CN104475236B - 一种处理微细粒铁矿的联合选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种处理微细粒铁矿的联合选矿方法，包括以下步骤：a)将铁矿石进行第一段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第一段磨矿分级；b)将a)中溢流矿浆进行弱磁选，得到铁精矿与弱磁选尾矿；c)将b)中弱磁选尾矿进行强磁选，得到第一段强磁精矿与强磁选尾矿；d)将c)中的第一段强磁精矿进行第二段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第二段磨矿分级；e)将d)中的溢流矿浆进行强磁选，得到第二段强磁精矿与强磁选尾矿；f)将e)中第二段强磁精矿采用正浮选工艺分选，得到浮选精矿与浮选尾矿。上述选矿方法分选微细粒赤铁矿物，铁作业回收率达到85％以上，总精矿铁品位达64％以上。

Description

一种处理微细粒铁矿的联合选矿方法

技术领域

本发明涉及一种铁矿的选矿方法，尤其涉及一种处理微细粒铁矿的联合选矿方法。

背景技术

我国铁矿资源贫矿多、富矿少,其主要特点是“贫”、“细”、“杂”,平均铁品位低。随着我国钢铁行业的快速发展，对成品铁矿石的需求量日益增加，可开采利用的易选铁矿石量逐渐减少，选矿处理的对象不仅日益贫化，而且有用矿物的嵌布粒度越来越微细。细粒难选铁矿资源占我国铁矿资源储量的20％以上，其中湖南祁东铁矿-30μm大于95％，湖南洞口铁矿-19μm大于95％，而宁乡式鲕状赤铁矿的嵌布粒度甚至达到了-13μm大于95％。这部分铁矿石资源不仅含铁品位低、铁矿物嵌布粒度微细，且还伴生大量含铁硅酸盐型脉石矿物,该类型脉石矿物表面物理化学性质和赤铁矿相似，强磁选过程易富集，造成反浮选分选难度很大，采用常规选矿工艺难以经济有效分选。

目前处理细粒赤铁矿石资源的湿式选矿工艺主要有:选择性絮凝脱泥—反浮选工艺、磁选—选择性絮凝脱泥—反浮选工艺等。上述选矿工艺存在的主要问题有:(1)絮凝脱泥工艺在工业生产中用水量大、脱泥药剂消耗量大、脱泥泥浆处理难度大、选矿成本较高；(2)采用常规强磁选工艺(如立环强磁选机、仿琼斯平环强磁选机等)对-25μm细粒级赤铁矿回收效果差，强磁选铁作业回收率不足50％；(3)针对含铁硅酸盐型脉石矿物，采用反浮选工艺分选效率差，浮选精矿铁品位低。因此，针对细粒嵌布铁矿石资源的性质特点，研究开发经济合理的选矿工艺方案以提高选矿技术指标、降低选矿生产成本已显得尤为重要。

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，提供一种选精矿产品质量好、选矿成本低、流程适应性强、稳定性好的处理微细铁矿的联合选矿方法。

一种处理微细粒铁矿的联合选矿方法，包括以下步骤：

a)将铁矿石进行第一段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第一段磨矿分级；

b)将步骤a)中所得的溢流矿浆进行弱磁选，得到铁精矿与弱磁选尾矿；

c)将步骤b)中所得的弱磁选尾矿进行强磁选，得到第一段强磁精矿与强磁选尾矿；

d)将步骤c)中所得的第一段强磁精矿进行第二段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第二段磨矿分级；

e)将步骤d)中所得的溢流矿浆进行强磁选，得到第二段强磁精矿与强磁选尾矿；

f)将步骤e)中第二段强磁精矿采用正浮选工艺分选，得到浮选精矿与浮选尾矿。

上述联合选矿方法，优选的，将所述步骤e)中得到的第二段强磁精矿进行第三段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第三段磨矿分级，溢流矿浆进行强磁选，得到第三段强磁精矿与强磁选尾矿，最后对第三段强磁精矿采用正浮选工艺分选，得到浮选精矿与浮选尾矿。

