CN113042202A - 一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法。本发明对难选混合铁矿块矿竖炉磁化焙烧弱磁选和粉矿磨矿强磁选，将磁选后的强磁选粗精矿和弱磁选粗精矿混合进行反浮选，弱磁选粗精矿在调整剂淀粉的作用下对细粒级的强磁选粗精矿选择性絮凝，影响了粗精矿单独浮选的表面性质，改变了捕收剂与铁精矿的作用效果，从而解决了强磁选精矿单独阳离子反浮选泡沫量大、流动性差的问题，且大大降低了捕收剂用量。此外，通过本发明磁选‑反浮选联合流程提高了金属铁的回收率，并降低了SiO2含量。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法。
背景技术
我国铁矿资源丰富，据国土资源部统计数据，截止2018年底查明资源储量达852.19亿t，但复杂难选铁矿资源所占比例超过三分之二，这部分铁矿资源结晶粒度微细、矿物组成复杂，采用常规选矿技术无法获得较好的技术经济指标，大部分该类资源尚未获得工业化开发利用。能够利用的资源量仅不到三分之一，且其中约65%又为氧化铁矿石。
难选混合铁矿（镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿及脉石）强磁选精矿铁品位低、SiO2含量一般在10%以上，回收率低。SiO2含量高会导致两方面的问题。一是该类铁精矿经烧结配料时，需配入大量的溶剂，使得高炉冶炼的焦炭用量大，高炉利用系数低。二是为控制精矿中的SiO2含量，强磁选回收率降低，金属流失量大。弱磁铁精矿阳离子反浮选提质降杂，试验研究及工艺应用较为常见，如酒钢工业生产指标弱磁精矿铁品位提高4个百分点，二氧化硅降低4.5个百分点，反浮选作业回收率93~94％。强磁精矿单独阳离子反浮选提质降杂曾经在云南、陕西进行工业化生产，但因为强磁精矿阳离子反浮选提质降杂泡沫量大、流动性差，目前试验研究及工艺应用大多存在这一问题。
发明内容
针对上述技术问题，本发明的目的提供一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法。
为了达到上述目的，本发明采用以下技术方案：
本发明一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法，包括以下步骤：
（1）块矿竖炉磁化焙烧弱磁选：将难选混合铁矿15~100mm的块矿采用竖炉进行磁化焙烧，焙烧矿磨至-300目90~95%，采用三段弱磁选，获得SiO2含量10%以上的弱磁选粗精矿和弱磁尾矿。其中，所述难选混合铁矿包括镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、脉石；所述脉石包括碧玉、石英、铁千枚岩、铁白云石、重晶石、黄铁矿、黄铜矿。
（2）粉矿磨矿强磁选：将难选混合铁矿0~15mm粉矿磨至-200目60~70%,采用强磁机进行两段或三段强磁选别抛尾,获得SiO2含量10%以上的强磁选粗精矿和强磁尾矿。其中，所述难选混合铁矿包括镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、脉石；所述脉石包括碧玉、石英、铁千枚岩、铁白云石、重晶石、黄铁矿、黄铜矿。
（3）将上述强磁选粗精矿进行细磨,磨至-300目85~95%后与弱磁选粗精矿混合。其中，所述强磁选粗精矿与弱磁粗精矿以1:0.5~1:1.5的质量比混合。
（4）将上述混合矿样的矿浆浓度控制在25~45%，按给矿干基重计算，加入调整剂淀粉800~1200g/t，阳离子捕收剂90~140g/t，搅拌、反浮选，获得铁品位50%以上、SiO2含量6%以下的反浮选综合铁精矿和反浮选尾矿。其中。所述调整剂淀粉的质量浓度为1~2%；所述阳离子捕收剂的质量浓度为1~2%；所述反浮选流程为一粗一精三扫或一粗一精四扫闭路。
强磁选精矿再磨后泥化严重，单独阳离子反浮选时捕收剂与矿泥作用造成药剂用量增大、泡沫量大，流动性差，强磁选粗精矿和弱磁选粗精矿混合进行反浮选，弱磁选粗精矿在调整剂淀粉的作用下对细粒级的强磁选粗精矿选择性絮凝，影响了强磁选粗精矿和弱磁选粗精矿单独浮选的表面性质，改变了捕收剂与铁精矿的作用效果，可降低了药剂用量，解决泡沫量大，流动性差的问题。
本发明相对现有技术具有以下有益效果：
本发明将强磁选粗精矿和弱磁选粗精矿混合进行反浮选，弱磁选粗精矿在调整剂淀粉的作用下对细粒级的强磁选粗精矿选择性絮凝，影响了强磁选粗精矿和弱磁选粗精矿单独浮选的表面性质，改变了捕收剂与铁精矿的作用效果，解决了强磁选精矿单独阳离子反浮选泡沫量大，流动性差的问题，且大大降低了捕收剂用量，与弱磁精矿单独反浮选相比，可降低捕收剂用量35%。此外，通过磁选-反浮选联合流程提高了金属铁的回收率，并降低了SiO2含量，SiO2含量的降低会减少高炉CaO含量的使用量，降低高炉焦比，提高高炉利用系数，从而提高了该类难选混合矿样的利用效益。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面通过具体实施例对本发明作进一步说明。
实施例1
将铁品位为34.70%、SiO2含量20.27%的混合铁矿，采用一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法，包括以下步骤：
（1）块矿竖炉磁化焙烧弱磁选：对难选混合铁矿（镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿及脉石）15~100mm的块矿采用竖炉进行磁化焙烧，焙烧矿磨至-300目94.2%，采用三段弱磁选，获得铁品位53.45%、SiO2含量10.91%的弱磁选粗精矿和弱磁尾矿；
