CN104437826A - 一种还原焙烧后镜铁矿的选别工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明属于选矿技术领域，特别是一种还原焙烧后镜铁矿的选别工艺，包括镜铁矿还原焙烧系统，其特征在于：将还原焙烧、水粹后的镜铁矿给入磁选系统中的三段阶段磨矿阶段选别流程和浮选系统中的一次粗浮选、一次精浮选和四次扫选作业，最终铁精矿品位60-62%，回收率80%-85% ，铁精矿产品满足了烧结工艺的要求，而且回收率较高，大大增加了选厂的经济效益。
Description
技术领域
本发明属于铁矿石选矿技术领域，特别是一种还原焙烧后镜铁矿的选别工艺。
背景技术
在我国甘肃嘉峪关地区蕴藏有丰富的镜铁矿石，该地区矿石工业类型主要为镜铁矿石、镜铁矿菱铁矿混合矿石和镜铁矿褐铁矿混合矿石。其中可选矿物镜铁矿和褐铁矿为弱磁性矿物，直接用磁选的方法选别最终铁精矿品位很难高于47%，回收率很难高于60%，造成精矿产品质量不高达不到工业应用质量要求，铁损失较大，选矿厂效益低。而该地区镜铁矿中的块矿部分经还原焙烧降低矿石中铁矿物的氧化程度可大大增强氧化铁矿物的磁性，可用磁选的方法选别。
当前有一种实验室级的镜铁矿选别方法为原矿粗细分级，分粒级选别。该方法0.6mm以上的粗粒级用跳汰-摇床的重选方法选别，重选精矿产品为涂料级云母产品；0.6mm以下的细粒级产品用连续弱磁粗选-强磁扫选的磁选流程，磁选尾矿焙烧后给入弱磁-浮选流程，磁选和浮选的精矿产品用于冶炼。该工艺虽能获得合格的涂料级云母产品和冶炼级精矿产品，但是由于该工艺中焙烧原料为0.6mm以下的细粒级产品，仅仅能用于实验室试验，不能用于工业生产（因为工业生产焙烧炉处理量大，为102吨以上级别，大量的细粉矿入焙烧炉会导致炉子灭火；实验室处理量为103克以下级别，大风量的小型焙烧炉可处理。），所以使用该流程将造成大量的-0.6mm以下及铁的损失，降低铁的回收率。且该方法中涂料级云母产品中铁回收率为45%-50%，可知，该工艺以选别涂料级云母产品为主。而甘肃嘉峪关地区的矿石主要为就全钢铁公司服务，以选别冶炼用铁为目的。为此我们有必要开发一种能对还原焙烧镜铁矿进行选别的新工艺。
发明内容
本发明的目的是提供发明一种最终铁精矿品位和回收率高的还原焙烧后镜铁矿的选别工艺。
本发明的目的是通过下述技术方案来实现的：
本发明的一种还原焙烧后镜铁矿的选别工艺，包括镜铁矿还原焙烧系统，其特征在于：
a、 将还原焙烧、水粹后的镜铁矿产品经干选机预选抛尾后的干选精矿给入一段球磨-旋流器闭路进入磁选系统；
b、磁选系统采用三段阶段磨矿阶段选别流程：
一段球磨-旋流器闭路产品-0.074mm含量55%-60%给入一次脱水槽，经一次脱水槽浓缩后浓度为25%-35%的产品给入一次磁选机，一次磁选机品位达49%，铁回收率91%的精矿给入二段球磨-旋流器闭路；二段球磨-旋流器闭路产品-0.074mm含量75%-80%给入二次脱水槽，经二次脱水槽浓缩后浓度为25%-35%的产品给入二次磁选机，二次磁选机品位达53%，铁回收率89%的精矿给入三段球磨-旋流器闭路；三段球磨-旋流器闭路产品-0.074mm含量90%-95%给入三次脱水槽，经三次脱水槽浓缩后浓度为25%-35%的产品给入三次磁选机，三次磁选机品位达55%，铁回收率87%的精矿经浓缩机浓缩后给入浮选系统；
c、所述的浮选系统采用一次粗浮选、一次精浮选和四次扫选作业；
d、所述的精浮选精矿为最终铁精矿，其铁精矿品位60-62%，金属回收率80%-85% ；所述的一次脱水槽溢流、二次脱水槽溢流、三次脱水槽溢流、一次磁选机尾矿、二次磁选机尾矿、三次磁选机尾矿与第四次扫选作业尾矿合并为最终尾矿。
本发明所述的一次粗浮选、一次精浮选和四次扫选作业是：
