CN109894256B

CN109894256B - 低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法

Info

Publication number: CN109894256B
Application number: CN201711311360.3A
Authority: CN
Inventors: 衣德强; 张祖刚; 刘安平
Original assignee: Shanghai Meishan Iron and Steel Co Ltd; Nanjing Meishan Metallurgy Development Co Ltd
Current assignee: Nanjing Baodi Meishan Industrial City Development Co ltd; Shanghai Meishan Iron and Steel Co Ltd
Priority date: 2017-12-11
Filing date: 2017-12-11
Publication date: 2021-02-05
Anticipated expiration: 2037-12-11
Also published as: CN109894256A

Abstract

本发明涉及一种低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法，所述方法包括以下步骤：1）将铁矿粉加水搅拌调浆，使之成为悬浮矿浆，便于流动；2）采用水力旋流器进行预先分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序；3）水力旋流器溢流进行弱磁粗选、弱磁精选、弱磁扫选，得到高品位弱磁精矿；4）弱磁扫选尾矿进行筛分隔渣，除去杂物；5）隔渣后的筛下矿浆进行强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿；6）强磁选精矿经过水力旋流器分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序；7）水力旋流器溢流采用螺旋溜槽进行粗选和精选，得到螺旋溜槽精矿。

Description

低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法

技术领域

本发明涉及一种低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法，属于铁矿石选矿领域技术领域。

背景技术

在铁矿选矿领域，常用的提铁降杂工艺流程有阶段磨矿-阶段选别，阶段磨矿-磁选-细筛，阶段磨矿-强磁选-弱磁选-重选，还有通过磁化焙烧再磨再选提高铁精矿品位的工艺。

酒钢选矿厂原焙烧—磁选工艺精矿铁品位56.5%左右，SiO₂+Al₂O₃含量11%左右。采用阳离子反浮选工艺改造后，铁精矿品位达到 60.56%，提高了4个百分点，SiO₂降低了4.74个百分点；马钢南山铁矿凹山选厂，在原有细筛分级—磁选的基础上，筛下磁选精矿采用磁选柱提质，精矿品位由62.5%~63%提高到64.0%~65.5%，Al₂O₃含量降至2%以下，SiO₂含量降至6%以下；太钢峨口铁矿采用阶段磨矿—弱磁选—细筛分级—淘洗磁选工艺流程，铁精矿品位达到66%以上，SiO₂为7%左右。对铁品位63.29%的淘洗磁选给矿进行提铁降硅选矿试验，采用阴离子方法—浮选尾矿再磨弱磁选工艺流程，获得铁精矿品位69.58%、回收率97.05%、SiO₂含量4.23%的指标，尾矿铁品位15.92%；昆钢大红山铁矿二选厂采用振动螺旋溜槽+摇床重选工艺代替浮选工艺，对铁品位49.43%、SiO₂含量16.7%的强磁选精矿进行选别，精矿铁品位提高到58.71%、SiO₂含量降至12.32%，铁回收率85.21%；某铁矿选矿厂处理矿石为磁铁矿、赤铁矿、菱铁矿、黄铁矿复合铁矿，经过两段磨矿分级，浮选脱硫、弱磁强磁选别，得到铁精矿铁品位57.3%、SiO₂5.6%。

目前存在技术问题是铁精矿SiO₂含量在4%以上，高的达到10%以上，极少有降低到4%以下，采用的反浮选工艺需要增加捕收剂、抑制剂、活化剂、调整剂等四种药剂，并且需要蒸气加温，增加选矿成本，同时因泡沫粘性大，难以消泡，为了消泡需要消耗大量高压水，环水水质差，悬浮物浓度高，难以循环利用，影响环保指标，因此，迫切需要一种新的方案解决该技术问题。

发明内容

本发明正是针对现有技术中存在的技术问题，提供一种低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法，该方案采用分级和磨矿工艺，提高铁矿物单体解离度，采用弱磁选选出品位高的磁铁矿，强磁选选出赤铁矿和菱铁矿，螺旋溜槽可以使比重大的赤铁矿与比重小的菱铁矿得到进一步分离，得到高品位赤铁矿，最终产品铁精矿满足烧结原料质量要求。

