CN104689903A - 一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法 - Google Patents

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韦锦华
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徐连生
高景俊
马艺闻
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    • B03B7/00—Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
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    • B03D1/004—Organic compounds
    • B03D1/01—Organic compounds containing nitrogen

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Abstract

一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法，属于矿物加工技术领域，按以下步骤进行：（1）将铁品位在30~45%的铁矿石正浮选尾矿加热脱除水分，置于还原气氛条件下保温3~60min，水冷；（2）加水制成矿浆，搅拌后进行预选；（3）磨细后进行精选；（4）用浮选机进行反浮选，采用的捕收剂为十二胺，过滤去除水分。本发明的方法可将该中矿的铁品位提高到60%以上，可以作为炼铁的原料使用。

Description

一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法。
背景技术
鞍钢集团矿业公司东鞍山烧结厂采用“分布浮选”工艺，即第一步采用正浮选将矿石中的含碳酸盐铁矿物提前抛掉，然后采用阴离子反浮选进行正常浮选；该方法将以前不可选的含碳酸盐铁矿石进行有效选别，即把选别过程中有重大影响的一部分矿石单独分离开来，其它矿石正常浮选；目前已经工业化，取得了非常好的生产效果。
但该工艺产生的正浮选尾矿，含有较多的碳酸盐，铁品位一般在30~45%之间，年产量为15万吨，目前未能得到较好的利用，国内还有多家单位有类似的产品，大多以废料形式堆存或放入尾矿库，造成了资源的严重浪费；该部分产品粒度极细，通常-400目含量达90%，且造球及其困难，采用常规技术很难实现利用。
发明内容
本发明的目的是提供一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法，针对上述正浮选尾矿难于处理的问题，通过先加热-还原，再进行预选-磨矿和精选，在降低成本的同时，提高收率并获得高品位铁矿产品。
本发明的提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法按以下步骤进行：
1、将铁品位在30~45%的铁矿石正浮选尾矿加热至580~700℃保温20~150s脱除水分，使碳酸盐分解并且预选混合粗矿中含铁的矿物转换成赤铁矿，然后置于还原气氛条件下保温3~60min，然后置于水中冷却至低于50℃，获得磁铁粗矿；
2、将磁铁粗矿加水制成重量浓度25~40%的矿浆，搅拌5~40min消除静电吸附和团聚，然后用筒式磁选机进行预选，控制磁场强度为0.11~0.3T，获得的预选精矿作为粗精矿；
3、将粗精矿磨细至粒度-400目的部分占粗精矿总重量的95%以上，然后用电磁精选机进行精选，获得的精选精矿作为待浮选精矿；
4、将待浮选精矿用浮选机进行反浮选，采用的捕收剂为十二胺，捕收剂用量为30~200g/t待浮选精矿，反浮选温度为10~35℃；获得的反浮选精矿过滤去除水分，获得的精矿产品的铁品位在63~66%。
上述方法中，用电磁精选机进行精选时，控制电磁精选机的电流为0.5~2A，上升水流速度5~30cm/s。
上述的还原气氛为煤气气氛或氢气气氛。
上述方法中，铁的回收率≥80%。
上述方法中，磁铁粗矿的铁品位在35~50%。
上述方法中，粗精矿的铁品位在40~55%。
上述方法中，待浮选精矿的铁品位在45~60%。
本发明通过中性条件下将尾矿加热，然后再还原，将其中的碳酸盐铁矿物分解，同时将其中的赤铁矿和褐铁矿还原成磁铁矿，经过磁选-浮选联合工艺，可将该中矿的铁品位提高到60%以上，可以作为炼铁的原料使用；该方法对提高相关企业的资源利用效率、进一步改善企业的经济效益具有重要的意义。
附图说明
图1为本发明的提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法流程示意图。