（2）粉矿磨矿强磁选：对难选混合铁矿（镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿及脉石）0~15mm粉矿磨至-200目60.5%，采用强磁机进行三段强磁选别抛尾,获得铁品位42.14%，SiO2含量11.16%的强磁选粗精矿和强磁尾矿，强磁选回收率为90.24%；
（3）对上述强磁选粗精矿进行细磨,磨至-300目90.5%后与弱磁选粗精矿以2:3的质量比混合，混合后的混合矿样铁品位49.03%，SiO2含量11.02%；
（4）控制上述混合矿样的矿浆浓度为27.5%，加入浓度为2%的调整剂淀粉1000g/t，浓度为1%的阳离子捕收剂YG-328B 90g/t，一粗一精四扫反浮选闭路流程，获得铁品位52.31%、SiO2含量5.98%的反浮选综合铁精矿和反浮选尾矿。反浮选作业回收率为94.23%；粉矿强磁选—反浮选流程回收率为85.03%。
实施例2
将铁品位为33.15%、SiO2含量23.31%的混合铁矿，采用一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法，包括以下步骤：
（1）块矿竖炉磁化焙烧弱磁选：对难选混合铁矿（镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿及脉石）15~100mm的块矿采用竖炉进行磁化焙烧，焙烧矿磨至-300目93.5%，采用三段弱磁选，获得铁品位54.40%，SiO2含量11.30%的弱磁选粗精矿和弱磁尾矿；
（2）粉矿磨矿强磁选：对难选混合铁矿（镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿及脉石）0~15mm粉矿磨至-200目62.7%，采用强磁机进行二段强磁选别抛尾，获得铁品位40.80%，SiO2含量13.66%的强磁选粗精矿和铁品位12.85%的强磁尾矿，强磁选回收率为89.39%；
（3）对上述强磁选粗精矿进行细磨，磨至-300目91.2%后与弱磁选粗精矿以1:1的质量比混合，混合矿样铁品位47.6%，SiO2含量12.48%；
（4）控制上述混合矿样的矿浆浓度在27.5%，加入浓度为2%的调整剂淀粉1000g/t，浓度为1%的阳离子捕收剂YG-328B 120g/t，一粗一精四扫反浮选闭路流程，获得铁品位51.52%以上、SiO2含量5.62%的反浮选综合铁精矿和反浮选尾矿，反浮选作业回收率为93.07%；粉矿强磁选—反浮选流程回收率为83.16%。
本发明实施例2与块矿15~100mm焙烧磁选-反浮选及粉矿（0~15mm）强磁选指标对比见下表。
由表中可见，本发明与传统焙烧磁选~浮选工艺流程相比，在最终精矿SiO2含量相近时，有如下优点：一是浮选捕收剂用量由140g/t降低到了90g/t，捕收剂用量降低了35%。二是金属铁的回收率由77.54%提高了83.19%，提高了5.65个百分点。降低了金属铁的损失量。
本发明与单独的强磁选指标比较，在精矿中SiO2含量降低2.66个百分点同时，金属铁回收率提高了18.83个百分点。精矿中SiO2含量的降低会减少高炉CaO含量的使用量，降低高炉焦比，提高高炉利用系数，提高了该类矿石的利用效益。
Claims (6)
1.一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法，包括以下步骤：
（1）块矿竖炉磁化焙烧弱磁选：将难选混合铁矿15~100mm的块矿采用竖炉进行磁化焙烧，焙烧矿磨至-300目90~95%，采用三段弱磁选，获得SiO2含量10%以上的弱磁选粗精矿和弱磁尾矿；
（2）粉矿磨矿强磁选：将难选混合铁矿0~15mm粉矿磨至-200目60~70%,采用强磁机进行两段或三段强磁选别抛尾,获得SiO2含量10%以上的强磁选粗精矿和强磁尾矿；
（3）将上述强磁选粗精矿进行细磨，磨至-300目85~95%后与弱磁选粗精矿混合；
（4）将上述混合矿样的矿浆浓度控制在25~45%，加入调整剂淀粉800~1200g/t，阳离子捕收剂90~140g/t，搅拌、反浮选，获得铁品位50%以上、SiO2含量6%以下的反浮选综合铁精矿和反浮选尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法，其特征在于：步骤（1）、（2）中，所述难选混合铁矿包括镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、脉石；所述脉石包括碧玉、石英、铁千枚岩、铁白云石、重晶石、黄铁矿、黄铜矿。
3.根据权利要求1所述的一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法，其特征在于：步骤（3）中，所述强磁选粗精矿与弱磁粗精矿以1:0.5~1:1.5的质量比混合。
4.根据权利要求1所述的一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法，其特征在于：步骤（4）中，所述调整剂淀粉的质量浓度为1~2%。
5.根据权利要求1所述的一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法，其特征在于：步骤（4）中，所述阳离子捕收剂的质量浓度为1~2%。
6.根据权利要求1所述的一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法，其特征在于：步骤（4）中，所述反浮选流程为一粗一精三扫或一粗一精四扫反浮选流程。
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