一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法

摘要

本发明公开了一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法，原矿进行磨矿、弱磁选‑强磁选，获得弱磁选铁精矿及强磁选铁精矿,将强磁选铁精矿经过细筛筛分作业，获得筛下合格铁精矿；对筛上产品给入预先分级‑再磨‑强磁选工艺，抛除合格尾矿，获得强磁选粗精矿；对强磁选粗精矿给入正浮选作业，获得正浮选铁精矿、抛除合格尾矿，最终获得TFe品位>58.5％、SiO2含量

权利要求

1.一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法，首先对TFe品位在40.0％-48.0％范围、碳酸铁占铁矿物总量在15％-25％之间的高碳酸盐混合铁矿石原矿进行磨矿、弱磁选-强磁选，获得TFe品位≥64.5％、SiO2含量≤2.5％的弱磁选铁精矿及TFe品位在38.5-41.5％的强磁选铁精矿；所述的弱磁选采用的磁选设备为永磁筒式磁选机，采用一次粗选、一次扫选，一次粗选的磁感应强度为0.15-0.18T，一次扫选的磁感应强度为0.36-0.45T；所述的强磁选采用的磁选设备为立环脉动高梯度强磁选机，采用一次粗选、二次扫选，一次粗选、二次扫选的磁感应强度分别为0.19-0.22T、0.24-0.27T、0.29-0.33T；其特征在于还采用以下工艺：

1)强磁选铁精矿经过细筛筛分作业，获得筛下合格铁精矿，所述细筛的筛孔尺寸控制在筛下合格铁精矿TFe品位≥43.5％、SiO2含量≤7.7％；

2)对步骤1)获得的筛上产品给入预先分级-再磨-强磁选工艺，抛除合格尾矿，获得强磁选粗精矿；预先分级的溢流粒度控制在-0.076mm 85-90％；

3)对步骤2)获得的强磁选粗精矿给入正浮选作业，获得正浮选铁精矿、抛除合格尾矿，通过调整正浮选的次数、pH调整剂用量、捕收剂用量，控制正浮选铁精矿TFe品位≥43.0％、SiO2含量≤7.9％；

正浮选作业，采用一次粗选、一次扫选；正浮选粗选采用硫酸为pH调整剂、石油磺酸钠为捕收剂；按照浮选给矿的干矿量计：正浮选粗选pH调整剂用量为1200-1500g/t、捕收剂用量为310-390g/t，正浮选扫选作业再添加130-160g/t的捕收剂；

4)将弱磁选铁精矿、步骤1)获得的筛下合格铁精矿、步骤3)获得的正浮选铁精矿合并获得TFe品位>58.5％、SiO2含量<4％、碱比≥0.9的最终混合铁精矿。

2.如权利要求1所述的一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述的步骤2)采用的强磁选设备为立环脉动高梯度强磁选机，磁感应强度范围在0.28-0.33T。

3.如权利要求1或2所述的一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述的细筛筛分作业采用筛孔尺寸为0.1mm的高频细筛；所述的步骤2)中的预先分级采用水力旋流器，强磁选工艺中采用的强磁选设备的磁感应强度为0.3T；步骤3)中正浮选扫选作业再添加150g/t的捕收剂。

说明书

一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法

技术领域

[0001] 本发明属于铁矿石选矿技术领域，具体涉及一种含碳酸盐混合铁矿石的选矿方法，特别适合于原矿TFe品位在40.0％-48.0％范围、碳酸铁占铁矿物总量在15％-25％之间的高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法。

背景技术

[0002] 含高碳酸盐混合铁矿石中含铁矿物主要有磁铁矿、半假象赤铁矿、假象赤铁矿、菱铁矿、黄铁矿等；脉石矿物主要有碳酸盐矿物、绿泥石、高岭土、石英、方柱石、透辉石、石榴子石等。含菱铁矿的铁矿石在我国铁矿资源中占有一定的比例，单就菱铁矿资源而言，储量居世界前列，已探明储量18.34亿t，占我国铁矿石探明储量的3.4％，另有保有储量18.21亿t。菱铁矿一般与赤(褐)铁矿、磁铁矿、褐铁矿等铁矿物相互伴生或共生，矿物组成复杂，单独存在的很少。再者，该铁矿石受到当前分选技术和成本的限制，国内的这种铁矿石利用率较低，相当数量的菱铁矿作为尾矿丢弃。

[0003] 目前选矿采用的工艺流程为入选原矿经二段破碎、磁、重选预先抛尾，得到粗精矿经细碎后给入磨浮系统，经闭路磨矿后-0.076mm含量达68％左右，再经浮选脱硫、弱磁选-强磁选降磷、浓缩过滤脱水后为最终铁精矿(TFe品位>57％，碱比约0.75)。随着采掘向下延伸，原矿中磁性矿含量下降，赤(褐)铁矿、菱铁矿比例上升，将进一步导致铁精矿含铁品位和碱比的下降。

