CN104785347A - 一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，将原矿破碎，筛分，得块矿和粉矿，块矿又分两种粒级；对粉矿及两粒级块矿分别进行预选，预选得粉矿预选精矿、全粒级块矿预选精矿；粉矿预选精矿进入球磨机磨矿，然后进行强磁一粗两扫获得强磁精矿；全粒级块矿预选精矿经焙烧后进行三段磨矿三段弱磁选，得到弱磁选精矿；对弱磁选精矿进行反浮选，得到浮选精矿。强磁精矿与浮选精矿1:1混合得综合精矿。本发明的铁矿物对不同粒级物料采用不同流程深度预选，分级抛尾，避免了矿石夹杂，可最大限度抛除废石，减少后续选矿负荷。针对每个环节采用不同手段提纯，整个工艺适应性强，最终使铁品位达到53.58%，SiO₂含量降低至12%，全流程金属回收率达到70.9%。

Description

一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法

技术领域

本发明涉及低品位氧化铁矿选矿领域，尤其涉及一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法。

背景技术

我国铁矿石资源丰而不富，97%为贫矿，且矿石嵌布粒度细、类型复杂的赋存特点使得我国铁矿石较难选。随着国内富矿的日益减少，开发利用中、低品位铁矿资源显得尤为重要。尽管目前，国内外的广大选矿工作者就低品位铁矿石选矿做了大量的工作，但由于技术、装备水平有限，低品位铁矿石的大规模开发利用问题尚未得到很好解决，造成低品位难选铁矿石利用率不高。

近年来，国内外入炉铁矿石含铁品位呈下降趋势。高炉入炉原料铁品位低，会导致高炉生产成本高、产量下降。高炉“精料方针”其核心在于提高入炉铁品位，降低矿石中有害杂质，特别是酸性氧化物SiO₂的含量。

因此，如何开发利用高硅低品位铁矿石、提高高炉入炉铁品位降低SiO₂含量，对提高我国选矿技术装备水平、贯彻精料方针、提高矿石自给率具有非常重大的现实意义。目前，国内外针对高硅低品位铁矿石的物理方法主要有磁选、浮选，以及磁选-浮选联合工艺，化学方法有磁化焙烧、酸浸等。由于铁矿石低品位、易泥化等特点，单一的物理方法很难满足选矿要求进而获得高品位铁精矿；酸浸方法虽然成本低，但对原料要求高特别是要求原料中SiO₂含量低，且酸浸设备腐蚀严重。

发明内容

本发明的目的是提供一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，特别是降低矿石中的SiO₂含量。

为解决上述问题，本发明采用的技术方案为：

一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，包括以下步骤：

1)      原矿的破碎及筛分：对高硅低品位氧化铁矿石原矿破碎，筛分，得到15mm～50mm的块矿和<15mm的粉矿，其中块矿又筛分为15mm～30mm和30mm～50mm两种粒级的块矿；

2)      粉矿的处理：

a.       粉矿进行一段粗选预选：对粉矿采用永磁强磁选机进行一段粗选预选，滚筒磁场强度6000～8000Oe，滚筒转速为28～35r/min，抛尾隔板角度为45～53°，预选得到粉矿预选精矿和粗选尾矿；

b.      强磁精矿：对上述粉矿预选精矿破碎至-3mm后，进入球磨机磨矿，球磨机磨矿浓度为50%，磨矿细度至-200目80%，磨矿产品进入强磁机进行一段强磁粗选，获得一段粗选精矿、一段粗选尾矿；对一段粗选尾矿进行一段强磁扫选，获得一段扫选精矿、一段扫选尾矿；对一段扫选尾矿进行二段强磁扫选，获得二段扫选精矿、二段扫选尾矿；将上述一段粗选精矿、一段扫选精矿、二段扫选精矿混合既得强磁精矿；