上述联合选矿方法，优选的，所述步骤a)中，第一段磨矿分级的次数为1～2次；溢流矿浆的细度为-200目占45％～98％。

上述联合选矿方法，优选的，所述步骤b)中，弱磁选的次数为1～3次，弱磁选磁场强度为0.10～0.30特斯拉；所述步骤c)中，强磁选的磁场强度为0.80～1.50特斯拉。

上述联合选矿方法，优选的，所述步骤d)中，溢流矿浆的细度为-325目的含量≥80％，或溢流矿浆中铁矿物的解离度≥80％；所述步骤e)中，强磁选设备为高梯度强磁选机，强磁选的磁场强度为0.8～2.0特斯拉。

上述联合选矿方法，优选的，第三段磨矿分级得到溢流矿浆的细度为-500目的含量≥80％，或溢流矿浆中铁矿物的解离度≥85％；强磁选设备为高梯度强磁选机，强磁选的磁场强度为1.0～2.0特斯拉。

上述联合选矿方法，优选的，所述正浮选工艺包括1次粗选、1～3次精选和0～2次扫选；正浮选工艺浮选矿浆温度为15～45℃。

上述联合选矿方法，优选的，所述正浮选工艺包括1次粗选、2次精选和0次扫选。

上述联合选矿方法，优选的，所述正浮选工艺采用的浮选调整剂为水玻璃、六偏磷酸钠、氟硅酸铵或氟硅酸钠；浮选调整剂用量相对给矿为500～10000g/t。

上述联合选矿方法，优选的，所述正浮选工艺采用的浮选捕收剂为阴离子浮选捕收剂或阳离子浮选捕收剂；浮选捕收剂用量相对给矿为200～10000g/t。

与现有技术相比，本发明的优点在于：

1)采用组合式高梯度强磁选技术将矿物按粒级和磁性强弱分段分选，细分并强化了每段磁场的作用目标，形成有针对性的磁选作业，从而能对矿物的综合作用增强，综合分选效果获得很大的提升，其最高磁场梯度可达1.8特斯拉。因而，采用了组合式高梯度强磁选技术来分选-0.025mm的细粒赤铁矿物，铁作业回收率可达到85％以上，既解决了普通强磁选机对-0.025mm粒级铁矿物作业回收率不到50％的技术难点，又解决了选择性絮凝脱泥工艺用水量大、药剂耗量大、尾矿泥浆处理难度大的技术难点；

2)采用正浮选工艺，对强磁选过程大量富集的绿泥石及难以解离的细粒贫连生体赤铁矿物强化抑制后，再采用耐矿泥高效捕收剂富集回收赤铁矿，并得到赤铁矿精矿，赤铁矿精矿铁品位可提高至60％以上，较反浮选工艺所得精矿铁品位提高约4～5个百分点，且流程所得总精矿铁品位达64％以上；

3)在一段磨矿后就对呈中细粒嵌布的磁铁矿进行了分选早收，对嵌布粒度微细的赤铁矿进行了抛尾富集，大幅度减少了需进入下一段细磨的矿量，节约了磨矿能耗。

本发明提供的一种处理微细粒铁矿联合选矿方法，采用的磁铁矿、赤铁矿分类分选—磁铁矿粗磨早收—赤铁矿阶段磨矿、阶段高梯度强磁选—正浮选联合选矿工艺具有节能降耗、减排，尾矿处理简单、绿色环保的特点，且流程适应性强、稳定性好，能显著提高铁精矿品位，实现了细粒嵌布赤铁矿的高效回收。

