CN105772216B - 一种用复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法 - Google Patents

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Abstract

本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种用复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法。本发明是首先对复杂难选铁矿石进行磨矿分级处理，对分级溢流产品进行磁选预富集，获得粉状预富集精矿，将粉状预富集精矿给入悬浮焙烧炉获得悬浮焙烧矿，将悬浮焙烧矿加水制成矿浆，进行预选，获得的磁选精矿作为粗精矿，采用电磁精选机对粗精进行精选，获得的精选精矿过滤去除水分，获得铁品位60%～68%的精矿产品，铁的回收率为80%~90%，对铁品位60%～68%的精矿产品进行反浮选脱硅，进一步获得铁品位61%～69%的精矿产品。本发明得到铁品位大于60%的铁精矿产品，铁的回收率大于80%，产品指标稳定，经济性好，复杂难选铁矿资源能得到高效利用。

Description

一种用复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种用复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法。
背景技术
我国铁矿资源禀赋差，整体呈现出品位低、嵌布粒度细、组成复杂的特点，即通常说的“贫、细、杂”，致使97％以上的铁矿石需要经过破碎、磨矿、磁选、浮选等复杂的选矿工艺处理才能入炉冶炼。由于铁矿石复杂难选，我国已探明铁矿资源的开发利用程度较低，目前仅有查明资源储量的269.3亿t被开发利用，未开发矿区资源量高达529.2亿t，资源开发利用率不足35％。
目前，我国各大铁矿山开发利用的铁矿资源大多为复杂难选铁矿石，所采用的加工工艺为破碎、磨矿、磁-重-浮联合分选流程，该流程结构复杂、工序繁琐、生产成本高、且生产指标相对较差。例如，鞍钢集团采用以浮选为主的工艺处理含碳酸盐铁矿石，选厂生产指标为原矿品位30％，精矿品位63％～64％，铁回收率60％～65％；采用重选-弱磁-强磁-阴离子反浮选工艺处理鞍山式赤铁矿，选厂生产指标为原矿品位29％～30％，精矿品位65％～67％，回收率70％～75％。酒钢集团采用竖炉磁化焙烧-磁选-浮选工艺处理100～15mm镜铁矿块矿，可得到铁品位约为60％、铁回收率为70％～75％的铁精矿；而占采出矿石总量约50％的15～0mm粉矿采用强磁选的选矿工艺，仅获得品位为45％～46％，回收率为60％～65％。陕西大西沟矿业公司采用煤基回转窑焙烧-磁选-反浮选工艺处理菱铁矿，选厂生产指标为原矿品位26％～28％，精矿品位约为60％，铁回收率70％～75％。太钢集团采用弱磁-强磁-混合磁精矿再磨-阴离子反浮选工艺处理微细粒赤铁矿，生产指标为原矿铁品位30％，精矿铁品位65％、回收率70％～72％。
根据铁矿加工企业生产现状可知，我国铁精矿生产技术指标为精矿品位60％～67％，铁回收率为60％～75％。铁精矿品位均在60％以上，符合炼铁要求，然而金属回收率不足75％，严重造成了资源的浪费。
发明内容
针对现有复杂难选铁矿石在加工技术上存在的上述问题，本发明提供一种复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法，目的是通过对复杂难选铁矿石破碎和磨矿后进行磁选预富集，再经高温焙烧和悬浮态还原，然后进行磨矿-磁选-精选，得到铁品位大于60％、铁回收率大于80％的铁精矿产品。