3)      块矿的处理：

a.       对15mm～30mm块矿进行一粗一扫预选：先经过一段粗选，获得粗精、粗尾，对粗尾进行一段扫选获得扫精、扫尾，所述粗精、扫精合并为该粒级预选精矿；

b.      对30mm～50mm块矿进行一粗二扫预选：先经过一段粗选，获得粗精、粗尾，对粗尾进行一段扫选获得一扫精、一扫尾，再对一扫尾进行二段扫选获得二扫精、二扫尾；所述粗精、一扫精、二扫精合并为该粒级预选精矿；

c.       浮选精矿：对 15mm～30mm、30～50mm两粒级预选精矿合并混匀即得全粒级块矿预选精矿；对所述的全粒级块矿预选精矿焙烧，焙烧后破碎至-3mm，进入球磨机磨矿，磨矿细度至-200目60%的磨矿产品进入湿式滚筒弱磁选机进行一段弱磁选，获得一段精矿、一段尾矿；一段精矿经二段磨矿至-200目80%进行二段弱磁选，二段弱磁选获得二段精矿、二段尾矿；二段精矿进行三段磨矿，磨矿细度至-300目90%进行三段弱磁选得三段精矿、三段尾矿，其中三段精矿即为弱磁选精矿；对所述弱磁选精矿进行一粗一精四扫闭路流程的反浮选工艺最终既得浮选精矿；

4)      综合精矿：所述强磁精矿与浮选精矿1:1混合既得综合精矿。

优选的，控制块、粉矿预选每次抛尾铁品位小于13%。

优选的，所述块矿预选采用永磁强磁选机进行，滚筒磁场强度6000～8000Oe。15mm～30mm块矿进行一粗一扫预选时，滚筒转速均为20～25r/min，抛尾隔板角度45-55°。30mm～50mm块矿进行一粗二扫预选时，滚筒转速均为10～15r/min，抛尾隔板角度45-55°。

优选的，步骤2）b中所述强磁机进行一段强磁粗选磁场强度8000Oe、一段强磁扫选磁场强度10000Oe、二段强磁扫选磁场强度为11000Oe。

优选的，步骤3）c中的焙烧是将所述的全粒级块矿预选精矿缩分、取样，并用不锈钢丝网包成2Kg/个的笼子，投入鞍山式竖炉进行工业焙烧，焙烧时，焙烧炉还原煤气用量1550～1650m³/h，加热煤气用量2800～3000m³/h，竖炉台时处理量27t/h。

优选的，步骤3）所述的一粗一精四扫闭路流程的反浮选工艺中为对所述弱磁选精矿先进行粗选，粗选时先加淀粉600g/t，搅拌5min，再加YG-328B捕收剂100～120g/t，搅拌3min，粗选选别5min，获得粗精矿、粗尾矿，对该粗精矿进行精选，粗尾矿留做一扫原料；精选时加YG-328B捕收剂50～60g/t，搅拌3min，选别3min，精矿为最终浮选精矿，精尾返回做粗选原料；所述粗尾矿进行一扫，获得一扫精、一扫尾，一扫精返回做粗选原料，一扫尾进行二扫；二扫获得二扫精、二扫尾，二扫精返回做一扫原料，二扫尾进行三扫；三扫获得三扫精、三扫尾，三扫精返回做二扫原料，三扫尾进行四扫；四扫获得四扫精、四扫尾，四扫精返回做三扫原料，四扫尾即为最终尾矿。

优选的，各段扫选不加药剂，搅拌时间均为3min、选别时间3～4min。

本发明与现有技术相比具有以下优点：

1.本发明提供了一种高硅铁矿降硅提铁的选矿方法，先将原矿分为粉矿、和两种粒级不同的块矿，针对不同粒级物料采用不同流程的深度预选，分级预选抛尾，通过预选抛除大量围岩、脉石，从而避免了矿石夹杂，可最大限度抛除废石，减少后续选矿负荷。其中，粉矿经预选-强磁选可获得铁品位为46.16%以上的铁精矿，SiO₂含量降至16%左右；不同粒级的块矿经分级预选后混合-焙烧-弱磁选-反浮选，品位可提高至61%以上，SiO₂可降至8%，该浮选精矿可直接入高炉冶炼，工艺适应性强，经济效益好。通过本发明的方法对平均铁品位仅为25%，SiO₂含量高达43%的高硅低品位氧化铁矿石原矿进行分选，最终使铁品位达到53.58%，SiO₂含量降低至12%，全流程金属回收率达到70.9%。

2.本发明采用联合流程，结合粉、块特点，首先通过预选抛除大量围岩、脉石，预选采用控制抛尾铁品位小于13%的方法进行深度预选，可最大限度的抛除矿石中的围岩和废石，为后续降低选矿成本创造有利条件。再将矿物细磨使其充分解离后，分别采用强磁选、焙烧弱磁选-反浮选工艺进行选别，流程适应性强。

