%;
分选方法同实施例1,不同点在于:
分级溢流矿物中粒度在-0.074mm的部分占全部分级溢流矿物总重量的63%;一段球磨机进行一次球磨时的磨矿浓度为75%,旋流器分级时的给矿压力为0.4MPa;
一段磁选混合粗精矿的铁品位38%;
二段分级溢流矿物中粒度在-0.074mm的部分占全部二段分级溢流矿物总重量的93%;
二段球磨机进行二次球磨时的磨矿浓度为78%,二次分级时的给矿压力为0.4MPa;
二段磁选混合铁精矿的铁品位42%;
采用高频振动细筛进行三次分级,细粒级混合铁精矿中粒度-0.038的部分占全部细粒级混合铁精矿的85%;
将粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿分别加水制成重量浓度为40%的粗粒级矿浆和细粒级矿浆;
粗粒级精矿和细粒级精矿的混合后铁品位为64%;粗粒级精矿和细粒级精矿混合后的Fe回收率为73%;
当粗粒级矿浆进行反浮选时,反浮选粗选时间为4min,反浮选精选时间为4min;粗粒级粗选尾矿进行2次扫选,每次扫选时间为9min;
当细粒级矿浆进行反浮选时,反浮选粗选时间为4min,反浮选精选时间为4min;细粒级粗选尾矿进行2次扫选,每次扫选时间为9min;
当粗粒级矿浆进行反浮选时,脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为440g/t粗粒级给矿,NaOH的加入量为1000g/t粗粒级给矿,CaO的加入量为700g/t粗粒级给矿,淀粉的加入量为600g/t粗粒级给矿;
当细粒级矿浆进行反浮选时,脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为440g/t细粒级给矿,NaOH的加入量为1000g/t细粒级给矿,分散剂的加入量为100g/t,CaO的加入量为700g/t细粒级给矿,淀粉的加入量为600g/t细粒级给矿;所述的分散剂为六偏磷酸钠;
一段强磁选和二段强磁选时的磁场强度为1.4T;
一段弱磁选和二段弱磁选时的磁场强度为0.3T。
实施例5
采用的含碳酸盐铁矿石的铁品位为28%;
分选方法同实施例1,不同点在于:
分级溢流矿物中粒度在-0.074mm的部分占全部分级溢流矿物总重量的65%;一段球磨机进行一次球磨时的磨矿浓度为80%,旋流器分级时的给矿压力为0.5MPa;
一段磁选混合粗精矿的铁品位39%;
二段分级溢流矿物中粒度在-0.074mm的部分占全部二段分级溢流矿物总重量的92%;
二段球磨机进行二次球磨时的磨矿浓度为80%,二次分级时的给矿压力为0.5MPa;
二段磁选混合铁精矿的铁品位48%;
采用高频振动细筛进行三次分级,细粒级混合铁精矿中粒度-0.038的部分占全部细粒级混合铁精矿的80%;
将粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿分别加水制成重量浓度为50%的粗粒级矿浆和细粒级矿浆;
粗粒级精矿和细粒级精矿混合后的铁品位为64%;粗粒级精矿和细粒级精矿混合后的Fe回收率为69%;
当粗粒级矿浆进行反浮选时,反浮选粗选时间为5min,反浮选精选时间为5min;粗粒级粗选尾矿进行3次扫选,每次扫选时间为11min;
当细粒级矿浆进行反浮选时,反浮选粗选时间为5min,反浮选精选时间为5min;细粒级粗选尾矿进行2次扫选,每次扫选时间为11min;
当粗粒级矿浆进行反浮选时,脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为600g/t粗粒级给矿,NaOH的加入量为1300g/t粗粒级给矿,CaO的加入量为600g/t粗粒级给矿,淀粉的加入量为800g/t粗粒级给矿;
当细粒级矿浆进行反浮选时,脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为600g/t细粒级给矿,NaOH的加入量为1300g/t细粒级给矿,不加入分散剂,CaO的加入量为600g/t细粒级给矿,淀粉的加入量为800g/t细粒级给矿;
一段强磁选和二段强磁选时的磁场强度为1.5T;
一段弱磁选和二段弱磁选时的磁场强度为0.3T。
Claims (10)
1.一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于按以下步骤进行:
(1)将含碳酸盐铁矿石破碎至粒度<15mm,然后送入一段球磨机与一段旋流器组成的一段闭路磨矿系统进行一次球磨和一次分级,获得一次分级溢流;一次分级溢流中矿物粒度在-0.074mm的部分占全部分级溢流矿物总重量的55~65%;其中一段球磨机进行一次球磨时的磨矿浓度为70~80%,旋流器分级时的给矿压力为0.15~0.5MPa;
(2)将一次分级溢流送入一段弱磁选机中进行一段弱磁选获得一段弱磁精矿和一段弱磁尾矿;一段弱磁尾矿送入一段强磁选机进行一段强磁选,获得一段强磁精矿和一段强磁尾矿;将一段弱磁精矿和一段强磁精矿混合获得一段磁选混合粗精矿,铁品位38~45%;一段强磁选尾矿抛尾;