附图说明

图1为本发明实施例1微细粒铁矿联合选矿方法的工艺流程图。

图2为本发明实施例2微细粒铁矿联合选矿方法的工艺流程图。

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。

实施例1：

本发明处理微细铁矿的联合选矿方法，具体工艺如下：

本实施例所处理的铁矿石中铁矿物主要为镜铁矿，其次为磁铁矿；脉石矿物以角闪石、石英为主，其次是金云母、黑云母。矿石中镜铁矿晶体粒度一般为0.002～0.04mm，磁铁矿晶体粒度多介于0.04～0.3mm之间。采用如图1所示的处理微细粒铁矿的联合选矿方法，具体步骤如下:

a)将铁品位为31％的-10mm粒级原矿，采用卧式长筒球磨机进行2次第一段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，溢流矿浆细度为-200目占95％，分级沉砂矿返回至第一段磨矿分级。

b)对步骤a)中的溢流矿浆进行一次弱磁选，磁场强度为0.2特斯拉，得到弱磁选尾矿和产率为2％、铁品位67.1％、铁回收率4.33％的铁精矿。

c)对步骤b)中的弱磁选尾矿经组合式高梯度强磁选机分选，上盘磁场强度1.3T、下盘磁场强度为1.5T，得到产率为35％、铁含量为6.0％的尾矿和产率为63％、铁品位为43.74％、铁回收率88.90％的第一段强磁精矿。

d)将第一段强磁精矿采用旋流器分级，分级沉砂矿采用卧式长筒球磨机进行第二段磨矿，磨矿矿浆返回至经旋流器分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，溢流矿浆细度-400目含量大于95％，分级沉砂矿返回至第二段磨矿。

e)将步骤d)所得的溢流矿浆经组合式高梯度强磁选机分选，上盘磁场强度1.5T、下盘磁场强度为1.7T，抛除尾矿产率为13％、铁含量为9.5％的尾矿，得到产率为50％、铁品位为52.65％、铁回收率84.92％的第二段强磁精矿。

f)将第二段强磁精矿经一次粗选和一次精选的正浮选工艺分选，浮选矿浆温度为30℃，浮选调整剂氟硅酸钠用量相对给矿量为1000g/t，浮选捕收剂CY-12^#用量相对给矿量为800g/t，所得浮选分选指标为:浮选精矿产率34.93％、铁品位67.60％、铁回收率76.17％。浮选精矿与弱磁选精矿合计综合选矿指标为：铁精矿产率36.93％、铁品位67.57％、铁回收率80.50％。

实施例2：

本发明处理微细铁矿的联合选矿方法，具体工艺如下：

本实施例所处理的铁矿石中铁矿物主要是赤铁矿，次为磁铁矿、假象赤铁矿和褐铁矿；脉石矿物以石英、绿泥石和绢云母居多，其次是长石和磷灰石。赤铁矿晶体粒度大多在0.005～0.025mm之间，属典型微细粒嵌布的范畴。磁铁矿晶体粒度大多介于0.05mm～0.5mm之间，呈中细粒嵌布的特点。采用如图2所示的处理微细粒铁矿的联合选矿方法，具体步骤如下:

a)将铁品位为27％的-10mm粒级原矿，采用卧式长筒球磨机进行第一段磨矿，得到矿浆，将矿浆经旋流器分级得到溢流矿浆和分级沉砂矿，溢流矿浆细度-200目占75％，分级沉砂矿返回至第一段磨矿。

b)将步骤a)中的溢流矿浆经过一次磁场强度为0.2特斯拉的弱磁粗选，再经过一次磁场强度为0.15特斯拉的弱磁精选，得到弱磁选尾矿和产率为12％、铁品位69％、铁回收率30.67％的弱磁精矿。

c)将步骤b)中得到的弱磁选尾矿经立环高梯度强磁选机分选，磁场强度为1.0特斯拉，抛除尾矿产率为32％、铁含量为8.5％的尾矿，得到铁品位为28.57％的第一段强磁精矿。

d)将步骤c)得到的强磁精矿采用旋流器分级，分级沉砂矿采用卧式长筒球磨机进行第二段磨矿，磨矿矿浆返回至旋流器分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，溢流矿浆细度-325目占85％，分级沉砂矿返回至第二段磨矿。