一次粗浮选作业精矿给入一次精浮选作业，一次粗浮选作业的尾矿给入浮选作业的第一次扫选、第二次扫选、第三次扫选和第四次扫选作业；
一次精浮选作业的精矿为最终精矿，一次精浮选作业的尾矿返回一次粗浮选作业给矿；
第一次扫选作业的精矿返回浓缩机给矿，
第二次扫选、第三次扫选和第四次扫选作业的精矿依次返回上道工序给矿。
本发明所述的一次粗浮选作业中加入PH值调整剂硫酸1500g/t干矿，石英捕收剂及起泡剂GE609为70g/t干矿，铁矿物抑制剂玉米淀粉200g/t干矿。
本发明所述的一次精浮选作业中加入PH值调整剂硫酸1000g/t干矿，石英捕收剂及起泡剂GE609为30g/t干矿。
本发明的优点是：
1）由于本发明采用还原焙烧后的镜铁矿作为磁选前的给矿，大大增强了镜铁矿氧化铁矿物的磁性，同时将还原焙烧的镜铁矿粒度范围控制在15mm-50mm，保证了焙烧矿水粹后粒度为0-15mm，满足了一段磨矿球磨机对入磨粒度的要求；
2）另外，由于本发明的磁选系统采用三段阶段磨矿阶段选别的流程，进入下一段磨磁的矿量仅为上一段磨磁流程的精矿量，大大的降低了后续两段磨磁流程的处理量，节约了设备及基建投资，降低了能耗；同时三段阶段磨矿阶段选别的流程将镜铁矿与脉石单体解离，这种方式避免了镜铁矿磁性弱，没有充分解离就分选铁时铁损失较大的情况，在源头上保证了铁的较高回收率；
3）本发明在阶段磨矿阶段选别的流程中采用脱水槽为磁选前给矿浓缩设备，设备及厂房投资低；
4）本发明的工艺，磁选系统精矿给入浮选系统进行进一步提铁降杂，最终铁精矿品位60-62%，回收率80%-85% ，铁精矿产品满足了烧结工艺的要求，而且回收率较高，大大增加了选厂的经济效益。
附图说明
图1为本发明的流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图进一步说明本发明的具体实施方式。
如图1所示，本发明的一种还原焙烧后镜铁矿的选别工艺，包括镜铁矿还原焙烧系统，其特征在于：
a、 将还原焙烧、水粹后的镜铁矿产品经干选机预选抛尾后的干选精矿给入一段球磨-旋流器闭路进入磁选系统；本发明采用还原焙烧后的镜铁矿作为磁选前的给矿，大大增强了镜铁矿氧化铁矿物的磁性，其镜铁矿还原焙烧系统给矿为15mm-50mm的块矿，还原焙烧后的产品水粹后粒度为0 mm -15mm，经干选机预选抛尾后的干选精矿产率90%，品位达40%以上，铁回收率98%，这种粒度满足了一段磨矿球磨机对入磨粒度的要求。
b、磁选系统采用三段阶段磨矿阶段选别流程：
一段球磨-旋流器闭路产品-0.074mm含量55%-60%给入一次脱水槽，经一次脱水槽浓缩后浓度为25%-35%的产品给入一次磁选机，一次磁选机品位达49%，铁回收率91%的精矿给入二段球磨-旋流器闭路；二段球磨-旋流器闭路产品-0.074mm含量75%-80%给入二次脱水槽，经二次脱水槽浓缩后浓度为25%-35%的产品给入二次磁选机，二次磁选机品位达53%，铁回收率89%的精矿给入三段球磨-旋流器闭路；三段球磨-旋流器闭路产品-0.074mm含量90%-95%给入三次脱水槽，经三次脱水槽浓缩后浓度为25%-35%的产品给入三次磁选机，三次磁选机品位达55%，铁回收率87%的精矿经浓缩机浓缩后给入浮选系统；采用的三段脱水槽为磁选前给矿浓缩设备，浓缩后矿浆浓度为25%-35%。
c、所述的浮选系统采用一次粗浮选、一次精浮选和四次扫选作业；
d、所述的精浮选精矿为最终铁精矿，其铁精矿品位60-62%，回收率80%-85% ；所述的一次脱水槽溢流、二次脱水槽溢流、三次脱水槽溢流、一次磁选机尾矿、二次磁选机尾矿、三次磁选机尾矿与第四次扫选作业尾矿合并为最终尾矿。
本发明所述的一次粗浮选、一次精浮选和四次扫选作业是：