3.本发明所述块矿预选采用永磁强磁选机进行， 15mm～30mm块矿进行一粗一扫预选时，滚筒转速20～25r/min大于30mm～50mm块矿进行一粗二扫预选时滚筒的转速10～15r/min，全粒级块矿预选精矿弱磁选采用三段磨矿、三段弱磁选工艺选别，最终磨矿细度达-300目90%，通过增加磨矿细度，可使矿物充分解离以提高弱磁选精矿品位。

4.本发明得到强磁精矿的过程中各段磁场强度不同，磁场强度依次增大，提高金属回收率，最大程度的降低SiO₂ 含量，提高铁品位，强磁精矿铁品位可达46.16% ，SiO₂含量16%左右。

5.本发明焙烧矿后选用弱磁选后再采用阳离子反浮选，与阴离子反浮选相比，泡沫流动性强，可耐低温，且可脱除大量硅质矿物，提高铁品位。本发明特别适用于含硅、铝等酸性矿物的低品位铁矿石分选，对开发利用其他低品位铁矿石也具有较强的借鉴意义。

6.本发明所述浮选为铁精矿反浮选降硅工艺，本发明浮选工艺用于专门降硅，过程易于控制，可通过加药量及操作参数调整控制最终浮选精矿的硅含量，使其达到高炉冶炼要求。浮选后，最终的浮选精矿铁品位高达61%以上，SiO₂低至8%以下，块矿焙烧磁选-反浮选流程金属回收率达到72.8%。

附图说明

图1为本发明粉矿选别流程图；

图2为本发明块矿选别流程图；

图3为本发明弱磁精矿反浮选选别流程图。

具体实施方式

一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，包括以下步骤： 高硅低品位氧化铁矿石原矿铁品位较低，平均铁品位仅为25%，SiO₂含量高达43%。氧化铁矿物以镜（赤）铁矿为主，褐铁矿、菱铁矿次之，脉石矿物主要为碧玉、石英。铁矿物嵌布粒度较细，大多在0.02～0.08mm。原矿的破碎及筛分：将硅质低品位氧化铁矿原矿破碎，筛分，得到<15mm粉矿和15mm～50mm块矿，其中块矿又分15mm～30mm、30mm～50mm两种粒级。

粉矿的处理：如图1所示，其中<15mm粉矿采用采用美国伊力永磁强磁选机进行一段粗选流程预选，滚筒磁场强度约6000～8000Oe。<15mm粉矿预选时，滚筒转速为28～35r/min，抛尾隔板角度为45～53°，预选得到粉矿预选精矿和粗选尾矿，粗选尾矿抛弃，与原粉矿相比，预选后粉矿可提高铁品位4.78个百分点，尾矿品位12.10～12.85%，抛尾率32.0%以上。粉矿预选精矿进入小型鄂式破碎机破碎至-3mm后，进行球磨机磨矿，球磨机为滚筒式球磨机，磨矿介质为钢锻，磨矿浓度为50%，磨矿细度至-200目80%，磨矿产品进入仿琼斯平环强磁机在磁磁场强度为8000Oe下进行强磁一段粗选，获得一段粗选精矿、一段粗选尾矿；对一段粗选尾矿在磁磁场强度为10000Oe下进行一段扫选获得一段扫选精矿、一段扫选尾矿；对一段扫选尾矿在磁磁场强度为11000Oe下进行二段扫选可获得二段扫选精矿、二段扫选尾矿，一段粗选、一段扫选、二段扫选中矿冲洗水量控制在25Kg/min，其中，得到的一段粗选精矿、一段扫选精矿、二段扫选精矿混合为强磁精矿，强磁精矿铁品位可达46.16% ，SiO₂含量16%左右，粉矿预选-强磁选全流程回收率为69%。