为了实现上述目的，本发明的技术方案如下，一种低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：1）将铁矿粉加水搅拌调浆，使之成为悬浮松散矿浆，便于流动；2）采用水力旋流器进行预先分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序；3）水力旋流器溢流进行弱磁粗选、弱磁精选、弱磁扫选，得到高品位弱磁精矿；4）弱磁扫选尾矿进行筛分隔渣，除去杂物；5）隔渣后的筛下矿浆进行强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿；6）强磁选精矿经过水力旋流器分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序；7）水力旋流器溢流采用螺旋溜槽进行粗选和精选，得到螺旋溜槽精矿。

作为本发明的一种改进，所述步骤1）将铁矿粉加水搅拌调浆，使之成为悬浮矿浆，具体如下：将低品位铁矿粉均匀给入搅拌桶，加水搅拌调浆，浓度达到20%~25%，作用效果是矿粉和水充分搅拌成为悬浮矿浆，不产生沉淀，便于流动，进入后续工序处理。

作为本发明的一种改进，，所述步骤2）采用水力旋流器进行预先分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序，具体如下，搅拌后的矿浆通过变频调速的渣浆泵，给入水力旋流器进行预先分级浓缩，沉砂浓度65%~70%，自流进入溢流型球磨机磨矿，调整给矿压力到0.085~0.098MPa，旋流器溢流浓度控制在10%~15%，细度控制在＜200目占75%~80%，使磁铁矿单体解离度达到95%~100%，进入选别工序；旋流器溢流用于选别，溢流浓度常规控制在25%~35%，本发明溢流浓度控制在10%~15%的较低浓度，作用是能够使粒度细、单体解离的磁铁矿大部分进入溢流，粒度粗、未解离的连生体进入沉砂，据测定溢流浓度控制在10%~15%的较低值，单体解离的磁铁矿有95%进入溢流中，而溢流浓度控制在25%~35%的，单体解离的磁铁矿只有75%左右进入溢流中。

作为本发明的一种改进，所述步骤3）水力旋流器溢流进行弱磁粗选、弱磁精选、弱磁扫选，得到高品位弱磁精矿，具体如下：弱磁粗选筒表场强119KA/m、弱磁精选筒表场强79KA/m、弱磁扫选筒表场强175KA/m.在低浓度下选出的弱磁精矿铁品位66.5%、石英含量1.41%。而在常规25%以上较高浓度下进行弱磁粗选、弱磁精选、弱磁扫选得到的弱磁精矿铁品位63.5%、石英含量3.41%，原因是溢流浓度控制在25%~35%时，选出的精矿矿物表面仍夹杂有矿泥等脉石矿物，无法得到清洁的铁精矿矿物。

作为本发明的一种改进，所述步骤4）弱磁扫选尾矿进行筛分隔渣，除去杂物，具体如下，弱磁扫选尾矿采用负倾角5°细筛筛分隔渣，筛孔宽度1mm，除去杂物，筛上杂物水分低于9.5%。常规细筛为正倾角20°~30°，矿浆流速快，水分容易进入筛上，筛上水分高于14%，后续汽车运输会引起抛洒滴漏，污染道路路面。

作为本发明的一种改进，所述步骤5）隔渣后的筛下矿浆进行强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿，具体如下，隔渣后的筛下矿浆浓度10%~15%，不经浓缩作业直接进行强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿；强磁粗选背景场强1.1T，强磁扫选背景场强1.3T.充分选出赤铁矿和菱铁矿连生体。隔渣后的筛下矿浆不经浓缩作业，效果是减少作业环节，降低运行成本，同时低浓度进入强磁作业选别，矿浆悬浮松散，矿粉不易沉降，有利于导磁棒介质吸附弱磁性矿物，选出精矿夹杂脉石少，铁品位达到46.4%；而如果提高给入浓度达到25%时，则铁品位只有42.6%，石英含量15%。

作为本发明的一种改进，所述步骤6）强磁选精矿经过水力旋流器分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序，具体如下，溢流细度控制在＜200目占90%~95%，使赤铁矿单体解离度达到95%~100%，浓度15%~20%，进入选别工序。