一次粗浮选作业精矿给入一次精浮选作业，所述的一次粗浮选作业中加入PH值调整剂硫酸1500g/t干矿，石英捕收剂及起泡剂GE609为70g/t干矿，铁矿物抑制剂玉米淀粉200g/t干矿；所述的一次精浮选作业中加入PH值调整剂硫酸1000g/t干矿，石英捕收剂及起泡剂GE609为30g/t干矿。
一次粗浮选作业的尾矿给入浮选作业的第一次扫选、第二次扫选、第三次扫选和第四次扫选作业，经一次粗浮选作业，其精矿品位提高到58%；
一次精浮选作业的精矿为最终铁精矿，其品位达到60-62%，金属回收率为80%-85%，一次精浮选作业的尾矿返回一次粗浮选作业给矿；
第一次扫选作业的精矿返回浓缩机给矿，
第二次扫选、第三次扫选和第四次扫选作业的精矿依次返回上道工序给矿。
本发明的将还原焙烧、水粹后的镜铁矿产品采用三段阶段磨矿阶段选别的流程和一粗、一精、四扫浮选流程，使最终铁精矿品位60-62%，回收率80%-85% ，铁精矿产品满足了烧结工艺的要求，而且回收率较高，大大增加了选厂的经济效益。
Claims (5)
1.一种还原焙烧后镜铁矿的选别工艺，包括镜铁矿还原焙烧系统，其特征在于：
a、 将还原焙烧、水粹后的镜铁矿产品经干选机预选抛尾后的干选精矿给入一段球磨-旋流器闭路进入磁选系统；
b、磁选系统采用三段阶段磨矿阶段选别流程：
一段球磨-旋流器闭路产品-0.074mm含量55%-60%给入一次脱水槽，经一次脱水槽浓缩后浓度为25%-35%的产品给入一次磁选机，一次磁选机品位达49%，铁回收率91%的精矿给入二段球磨-旋流器闭路；二段球磨-旋流器闭路产品-0.074mm含量75%-80%给入二次脱水槽，经二次脱水槽浓缩后浓度为25%-35%的产品给入二次磁选机，二次磁选机品位达53%，铁回收率89%的精矿给入三段球磨-旋流器闭路；三段球磨-旋流器闭路产品-0.074mm含量90%-95%给入三次脱水槽，经三次脱水槽浓缩后浓度为25%-35%的产品给入三次磁选机，三次磁选机品位达55%，铁回收率87%的精矿经浓缩机浓缩后给入浮选系统；
c、所述的浮选系统采用一次粗浮选、一次精浮选和四次扫浮选作业；
d、所述的精浮选精矿为最终铁精矿，其铁精矿品位60-62%，回收率80%-85% ；所述的一次脱水槽溢流、二次脱水槽溢流、三次脱水槽溢流、一次磁选机尾矿、二次磁选机尾矿、三次磁选机尾矿与第四次扫选作业尾矿合并为最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的还原焙烧后镜铁矿的选别工艺，其特征在于所述的还原焙烧系统给矿为15mm-50mm的块矿，还原焙烧后的产品水粹后粒度为0-15mm。
3.根据权利要求1所述的还原焙烧后镜铁矿的选别工艺，其特征在于所述的一次粗浮选、一次精浮选和四次扫选作业是：
一次粗浮选作业精矿给入一次精浮选作业，一次粗浮选作业的尾矿给入浮选作业的第一次扫选、第二次扫选、第三次扫选和第四次扫选作业；
一次精浮选作业的精矿为最终精矿，一次精浮选作业的尾矿返回一次粗浮选作业给矿；
第一次扫选作业的精矿返回浓缩机给矿，
第二次扫选、第三次扫选和第四次扫选作业的精矿依次返回上道工序给矿。
4.根据权利要求1或3所述的还原焙烧后镜铁矿的选别工艺，其特征在于所述的一次粗浮选作业中加入PH值调整剂硫酸1500g/t干矿，石英捕收剂及起泡剂GE609为70g/t干矿，铁矿物抑制剂玉米淀粉200g/t干矿。
5.根据权利要求1或3所述的还原焙烧后镜铁矿的选别工艺，其特征在于所述的一次精浮选作业中加入PH值调整剂硫酸1000g/t干矿，石英捕收剂及起泡剂GE609为30g/t干矿。
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| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20150325 |