实现本发明目的的技术方案按照以下步骤进行：
(1)将复杂难选铁矿石破碎至粒度≤20mm，放入球磨机与旋流器组成的闭路磨矿系统进行磨矿分级处理，得到分级溢流产品中粒度-0.074mm的部分占铁矿石总重量的40％～80％；
(2)对分级溢流产品进行磁选预富集，首先利用弱磁选机进行弱磁选获得弱磁选精矿和弱磁选尾矿，采用强磁选机对弱磁选尾矿进行一段强磁选，获得一段强磁选精矿和一段强磁选尾矿，将一段强磁选精矿和弱磁选精矿合并作为预富集精矿；
当预富集精矿铁回收率小于90％时，则针对一段强磁选尾矿进行二段强磁选，获得二段强磁选精矿和二段强磁选尾矿，将弱磁选精矿、一段强磁选精矿和二段强磁选精矿合并作为预富集精矿，根据预富集精矿铁回收率判断是否需要进行三段强磁选，直至预富集精矿铁回收率大于90％；
对预富集精矿过滤获得含水质量在5％～20％的滤饼，即粉状预富集精矿；
(3)将粉状预富集精矿给入悬浮焙烧炉，加热至600～850℃进行高温焙烧5～60s，使粉状预富集精矿中的菱铁矿和褐铁矿转换成赤铁矿，然后置于还原气氛条件下于500～600℃悬浮态保温5～60min，再在无氧条件下间接水冷至300-500℃，然后通入空气冷却，获得悬浮焙烧矿；
(4)将悬浮焙烧矿加水制成重量浓度60％～80％的矿浆，采用搅拌磨机将其磨至-400目的部分占焙烧矿总重量的70％～95％，然后用筒式磁选机进行预选，控制磁力范围为0.11～0.25T，获得的磁选精矿作为粗精矿；
(5)采用电磁精选机对粗精进行精选，获得的精选精矿过滤去除水分，获得铁品位60％～68％的精矿产品，铁的回收率为80％～90％；
对铁品位60％～68％的精矿产品进行反浮选脱硅，进一步获得铁品位61％～69％的精矿产品。
所述的复杂难选铁矿石的铁品位为20％～50％。
所述的还原气氛为一氧化碳气氛或氢气气氛或煤气气氛。
所述的用电磁精选机进行精选时，控制电磁精选机的电流为0.5～2.5A，上升水流速度5～35cm/s。
所述的预富集精矿的铁品位为33％～41％。
所述的悬浮焙烧矿的铁品位为40％～50％。
所述的粗精矿的铁品位在55％～62％。
所述的弱磁选时的磁力范围为0.1～0.4T。
所述的一段强磁选的磁力范围为0.8～1.0T。
所述的二段及二段以后的强磁选的磁力范围为1.0～1.5T。
所述的悬浮焙烧炉是ZL201310329654.4中公开的流态化悬浮焙烧炉。
对于含泥量少、嵌布粒度粗等特性的矿石可适当减少预选作业，甚至取消预选。
与现有技术相比，本发明的特点和有益效果是：
本发明方法是通过磁选预富集再经高温焙烧和悬浮态还原，其中磁选预富集的目的在于提高给料的铁品位，为悬浮焙烧准备粒度组成和性质适宜的给料，包括降低后续焙烧-还原-磨矿-磁选的处理量，脱除有害杂质，防止悬浮焙烧设备结瘤、结疤，脱除矿泥和部分脉石，获得粒度适宜、质量均匀的物料，保证焙烧和还原过程的顺行，在悬浮焙烧炉加热过程中弱磁性铁矿物转化为强磁性铁矿物，然后进行磨矿-磁选-精选，得到铁品位大于60％的铁精矿产品，铁的回收率大于80％，产品指标稳定，经济性好，复杂难选铁矿资源能得到高效利用。
附图说明
图1为本发明的复杂难选铁矿石生产铁精矿的新工艺的流程示意图。
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强磁选机为Slon立环电磁脉动高梯度磁选机。
本发明实施例中采用的搅拌磨机为SLJM-2L立式超细搅拌磨机，球磨介质为钢球或陶瓷球。