[0004] 矿石的碱比＝(CaO+MgO)/(SiO2+Al2O3)，指的是矿石中的碱性氧化物与酸性氧化物的比值，若碱比<0.5，为酸性矿石；0.5<碱比<0.8，为半自熔性矿石，0.8<碱比<1.2，为自熔性矿石，这类矿石在炼铁过程中不需添加或少加熔剂，故称自熔性矿石。它具有降低焦炭消耗，提高高炉利用系数的优点，是冶炼经济效果较高的矿石。因此，在一定的范围内，适当提高铁精矿碱比，对冶炼有利。

[0005] 含高碳酸盐混合铁矿石采用的弱磁-强磁选流程，弱磁、强磁选皆采用多次选别，弱磁精矿与强磁精矿合并获得铁品位>57％的铁精矿。因为弱磁精矿中的SiO2含量已经很低，因此要想提高最终铁精矿的碱比，则需要降低强磁精矿中的SiO2、Al2O3含量。

[0006] 《矿产综合利用》2015年4月第2期发表的“含菱铁矿难选铁矿石的特点及选矿技术研究趋势”一文中介绍了几种典型含菱铁矿复杂难选铁矿的选矿技术应用发展情况。如东北大学矿物加工团队开发了一种创新性的选矿工艺－分步浮选，并在工业上成功实施，基本上解决了仅用阴离子反浮选工艺不适应处理该部分矿石的技术难题，分步浮选技术是采用阴离子捕收剂首先在pH值为中性的条件下正浮选工艺提前选出碳酸盐类铁矿石，然后在pH值为强碱性的条件下进行反浮选工艺回收铁矿，获得了总的铁精矿铁品位为63％以上，回收率为65％左右的工业技术指标，这也为回收含菱铁矿的铁矿资源开辟了一种新的技术方法；梅山矿业公司根据自身铁矿石的性质特点，从建厂以来不断与国内高校及科研院所合作对该矿石进行技术攻关，开发了一系列选矿技术研究，例如浮选、磁选、分级浮选等降磷工艺研究，上世纪90年中期年又进行弱磁－浮选和弱磁－强磁等降磷工业试验研究，到本世纪初，工业上确定了以浮选(除硫)－弱磁－强磁(磁选降磷)选矿工艺流程，该工艺的应用改善了选矿技术指标，随着近年来大型球磨设备、新型强磁机设备的出现，以及大型浮选机工艺改进和浮选药剂的改善，梅山选矿厂的整个工艺流程进一步完善，目前该选矿厂铁精矿品位为58.31％，综合作业回收率高达91.78％，其中硫、磷的含量仅为0.27％、0.22％，铁精矿的品质达到了预期的工业指标，为公司创造了可观的经济效益和社会效益；
酒钢技术中心采用强磁(抛尾)－精矿再磨－反浮选工艺流程处理含镜铁矿、菱铁矿、褐铁矿难选铁矿石，在实验室半工业连续试验取得了很好的效果，铁精矿品位为54.7％，回收率也达到77％。

[0007] 但上述技术也存在着选矿工艺流程长、流程结构复杂、选矿成本高、铁的综合回收率低等问题，而且都未综合考虑在提高铁精矿品位和回收率的同时，如何提高铁精矿的碱比，以满足冶炼的要求。

发明内容

[0008] 本发明的目的就是针对现有技术中存在的上述问题，而提供一种工艺流程简单、分选精度高、混合铁精矿回收率高且适宜微细粒嵌布的高碳酸盐混合铁矿石处理的含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法。

[0009] 为实现本发明的上述目的，本发明一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法采用的技术方案是：首先对TFe品位在40.0％-48.0％范围、碳酸铁占铁矿物总量在15％-25％之间的高碳酸盐混合铁矿石原矿进行磨矿、弱磁选-强磁选，获得TFe品位≥64.5％、SiO2含量≤2.5％的弱磁选铁精矿及TFe品位在38.5-41.5％的强磁选铁精矿；所述的弱磁选采用的磁选设备为永磁筒式磁选机，采用一次粗选、一次扫选；所述的强磁选采用的磁选设备为立环脉动高梯度强磁选机；其特征在于还采用以下工艺：

[0010] 1)强磁选铁精矿经过细筛筛分作业，获得筛下合格铁精矿，所述细筛的筛孔尺寸控制在筛下合格铁精矿TFe品位≥43.5％、SiO2含量≤7.7％；

[0011] 2)对步骤1)获得的筛上产品给入预先分级-再磨-强磁选工艺，抛除合格尾矿，获得强磁选粗精矿；预先分级的溢流粒度控制在-0.076mm 85-90％；