(3)将一段磁选混合粗精矿送入二段旋流器与二段球磨机组成的二段闭路磨矿系统,一段磁选混合粗精矿先通过二段旋流器进行二次分级,获得二次分级溢流和二次分级沉沙;二次分级溢流中粒度在-0.074mm的部分占全部二次分级溢流总重量的90%以上;
其中二次分级沉沙进入二段球磨机经二次球磨后,再与后续的一段磁选混合粗精矿混合继续进行分级;
二段球磨机进行二次球磨时的磨矿浓度为75~80%,二次分级时的给矿压力为0.15~0.5MPa;
(4)将二次分级溢流送入二段弱磁选机中进行二段弱磁选,获得二段弱磁精矿和二段弱磁尾矿;二段弱磁尾矿送入二段强磁选机进行二段强磁选,获得二段强磁精矿和二段强磁尾矿;将二段弱磁精矿与二段强磁精矿混合获得二段磁选混合铁精矿,铁品位42~52%;二段强磁选尾矿抛尾;
(5)将二段磁选混合铁精矿采用旋流器或高频振动细筛进行三次分级,获得粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿,其中细粒级混合铁精矿中粒度-0.038的部分占全部细粒级混合铁精矿的80~90%;
(6)将粗粒级混合铁精矿和细粒级混合铁精矿分别加水制成重量浓度为25~50%的粗粒级矿浆和细粒级矿浆;然后对浓度为25~50%的粗粒级矿浆和细粒级矿浆分别进行反浮选,分别获得的粗粒级精矿和细粒级精矿。
2.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于当对浓度为25~50%的粗粒级矿浆进行反浮选时,将粗粒级矿浆送入反浮选设备中,先进行3~6min反浮选粗选,获得粗粒级粗选精矿和粗粒级粗选尾矿;粗粒级粗选精矿进行3~6min反浮选精选,获得粗粒级反浮选精选的精矿和粗粒级反浮选精选尾矿,所述的粗粒级反浮选精选的精矿作为最终的粗粒级精矿;将粗粒级粗选尾矿进行三次扫选;其中每次扫选获得的尾矿进行下一次扫选,一次扫选获得的精矿与反浮选精选尾矿一起返回到反浮选粗选作业,其余每次扫选获得的精矿返回到上一次扫选作业;最后一次扫选获得的尾矿作为粗粒级尾矿;每次扫选时间为8~12min。
3.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于当对浓度为25~50%的细粒级矿浆进行反浮选时,将细粒级矿浆送入反浮选设备中,先进行3~6min反浮选粗选,获得细粒级粗选精矿和细粒级粗选尾矿;细粒级粗选精矿进行3~6min反浮选精选,获得细粒级反浮选精选的精矿和细粒级反浮选精选尾矿,所述的细粒级反浮选精选的精矿作为最终的细粒级精矿;将细粒级粗选尾矿进行三次扫选;其中每次扫选获得的尾矿进行下一次扫选,一次扫选获得的精矿与反浮选精选尾矿一起返回到反浮选粗选作业,其余每次扫选获得的精矿返回到上一次扫选作业;最后一次扫选获得的尾矿作为细粒级尾矿;每次扫选时间为8~12min。
4.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于当粗粒级矿浆进行反浮选时,依次加入PH值调整剂NaOH、铁矿物抑制剂淀粉、石英活化剂CaO和阴离子捕收剂脂肪酸KS-Ⅰ并混合均匀;其中脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为150~600g/t粗粒级给矿,NaOH的加入量为500~1300g/t粗粒级给矿,CaO的加入量为600~1200g/t粗粒级给矿,淀粉的加入量为300~800g/t粗粒级给矿。
5.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于当细粒级矿浆进行反浮选时,依次加入PH值调整剂NaOH、铁矿物抑制剂淀粉、分散剂、石英活化剂CaO和阴离子捕收剂脂肪酸KS-Ⅰ并混合均匀;其中脂肪酸KS-Ⅰ的加入量为150~600g/t粗粒级给矿,NaOH的加入量为500~1300g/t粗粒级,分散剂的加入量为100~600g/t,CaO的加入量为600~1200g/t粗粒级,淀粉的加入量为300~800g/t粗粒级;所述的分散剂为水玻璃或六偏磷酸钠。
6.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于所述的一段强磁选和二段强磁选时的磁场强度为0.8~1.5T。
7.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于所述的一段弱磁选和二段弱磁选时的磁场强度为0.1~0.3T。
8.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于所述的粗粒级和细粒级混合精矿的铁品位为64~67%。
9.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于所述的粗粒级精矿和细粒级精矿的混合Fe回收率为69~75%。
10.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分选方法,其特征在于所述的含碳酸盐铁矿石的铁品位为28~35%。
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