本发明实施例中采用的电磁精选机为DFXL-II型电磁精选机。
本发明实施例中进行磨矿处理时，球磨机进行球磨时的磨矿浓度为70～75％，旋流器分级时的矿压力为0.15～0.5MPa。
实施例1
本实施例中的复杂难选铁矿石是酒钢粉矿，其是一种含有镜铁矿、褐铁矿、菱铁矿、赤铁矿等多种铁矿物的复杂难选铁矿石，铁品位为37.1％，目前生产指标为精矿品位46-48％，回收率60-70％，其生产铁精矿的工艺如图1所示，按照以下步骤进行：
(1)将复杂难选铁矿石破碎至粒度≤20mm，放入球磨机与旋流器组成的闭路磨矿系统进行磨矿分级处理，得到分级溢流产品中粒度-0.074mm的部分占铁矿石总重量的55％；
(2)对分级溢流产品进行磁选预富集，首先利用弱磁选机进行弱磁选获得弱磁选精矿和弱磁选尾矿，弱磁选时的磁力范围为0.1T，采用强磁选机对弱磁选尾矿进行一段强磁选，一段强磁选的磁力范围为1.0T，获得一段强磁选精矿和一段强磁选尾矿，将一段强磁选精矿和弱磁选精矿合并作为预富集精矿，铁品位为34.1％，总回收率为96.92％；
对预富集精矿过滤获得含水质量在12.32％的滤饼，即粉状预富集精矿；
(3)将粉状预富集精矿给入悬浮焙烧炉，加热至820℃进行高温焙烧55s，使粉状预富集精矿中的菱铁矿和褐铁矿转换成赤铁矿，然后通入CO体积浓度为30％的还原气体，于500℃悬浮态保温50min，再在无氧条件下间接水冷冷却至400℃，然后通入空气冷却，获得悬浮焙烧矿，悬浮焙烧矿的铁品位为40.5％；
(4)将悬浮焙烧矿加水制成重量浓度65％的矿浆，采用搅拌磨机将其磨至-400目的部分占焙烧矿总重量的90％，然后用筒式磁选机进行预选，控制磁力范围为0.15T，获得的磁选精矿作为粗精矿，粗精矿的品位为55.6％；
(5)采用电磁精选机对粗精进行精选，获得的精选精矿过滤去除水分，获得铁品位60.08％的精矿产品，铁的回收率为82.3％；
对铁品位60.08％的精矿产品添加15g/t的十二胺，进行反浮选脱硅，进一步获得铁品位61.42％的精矿产品。
实施例2
本实施例中的复杂难选铁矿石是东鞍山铁矿石，其是含有磁铁矿、褐铁矿、菱铁矿、赤铁矿等多种铁矿物的复杂难选铁矿石，铁品位为33.25％，目前生产指标为精矿品位63％，回收率65％，其生产铁精矿的工艺如图1所示，按照以下步骤进行：
(1)将复杂难选铁矿石破碎至粒度≤20mm，放入球磨机与旋流器组成的闭路磨矿系统进行磨矿分级处理，得到分级溢流产品中粒度-0.074mm的部分占铁矿石总重量的55％；
(2)对分级溢流产品进行磁选预富集，首先利用弱磁选机进行弱磁选获得弱磁选精矿和弱磁选尾矿，弱磁选时的磁力范围为0.2T，采用强磁选机对弱磁选尾矿进行一段强磁选，一段强磁选的磁力范围为0.8T，获得一段强磁选精矿和一段强磁选尾矿，针对一段强磁选尾矿进行二段强磁选，二段强磁选的磁力范围为1.0T，获得二段强磁选精矿和二段强磁选尾矿，将弱磁选精矿、一段强磁选精矿和二段强磁选精矿合并作为预富集精矿，铁品位为38.9％，总回收率为97.21％；
对预富集精矿过滤获得含水质量在10.05％的滤饼，即粉状预富集精矿；
(3)将粉状预富集精矿给入悬浮焙烧炉，加热至720℃进行高温焙烧15s，使粉状预富集精矿中的菱铁矿和褐铁矿转换成赤铁矿，然后通入氢气体积浓度为30％的还原气体，于600℃悬浮态保温50min，再在无氧条件下间接水冷冷却至450℃，然后通入空气冷却，获得悬浮焙烧矿，悬浮焙烧矿的铁品位为47.5％；