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电磁精选机为DFXL—Ⅱ型电磁精选机。
本发明实施例中采用的十二胺为市购产品。
本发明实施例中的东鞍山铁矿石正浮选尾矿为生产过程中形成的水的重量含量在30~40%的正浮选尾矿，经过滤作为原料，或者为正浮选尾矿堆放后形成的水含量在5~15%的泥状尾矿，直接作为原料。
本发明实施例中的东鞍山铁矿石正浮选尾矿的化学多元素分析结果为：TFe 36~37wt %， SiO2 26~27wt %，Al2O3 4~5wt %，CaO 3~3.5wt %，MgO 1.5~2wt %，其余为S、P和烧失成分；表明主要元素为铁、硅、铝、钙、镁，有害元素含量相对较低；主要矿物形式是赤铁矿、磁铁矿和菱铁矿。
实施例1
将铁品位在30%的东鞍山铁矿石正浮选尾矿，采用悬浮磁化焙烧炉加热至700℃保温20s脱除水分，使碳酸盐分解并且预选混合粗矿中含铁的矿物转换成赤铁矿，然后将其置于高温矿粉冷却装置中，在还原气氛条件下保温3min，然后置于水中冷却至低于50℃，获得磁铁粗矿；磁铁粗矿的铁品位在35%；还原气氛为煤气气氛；
将磁铁粗矿加水制成重量浓度25%的矿浆，搅拌5min消除静电吸附和团聚，然后用筒式磁选机进行预选，控制磁场强度为0.11T，获得的预选精矿作为粗精矿；粗精矿的铁品位在40%；
将粗精矿磨细至粒度-400目的部分占粗精矿总重量的96%，然后用电磁精选机进行精选，控制电磁精选机的电流为2A，上升水流速度30cm/s，获得的精选精矿作为待浮选精矿；待浮选精矿的铁品位在45%；
将待浮选精矿用浮选机进行反浮选，采用的捕收剂为十二胺，捕收剂用量为200g/t待浮选精矿，反浮选温度为10℃；获得的反浮选精矿过滤去除水分，获得的精矿产品的铁品位在63%，铁的回收率81%。
实施例2
方法同实施例1，不同点在于：
（1）将铁品位在30%的东鞍山铁矿石正浮选尾矿加热至680℃保温40s，置于还原气氛条件下保温10min，获得磁铁粗矿；磁铁粗矿的铁品位在38%；还原气氛为煤气气氛；
（2）将磁铁粗矿加水制成重量浓度30%的矿浆，搅拌10min，预选控制磁场强度为0.16T，粗精矿的铁品位在42%；
（3）将粗精矿磨细至粒度-400目的部分占粗精矿总重量的96%，精选控制电磁精选机的电流为1.5A，上升水流速度20cm/s，待浮选精矿的铁品位在49%；
（4）将待浮选精矿用浮选机进行反浮选，采用的捕收剂为十二胺，捕收剂用量为100g/t待浮选精矿，反浮选温度为20℃；获得的精矿产品的铁品位在64%，铁的回收率81%。
实施例3
方法同实施例1，不同点在于：
（1）将铁品位在35%的东鞍山铁矿石正浮选尾矿加热至650℃保温60s，置于还原气氛条件下保温20min，获得磁铁粗矿；磁铁粗矿的铁品位在40%；还原气氛为氢气气氛；
（2）将磁铁粗矿加水制成重量浓度35%的矿浆，搅拌20min，预选控制磁场强度为0.22T，粗精矿的铁品位在46%；
（3）将粗精矿磨细至粒度-400目的部分占粗精矿总重量的95%，精选控制电磁精选机的电流为1.5A，上升水流速度20cm/s，待浮选精矿的铁品位在52%；
（4）将待浮选精矿用浮选机进行反浮选，采用的捕收剂为十二胺，捕收剂用量为80g/t待浮选精矿，反浮选温度为25℃；获得的精矿产品的铁品位在65%，铁的回收率80%。
实施例4
方法同实施例1，不同点在于：
（1）将铁品位在40%的东鞍山铁矿石正浮选尾矿加热至620℃保温120s，置于还原气氛条件下保温40min，获得磁铁粗矿；磁铁粗矿的铁品位在45%；还原气氛为氢气气氛；
（2）将磁铁粗矿加水制成重量浓度40%的矿浆，搅拌35min，预选控制磁场强度为0.25T，粗精矿的铁品位在50%；
（3）将粗精矿磨细至粒度-400目的部分占粗精矿总重量的95%，精选控制电磁精选机的电流为1A，上升水流速度10cm/s，待浮选精矿的铁品位在55%；
（4）将待浮选精矿用浮选机进行反浮选，采用的捕收剂为十二胺，捕收剂用量为50g/t待浮选精矿，反浮选温度为30℃；获得的精矿产品的铁品位在66%，铁的回收率81%。
实施例5
方法同实施例1，不同点在于：
（1）将铁品位在45%的东鞍山铁矿石正浮选尾矿加热至580℃保温150s，置于还原气氛条件下保温60min，获得磁铁粗矿；磁铁粗矿的铁品位在50%；还原气氛为煤气气氛；
（2）将磁铁粗矿加水制成重量浓度40%的矿浆，搅拌40min，预选控制磁场强度为0.3T，粗精矿的铁品位在55%；
（3）将粗精矿磨细至粒度-400目的部分占粗精矿总重量的96%，精选控制电磁精选机的电流为0.5A，上升水流速度5cm/s，待浮选精矿的铁品位在60%；
（4）将待浮选精矿用浮选机进行反浮选，采用的捕收剂为十二胺，捕收剂用量为30g/t待浮选精矿，反浮选温度为35℃；获得的精矿产品的铁品位在66%，铁的回收率82%。