作为本发明的一种改进，所述步骤7）具体如下，水力旋流器溢流采用螺旋溜槽进行粗选和精选，选出赤铁矿，菱铁矿和石英进入尾矿，得到较高品位的螺旋溜槽精矿。本发明采用螺旋溜槽分离赤铁矿和菱铁矿、石英，螺旋溜槽选出精矿铁品位57.24%、石英含量4%，充分利用矿物比重差；而如果采用强磁选选别，选出精矿铁品位50.6%、石英含量8%，赤铁矿和菱铁矿比磁化系数相近，高场强下不易分离，强磁选选出精矿仍含有部分菱铁矿，而菱铁矿由于含铁品位低且烧损高，进入精矿会降低铁品位，供给烧结，降低烧结矿产量和利用系数。

相对于现有技术，本发明具有如下优点，1）该技术方案中的所有选别作业均调整在低浓度下进行，确保矿浆中颗粒处于悬浮状态，有利于与脉石矿物的分离，减少精矿中夹杂脉石量，铁品位提高幅度大，石英脱除率高；2）该方案不使用化学药剂，不消耗热能，选矿过程溢流水澄清，悬浮物≤200mg/l，不外排，可以循环利用，对于生态环境具有重要作用；3）该方案采用分级和磨矿工艺，提高铁矿物单体解离度，采用弱磁选选出品位高的磁铁矿，强磁选选出赤铁矿和菱铁矿，螺旋溜槽可以使比重大的赤铁矿与比重小的菱铁矿得到分离，得到高品位赤铁矿。产品铁精矿满足烧结原料质量要求；最终把无法利用的低品位铁矿粉，加工为优质铁精矿，根据YB/T4267-2011铁矿石产品等级划分，铁品位达到三级品指标，石英含量高于一级品要求。

附图说明

图1为低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法流程图。

具体实施方式：

为了加深对本发明的理解，下面结合附图对本实施例做详细的说明。

实施例1：参见图1，一种低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法，所述方法包括以下步骤：1）将铁矿粉加水搅拌调浆，使之成为悬浮矿浆，便于流动；2）采用水力旋流器进行预先分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序；3）水力旋流器溢流进行弱磁粗选、弱磁精选、弱磁扫选，得到高品位弱磁精矿；4）弱磁扫选尾矿进行筛分隔渣，除去杂物；5）隔渣后的筛下矿浆进行强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿；6）强磁选精矿经过水力旋流器分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序；7）水力旋流器溢流采用螺旋溜槽进行粗选和精选，得到螺旋溜槽精矿，所述步骤1）将铁矿粉加水搅拌调浆，使之成为悬浮矿浆，具体如下：将低品位铁矿粉均匀给入搅拌桶，加水搅拌调浆，浓度达到20%~25%，作用效果是矿粉和水充分搅拌成为悬浮矿浆，不产生沉淀，便于流动，进入后续工序处理，所述步骤2）采用水力旋流器进行预先分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序，具体如下，搅拌后的矿浆通过变频调速的渣浆泵，给入水力旋流器进行预先分级浓缩，沉砂浓度65%~70%，自流进入溢流型球磨机磨矿，调整给矿压力0.085~0.098MPa，旋流器溢流浓度控制在10%~15%，细度控制在＜200目占75%~80%，使磁铁矿单体解离度达到95%~100%，进入选别工序；旋流器溢流用于选别，溢流浓度常规控制在25%~35%，本发明溢流浓度控制在10%~15%的较低浓度，作用是能够使粒度细、单体解离的磁铁矿大部分进入溢流，粒度粗、未解离的连生体进入沉砂，据测定溢流浓度控制在10%~15%的较低值，单体解离的磁铁矿有95%进入溢流中，而溢流浓度控制在25%~35%的，单体解离的磁铁矿只有75%左右进入溢流中，所述步骤3）水力旋流器溢流进行弱磁粗选、弱磁精选、弱磁扫选，得到高品位弱磁精矿，具体如下：弱磁粗选筒表场强119KA/m、弱磁精选筒表场强79KA/m、弱磁扫选筒表场强175KA/m.在低浓度下选出的弱磁精矿铁品位66.5%、石英含量1.41%。而在常规25%以上较高浓度下进行弱磁粗选、弱磁精选、弱磁扫选得到的弱磁精矿铁品位63.5%、石英含量3.41%，原因是溢流浓度控制在25%~35%时，选出的精矿矿物表面仍夹杂有矿泥等脉石矿物，无法得到清洁的铁精矿矿物，所述步骤4）弱磁扫选尾矿进行筛分隔渣，除去杂物，具体如下，弱磁扫选尾矿采用负倾角5°细筛筛分隔渣，筛孔宽度1mm，除去杂物，筛上杂物水分低于9.5%。常规细筛为正倾角20~30°，矿浆流速快，水分容易进入筛上，筛上水分高于14%，后续汽车运输会引起抛洒滴漏，污染道路路面，所述步骤5）隔渣后的筛下矿浆进行强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿，具体如下，隔渣后的筛下矿浆浓度10%~15%，不经浓缩作业直接进行强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿；强磁粗选背景场强1.1T，强磁扫选背景场强1.3T.充分选出赤铁矿和菱铁矿连生体。隔渣后的筛下矿浆不经浓缩作业，效果是减少作业环节，降低运行成本，同时低浓度进入强磁作业选别，矿浆悬浮松散，矿粉不易沉降，有利于导磁棒介质吸附弱磁性矿物，选出精矿夹杂脉石少，铁品位达到46.4%；而如果提高给入浓度达到25%时，则铁品位只有42.6%，石英含量15%；所述步骤6）强磁选精矿经过水力旋流器分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序，具体如下，溢流细度控制在＜200目占90%~95%，使赤铁矿单体解离度达到95%~100%，浓度15%~20%，进入选别工序；所述步骤7）具体如下，水力旋流器溢流采用螺旋溜槽进行粗选和精选，选出赤铁矿，菱铁矿和石英进入尾矿，得到较高品位的螺旋溜槽精矿。本发明采用螺旋溜槽分离赤铁矿和菱铁矿、石英，螺旋溜槽选出精矿铁品位57.24%、石英含量4%，充分利用矿物比重差；而如果采用强磁选选别，选出精矿铁品位50.6%、石英含量8%，赤铁矿和菱铁矿比磁化系数相近，高场强下不易分离，强磁选选出精矿仍含有部分菱铁矿，而菱铁矿由于含铁品位低且烧损高，进入精矿会降低铁品位，供给烧结，降低烧结矿产量和利用系数。