e)将步骤d)所得的溢流矿浆，经组合式高梯度强磁选机分选，上盘磁场强度1.3T、下盘磁场强度为1.5T，抛除尾矿产率为15％、铁含量为10％的尾矿，得到铁品位为35.36％的第二段强磁精矿。

f)将第二段强磁精矿采用旋流器分级，分级沉砂矿采用塔磨机进行第三段磨矿，磨矿矿浆返回至旋流器分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，溢流矿浆细度-600目占90％以上，分级沉砂矿返回至第三段磨矿；溢流矿浆经组合式高梯度强磁选机分选，上盘磁场强度1.5T、下盘磁场强度为1.7T，抛除尾矿产率为10％、铁含量为13％的尾矿，得到产率为31％、铁品位为42.58％、铁回收率48.89％的第三段强磁精矿；将第三段强磁精矿经一次粗选、二次精选的正浮选工艺分选，浮选矿浆温度为30℃，浮选调整剂氟硅酸钠用量相对给矿量为1200g/t，浮选捕收剂CY-12^#用量相对给矿量为1000g/t，所得浮选分选指标为:浮选精矿产率15.02％、铁品位60.30％、铁回收率33.54％。浮选精矿与弱磁选精矿合计综合选矿指标为：铁精矿产率27.02％、铁品位64.16％、铁回收率64.21％。

Claims (7)

1.一种处理微细粒铁矿的联合选矿方法，包括以下步骤：

a)将铁矿石进行第一段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第一段磨矿分级；溢流矿浆的细度为-200目占45％～98％；

b)将步骤a)中所得的溢流矿浆进行弱磁选，得到铁精矿与弱磁选尾矿；

c)将步骤b)中所得的弱磁选尾矿进行强磁选，得到第一段强磁精矿与强磁选尾矿，强磁选的磁场强度为0.80～1.50特斯拉；

d)将步骤c)中所得的第一段强磁精矿进行第二段磨矿分级，得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第二段磨矿分级；溢流矿浆的细度为-325目的含量≥80％，或溢流矿浆中铁矿物的解离度≥80％；

e)将步骤d)中所得的溢流矿浆进行强磁选，得到第二段强磁精矿与强磁选尾矿；强磁选设备为高梯度强磁选机，强磁选的磁场强度为0.8～2.0特斯拉；

将所述步骤e)中得到的第二段强磁精矿进行第三段磨矿分级，第三段磨矿分级得到溢流矿浆的细度为-500目的含量≥80％，或溢流矿浆中铁矿物的解离度≥85％；得到溢流矿浆和分级沉砂矿，分级沉砂矿返回至第三段磨矿分级，溢流矿浆进行强磁选，强磁选设备为高梯度强磁选机，强磁选的磁场强度为1.0～2.0特斯拉，得到第三段强磁精矿与强磁选尾矿，最后对第三段强磁精矿采用正浮选工艺分选，得到浮选精矿与浮选尾矿。

2.如权利要求1所述的联合选矿方法，其特征在于：所述步骤a)中，第一段磨矿分级的次数为1～2次。

3.如权利要求1或2所述的联合选矿方法，其特征在于：所述步骤b)中，弱磁选的次数为1～3次，弱磁选磁场强度为0.10～0.30特斯拉。

4.如权利要求1或2所述的联合选矿方法，其特征在于：所述正浮选工艺包括1次粗选、1～3次精选和0～2次扫选；正浮选工艺浮选矿浆温度为15～45℃。

5.如权利要求4所述的联合选矿方法，其特征在于：所述正浮选工艺包括1次粗选、2次精选和0次扫选。

6.如权利要求1或2所述的联合选矿方法，其特征在于：所述正浮选工艺采用的浮选调整剂为水玻璃、六偏磷酸钠、氟硅酸铵或氟硅酸钠；浮选调整剂用量相对给矿为500～10000g/t。

7.如权利要求1或2所述的联合选矿方法，其特征在于：所述正浮选工艺采用的浮选捕收剂为阴离子浮选捕收剂；浮选捕收剂用量相对给矿为200～10000g/t。