Claims (6)

1.一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法，其特征在于按以下步骤进行：
（1）将铁品位在30~45%的铁矿石正浮选尾矿加热至580~700℃保温20~150s脱除水分，使碳酸盐分解并且预选混合粗矿中含铁的矿物转换成赤铁矿，然后置于还原气氛条件下保温3~60min，然后置于水中冷却至低于50℃，获得磁铁粗矿；
（2）将磁铁粗矿加水制成重量浓度25~40%的矿浆，搅拌5~40min消除静电吸附和团聚，然后用筒式磁选机进行预选，控制磁场强度为0.11~0.3T，获得的预选精矿作为粗精矿；
（3）将粗精矿磨细至粒度-400目的部分占粗精矿总重量的95%以上，然后用电磁精选机进行精选，获得的精选精矿作为待浮选精矿；
（4）将待浮选精矿用浮选机进行反浮选，采用的捕收剂为十二胺，捕收剂用量为30~200g/t待浮选精矿，反浮选温度为10~35℃；获得的反浮选精矿过滤去除水分，获得的精矿产品的铁品位在63~66%。
2.根据权利要求1所述的一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法，其特征在于用电磁精选机进行精选时，控制电磁精选机的电流为0.5~2A，上升水流速度5~30cm/s。
3.根据权利要求1所述的一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法，其特征在于铁的回收率≥80%。
4.根据权利要求1所述的一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法，其特征在于所述的磁铁粗矿的铁品位在35~50%。
5.根据权利要求1所述的一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法，其特征在于所述的粗精矿的铁品位在40~55%。
6.根据权利要求1所述的一种提高铁矿石正浮选尾矿铁品位的方法，其特征在于所述的待浮选精矿的铁品位在45~60%。
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Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112676030A (zh) * 2020-12-09 2021-04-20 鞍钢集团矿业有限公司 一种东鞍山混磁精矿选矿方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4295881A (en) * 1979-04-23 1981-10-20 Texasgulf Inc. Process for extraction of platinum group metals from chromite-bearing ore
CN1920064A (zh) * 2006-09-14 2007-02-28 中南大学 一种从褐铁矿制取磁铁精矿的方法
CN101204681A (zh) * 2007-09-03 2008-06-25 李艳军 一种从碱性赤泥中选出精铁矿并使尾矿呈中性的方法
CN101632957A (zh) * 2008-07-22 2010-01-27 鞍钢集团矿业公司 处理含碳酸铁的赤铁矿矿石的工艺
CN102839278A (zh) * 2012-09-25 2012-12-26 北京科技大学 一种铁矿尾矿强磁预富集深度还原提铁方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4295881A (en) * 1979-04-23 1981-10-20 Texasgulf Inc. Process for extraction of platinum group metals from chromite-bearing ore
CN1920064A (zh) * 2006-09-14 2007-02-28 中南大学 一种从褐铁矿制取磁铁精矿的方法
CN101204681A (zh) * 2007-09-03 2008-06-25 李艳军 一种从碱性赤泥中选出精铁矿并使尾矿呈中性的方法
CN101632957A (zh) * 2008-07-22 2010-01-27 鞍钢集团矿业公司 处理含碳酸铁的赤铁矿矿石的工艺
CN102839278A (zh) * 2012-09-25 2012-12-26 北京科技大学 一种铁矿尾矿强磁预富集深度还原提铁方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
卢冀伟等: "东鞍山含碳酸盐铁矿石分步浮选菱铁矿中矿的焙烧磁选试验研究", 《中国矿业》 *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112676030A (zh) * 2020-12-09 2021-04-20 鞍钢集团矿业有限公司 一种东鞍山混磁精矿选矿方法

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