应用实施例，参见图1，一种低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法，所述方法包括以下步骤：1）对铁矿粉进行性质分析和矿物鉴定，测定了粒度为＜200目50%,铁品位46.92%，查清了有用矿物有磁铁矿、赤铁矿、菱铁矿，赤铁矿和菱铁矿嵌布紧密杂质主要含有石英，分布于所有铁矿物中。主要杂质石英含量10.87%；铁物相分析表明，磁性铁品位26.82%，赤铁矿铁品位10.71%，菱铁矿铁品位7.57%。

铁物相分析

TFe	Fe3O4	Fe2O3	FeCO3	FeS2	FeSiO3
						46.92	26.82	10.71	7.57	1.17	0.65

将铁品位46.92%、石英含量10.87%的铁矿粉混匀后，通过抓斗给入皮带均匀进入φ2.5×2.5m搅拌桶，加水搅拌调浆，浓度达到20%；

2）搅拌后的矿浆采用φ250mm旋流器组进行预先分级浓缩，得到沉砂浓度65%，给入φ3.6×6m溢流型球磨机磨矿，调整旋流器给矿压力0.085MPa，旋流器溢流细度控制在＜200目占75%，使磁铁矿单体解离度达到95%，浓度10%，进入选别工序；

3）水力旋流器溢流采用规格φ1.2×3m筒式磁选机进行弱磁粗选、弱磁精选、弱磁扫选，精选尾矿和粗选尾矿进行扫选，弱磁粗选筒表场强119KA/m、弱磁精选筒表场强79KA/m、弱磁扫选筒表场强175KA/m，筒体转速25转/分；得到高品位的弱磁精矿铁品位66.5%、石英含量1.41%；

4）弱磁扫选尾矿采用负倾角5°宽度1.2m、长度4m的细筛筛分隔渣，筛孔宽度1mm，除去杂物和大颗粒，筛上杂物水分低于9%。常规细筛为正倾角20~30°，矿浆流速快，筛上水分高于14%，不利于后续运输；

5）隔渣后的筛下矿浆浓度10%，采用外径3m的立环高梯度强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿；使用导磁不锈钢介质直径为φ1.5mm，转环转速4转/分，脉动冲次200次/分，强磁粗选背景场强1.1T，强磁扫选背景场强1.3T.充分选出赤铁矿和菱铁矿连生体；得到强磁精矿铁品位46.4%、石英含量10.24%；