块矿的处理：如图2所示，对15mm～30mm块矿采用一粗一扫流程预选，预选试验采用美国伊力永磁强磁选机进行，滚筒磁场强度约6000～8000Oe。滚筒转速均为20～25r/min，抛尾隔板角度50°左右；一段粗选获得粗精、粗尾，粗尾进行一段扫选获得扫精、扫尾，扫尾抛弃，粗精、扫精合并为该粒级预选精矿，铁品位可提高5.06个百分点；对30mm～50mm块矿采用一粗二扫流程预选，预选试验采用美国伊力永磁强磁选机进行，滚筒磁场强度约6000～8000Oe，滚筒转速均为10～15r/min，抛尾隔板角度50°左右。首先，一段粗选可获得粗精、粗尾，对该粗尾进行一段扫选可获得一扫精、一扫尾，然后对该一扫尾再进行二段扫选，可获得二扫精、二扫尾，二扫尾作为最终尾矿抛弃，粗精、一扫精、二扫精合并为该粒级预选精矿，铁品位可在原矿基础上提高4.19个百分点。15mm～30mm、30～50mm两粒级预选精矿合并混匀即得全粒级块矿预选精矿。该精矿铁品位可由原块矿的23.83%提高至28.37%，抛尾品位11.49%，抛尾率26.88%。上述块、粉矿分别进行预选时控制预选抛尾铁品位小于13%。将全粒级块矿预选精矿缩分、取样，并用不锈钢丝网包成2Kg/个的笼子，投入鞍山式竖炉进行工业焙烧。焙烧时，焙烧炉还原煤气用量约1600m³/h左右，加热煤气用量2800～3000m³/h，竖炉台时处理量27t/h；焙烧矿自竖炉搬出机捡出后，拆笼，晾干、经小型鄂式破碎机破碎至-3mm。破碎至-3mm的块矿焙烧矿进入球磨机磨矿，磨矿细度至-200目60%的磨矿产品进入湿式滚筒弱磁选机进行一段弱磁选，获得一段精矿、一段尾矿；一段精矿经二段磨矿至-200目80%进行二段弱磁选，可获得二段精矿、二段尾矿；二段精矿进行三段磨矿，磨矿细度至-300目90%进行三段弱磁选可得三段精矿、三段尾矿，其中三段精矿即为弱磁选精矿，弱磁精矿品位为51%，SiO₂含量25%。上述一、二、三段磨矿采取的球磨机为滚筒式球磨机，磨矿介质为钢锻，磨矿浓度为50%；一、二、三段弱磁选采用湿式滚筒弱磁选机磁场强度为1300Oe。

弱磁选精矿不再磨矿直接反浮选，浮选后得到浮选精矿。如图3所示，浮选工艺流程为一粗一精四扫闭路流程，捕收剂为阳离子醚胺类药剂（代号YG-328B），用量为150～180g/t，其中：粗选、精选捕收剂药剂用量的质量比为2:1，抑制剂为淀粉，不加调整剂。粗选时先加淀粉600g/t，搅拌5min，再加YG-328B捕收剂100～120g/t，搅拌3min，粗选选别5min，获得粗精矿、粗尾矿，对该粗精矿进行精选，对该粗尾矿留做一扫原料；精选时加YG-328B捕收剂50～60g/t，搅拌3min，选别3min，精矿为最终浮选精矿，精尾返回做粗选原料；扫选各段不加药剂，搅拌时间均为3min、选别时间3～4min；所述粗尾矿进行一扫，获得一扫精、一扫尾，一扫精返回做粗选原料，一扫尾进行二扫；二扫获得二扫精、二扫尾，二扫精返回做一扫原料，二扫尾进行三扫；三扫获得三扫精、三扫尾，三扫精返回做二扫原料，三扫尾进行四扫；四扫获得四扫精、四扫尾，四扫精返回做三扫原料，四扫尾即为最终尾矿；以此类推，直到流程平衡为止。浮选后，精矿品位可达61%以上，SiO₂低至8%以下，块矿焙烧磁选-反浮选流程金属回收率72.8%。

最后将所述的强磁精矿与浮选精矿1:1混合即得综合精矿，铁品位为53.58%，SiO₂含量12%，全流程金属回收率70.9%。

Claims (7)

1.一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，其特征在于：包括以下步骤：

1)   原矿的破碎及筛分：

对高硅低品位氧化铁矿石原矿破碎，筛分，得到15mm～50mm的块矿和<15mm的粉矿，其中块矿又筛分为15mm～30mm和30mm～50mm两种粒级的块矿；

2)      粉矿的处理：

a.  粉矿进行一段粗选预选：对粉矿采用永磁强磁选机进行一段粗选预选，滚筒磁场强度6000～8000Oe，滚筒转速为28～35r/min，抛尾隔板角度为45～53°，预选得到粉矿预选精矿和粗选尾矿；

b.  强磁精矿：对上述得到的粉矿预选精矿破碎至-3mm后，进入球磨机磨矿，球磨机磨矿浓度为50%，磨矿细度至-200目，磨矿产品进入强磁机进行一段强磁粗选，获得一段粗选精矿、一段粗选尾矿；对一段粗选尾矿进行一段强磁扫选，获得一段扫选精矿、一段扫选尾矿；对一段扫选尾矿进行二段强磁扫选，获得二段扫选精矿、二段扫选尾矿；将上述一段粗选精矿、一段扫选精矿、二段扫选精矿混合既得强磁精矿；