(4)将悬浮焙烧矿加水制成重量浓度70％的矿浆，采用搅拌磨机将其磨至-400目的部分占焙烧矿总重量的95％，然后用筒式磁选机进行预选，控制磁场强度为0.12T，获得的磁选精矿作为粗精矿，粗精矿的品位为58.8％；
(5)采用电磁精选机对粗精进行精选，获得的精选精矿过滤去除水分，获得铁品位65.47％的精矿产品，铁的回收率为83.5％；
对铁品位65.47％的精矿产品添加35g/t的十二胺，进行反浮选脱硅，进一步获得铁品位67.56％的精矿产品。

Claims (5)

1.一种复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法，其特征在于按照以下步骤进行：
(1)将复杂难选铁矿石破碎至粒度≤20mm，放入球磨机与旋流器组成的闭路磨矿系统进行磨矿分级处理，得到分级溢流产品中粒度-0.074mm的部分占铁矿石总重量的40％～80％；
(2)对分级溢流产品进行磁选预富集，首先利用弱磁选机进行弱磁选获得弱磁选精矿和弱磁选尾矿，所述的弱磁选时的磁力范围为0.1～0.4T；采用强磁选机对弱磁选尾矿进行一段强磁选，所述的一段强磁选的磁力范围为0.8～1.0T，获得一段强磁选精矿和一段强磁选尾矿，将一段强磁选精矿和弱磁选精矿合并作为预富集精矿；
当预富集精矿铁回收率小于90％时，则针对一段强磁选尾矿进行二段强磁选，获得二段强磁选精矿和二段强磁选尾矿，将弱磁选精矿、一段强磁选精矿和二段强磁选精矿合并作为预富集精矿，根据预富集精矿铁回收率判断是否需要进行三段强磁选，直至预富集精矿铁回收率大于90％；所述的二段及二段以后的强磁选的磁力范围为1.0～1.5T；
对预富集精矿过滤获得含水质量在5％～20％的滤饼，即粉状预富集精矿；
(3)将粉状预富集精矿给入悬浮焙烧炉，加热至600～850℃进行高温焙烧5～60s，使粉状预富集精矿中的菱铁矿和褐铁矿转换成赤铁矿，然后置于还原气氛条件下于500～600℃悬浮态保温5～60min，再在无氧条件下间接水冷至300-500℃，然后通入空气冷却，获得悬浮焙烧矿；
(4)将悬浮焙烧矿加水制成重量浓度60％～80％的矿浆，采用搅拌磨机将其磨至-400目的部分占焙烧矿总重量的70％～95％，然后用筒式磁选机进行预选，控制磁力范围为0.11～0.25T，获得的磁选精矿作为粗精矿，所述的粗精矿的铁品位在55％～62％；
(5)采用电磁精选机对粗精进行精选，其中控制电磁精选机的电流为0.5～2.5A，上升水流速度5～35cm/s，获得的精选精矿过滤去除水分，获得铁品位60％～68％的精矿产品，铁的回收率为80％～90％；
对铁品位60％～68％的精矿产品进行反浮选脱硅，进一步获得铁品位61％～69％的精矿产品。
2.根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法，其特征在于所述的复杂难选铁矿石的铁品位为20％～50％。
3.根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法，其特征在于所述的还原气氛为一氧化碳气氛或氢气气氛或煤气气氛。
4.根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法，其特征在于所述的预富集精矿的铁品位为33％～41％。
5.根据权利要求1所述的一种复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法，其特征在于所述的悬浮焙烧矿的铁品位为40％～50％。
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