6）强磁选精矿经过φ150mm旋流器组分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流细度控制在＜200目占90%，使赤铁矿单体解离度达到95%，浓度15%，进入选别工序；

7）水力旋流器溢流采用螺旋槽外径φ400mm、螺距200mm的螺旋溜槽进行粗选和精选，选出比重大的赤铁矿，比重小的菱铁矿和石英进入尾矿，得到较高品位的螺旋溜槽精矿铁品位57.24%、石英含量4%。弱磁精矿和螺旋溜槽精矿合并为综合铁精矿铁品位62.28%、石英含量2.59%.铁回收率86.12%，石英脱除率84.54%，尾矿铁品位降低到18.54%。铁精矿矿矿浆经过φ50m自动提耙浓缩机浓缩，底流进96m2盘式过滤机过滤得到水分8.5%的铁精矿，满足火车和汽车运输需要，溢流水澄清再利用；尾矿矿矿浆经过φ25m高效浓缩后浓度达到52%，采用隔膜泵输送到尾矿库堆存，溢流水澄清再利用。

需要说明的是上述实施例，并非用来限定本发明的保护范围，在上述技术方案的基础上所作出的等同变换或替代均落入本发明权利要求所保护的范围。

Claims

1.一种低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：1)将铁矿粉加水搅拌调浆，使之成为悬浮矿浆，便于流动；2)采用水力旋流器进行预先分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序；3)水力旋流器溢流进行弱磁粗选、弱磁精选、弱磁扫选，得到高品位弱磁精矿；4)弱磁扫选尾矿进行筛分隔渣，除去杂物；5)隔渣后的筛下矿浆进行强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿；6)强磁选精矿经过水力旋流器分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序；7)水力旋流器溢流采用螺旋溜槽进行粗选和精选，得到螺旋溜槽精矿；

所述步骤1)将铁矿粉加水搅拌调浆，使之成为悬浮矿浆，具体如下：将低品位铁矿粉均匀给入搅拌桶，加水搅拌调浆，浓度达到20％～25％；

所述步骤2)采用水力旋流器进行预先分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序，具体如下：搅拌后的矿浆通过变频调速的渣浆泵，给入水力旋流器进行预先分级浓缩，沉砂浓度65％～70％，自流进入溢流型球磨机磨矿，调整给矿压力0.085～0.098MPa，旋流器溢流浓度控制在10％～15％，细度控制在＜200目占75％～80％，使磁铁矿单体解离度达到95％～100％，进入选别工序；旋流器溢流用于选别，溢流浓度控制在10％～15％的较低浓度；

所述步骤3)水力旋流器溢流进行弱磁粗选、弱磁精选、弱磁扫选，得到高品位弱磁精矿，具体如下：弱磁粗选筒表场强119KA/m、弱磁精选筒表场强79KA/m、弱磁扫选筒表场强175KA/m.在低浓度下选出的弱磁精矿铁品位66.5％、石英含量1.41％；

所述步骤4)弱磁扫选尾矿进行筛分隔渣，除去杂物，具体如下：弱磁扫选尾矿采用负倾角5°细筛筛分隔渣，筛孔宽度1mm，除去杂物，筛上杂物水分低于9.5％。

2.根据权利要求1所述的低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法，其特征在于，所述步骤5)隔渣后的筛下矿浆进行强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿，具体如下：隔渣后的筛下矿浆浓度10％～15％，不经浓缩作业直接进行强磁粗选和强磁扫选，得到强磁选精矿；强磁粗选背景场强1.1T，强磁扫选背景场强1.3T.充分选出赤铁矿和菱铁矿连生体。

3.根据权利要求2所述的低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法，其特征在于，所述步骤6)强磁选精矿经过水力旋流器分级浓缩，沉砂进行磨矿，溢流进入选别工序，具体如下：溢流细度控制在＜200目占90％～95％，使赤铁矿单体解离度达到95％～100％，浓度15％～20％，进入选别工序。

4.根据权利要求3所述的低品位铁矿粉提铁降杂选矿方法，其特征在于，所述步骤7)具体如下：水力旋流器溢流采用螺旋溜槽进行粗选和精选，选出赤铁矿，菱铁矿和石英进入尾矿，得到较高品位的螺旋溜槽精矿。