3)   块矿的处理：

a.   对15mm～30mm块矿进行一粗一扫预选：先经过一段粗选，获得粗精、粗尾，对粗尾进行一段扫选获得扫精、扫尾，所述粗精、扫精合并为该粒级预选精矿；

b.   对30mm～50mm块矿进行一粗二扫预选：先经过一段粗选，获得粗精、粗尾，对粗尾进行一段扫选获得一扫精、一扫尾，再对一扫尾进行二段扫选获得二扫精、二扫尾；所述粗精、一扫精、二扫精合并为该粒级预选精矿；

c.   浮选精矿：对 15mm～30mm、30～50mm两粒级预选精矿合并混匀即得全粒级块矿预选精矿；对全粒级块矿预选精矿焙烧，焙烧后破碎至-3mm，进入球磨机磨矿，磨矿细度至-200目的磨矿产品进入湿式滚筒弱磁选机进行一段弱磁选，获得一段精矿、一段尾矿；一段精矿经二段磨矿至-200目进行二段弱磁选，二段弱磁选获得二段精矿、二段尾矿；二段精矿进行三段磨矿，磨矿细度至-300目进行三段弱磁选得三段精矿、三段尾矿，其中三段精矿即为弱磁选精矿；对所述弱磁选精矿进行一粗一精四扫闭路流程的反浮选工艺最终既得浮选精矿；

4)   综合精矿：所述强磁精矿与浮选精矿1:1混合既得综合精矿。

2.如权利要求1所述的一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，其特征在于：控制块、粉矿预选每次抛尾的铁品位小于13%。

3.如权利要求1所述的一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，其特征在于：步骤2）b中所述强磁机进行一段强磁粗选磁场强度8000Oe、一段强磁扫选磁场强度10000Oe、二段强磁扫选磁场强度为11000Oe。

4.如权利要求1或2所述的一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，其特征在于： 所述块矿预选采用永磁强磁选机进行，滚筒磁场强度6000～8000Oe；15mm～30mm块矿进行一粗一扫预选时，滚筒转速均为20～25r/min，抛尾隔板角度45-55°；30mm～50mm块矿进行一粗二扫预选时，滚筒转速均为10～15r/min，抛尾隔板角度45-55°。

5.如权利要求1-3任一项所述的一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，其特征在于：步骤3）c中的焙烧是将所述的全粒级块矿预选精矿缩分、取样，并用不锈钢丝网包成2Kg/个的笼子，投入鞍山式竖炉进行工业焙烧，焙烧时，焙烧炉还原煤气用量1550～1650m³/h，加热煤气用量2800～3000m³/h，竖炉台时处理量27t/h。

6.如权利要求1-3任一项所述的一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，其特征在于：步骤3）所述的一粗一精四扫闭路流程的反浮选工艺中是对所述弱磁选精矿先进行粗选，粗选时先加淀粉600g/t，搅拌5min，再加YG-328B捕收剂100～120g/t，搅拌3min，粗选选别5min，获得粗精矿、粗尾矿，对该粗精矿进行精选，粗尾矿留做一扫原料；精选时加YG-328B捕收剂50～60g/t，搅拌3min，选别3min，精矿为最终浮选精矿，精尾返回做粗选原料；所述粗尾矿进行一扫，获得一扫精、一扫尾，一扫精返回做粗选原料，一扫尾进行二扫；二扫获得二扫精、二扫尾，二扫精返回做一扫原料，二扫尾进行三扫；三扫获得三扫精、三扫尾，三扫精返回做二扫原料，三扫尾进行四扫；四扫获得四扫精、四扫尾，四扫精返回做三扫原料，四扫尾即为最终尾矿。

7.如权利要求6所述的一种高硅低品位氧化铁矿石的分选方法，其特征在于：各段扫选不加药剂，搅拌时间均为3min、选别时间3～4min。