[0012] 3)对步骤2)获得的强磁选粗精矿给入正浮选作业，获得正浮选铁精矿、抛除合格尾矿，通过调整正浮选的次数、pH调整剂用量、捕收剂用量，控制正浮选铁精矿TFe品位≥43.0％、SiO2含量≤7.9％；

[0013] 4)将弱磁选铁精矿、步骤1)获得的筛下合格铁精矿、步骤3)获得的正浮选铁精矿合并获得TFe品位>58.5％、SiO2含量<4％、碱比≥0.9的最终混合铁精矿。

[0014] 所述的弱磁选-强磁选工艺中，弱磁选的一次粗选、一次扫选的磁感应强度分别为0.15-0.18T、0.36-0.45T；所述的弱磁选-强磁选工艺中，强磁选采用的一次粗选、二次扫选的磁感应强度分别为0.19-0.22T、0.24-0.27T、0.29-0.33T；所述的步骤2)强磁选工艺采用的强磁选设备以立环脉动高梯度强磁选机为宜，磁感应强度范围在0.28-0.33T，。

[0015] 所述的步骤3)中的正浮选作业，采用一次粗选、一次扫选为佳。

[0016] 所述的正浮选粗选采用硫酸为pH调整剂、石油磺酸钠为捕收剂；按照浮选给矿的干矿量计，其较佳的药剂用量为：正浮选粗选pH调整剂用量为1200-1500g/t、捕收剂用量为310-390g/t，正浮选扫选作业再添加130-160g/t的捕收剂。

[0017] 一般情况下，所述的细筛筛分作业采用筛孔尺寸为0.1mm的高频细筛；所述的步骤2)中的预先分级采用水力旋流器，预先分级的溢流粒度控制在-0.076mm 85-90％，强磁选工艺中采用的强磁选设备的磁感应强度为0.3T；步骤3)中正浮选扫选作业再添加150g/t的捕收剂。

[0018] 上述细筛筛孔尺寸、磨矿粒度、磁感应强度、药剂用量等参数的具体值，可以根据矿石性质，通过实验室试验结果确定，但需保证最终混合铁精矿的TFe品位>58.5％、SiO2含量<4％、碱比≥0.9。

[0019] 与现有技术相比，本发明一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法具有如下优点：

[0020] ①对含高碳酸盐混合铁矿石的强磁选铁精矿首先采用细筛筛分可得到占强磁选铁精矿量60％的筛下合格铁精矿，实现了“能收早收”，大幅减少了后续处理的矿量，有利于节能降耗。

[0021] ②细筛筛上产品经再磨-强磁选，又可抛除绝大部分尾矿。

[0022] ③强磁选粗精矿经正浮选，又可获得小部分微细粒嵌布的正浮选铁精矿，提高铁回收率。

[0023] ④与背景技术中的工艺一比较，采用强磁选粗精矿正浮选，规避了强磁选选择性差的缺点，主要发挥其适宜于抛尾的特点；并发挥了正浮选选择性好的特点。

[0024] ⑤与背景技术中的工艺二比较，由于采用细筛-再磨-强磁-正浮选联合工艺，可降低尾矿TFe品位，提高金属回收率。且正浮选的处理的矿量大为降低，仅相当于强磁选铁精矿量的25％，有利于降低药剂消耗，减少环境污染，利于环境保护。

附图说明

[0025] 图1为本发明一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法的原则工艺流程图。

[0026] 图2为本发明一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法的实施例全流程数质量流程图。

具体实施方式

[0027] 为描述本发明，下面结合附图和实施例对本发明一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法做进一步详细说明。

[0028] 高碳酸盐混合铁矿石样品取自江苏某铁矿，原矿化学多元素分析结果分别见表1，铁物相分析结果见表2。

[0029] 表1高碳酸盐混合铁矿石化学多元素分析结果

[0030]化验项目 TFe SFe FeO SiO2 Al2O3 CaO
含量(％) 46.42 45.59 17.56 10.76 1.72 6.28
化验项目 MgO S P K2O Na2O 烧损
含量(％) 1.57 0.98 0.29 0.24 0.10 8.07

[0031] 表2高碳酸盐混合铁矿石铁物相分析结果

[0032]

[0033]

[0034] 由表1、表2可看出，该高碳酸盐混合铁矿石杂质多，硅、铝、硫、磷、钾、钠为主要杂质元素，矿石中主要可回收的有用铁矿物为磁铁矿、赤(褐)铁矿及碳酸铁，由于属于磁铁矿、赤(褐)铁矿、碳酸铁矿共伴生，目的矿物多，且杂质元素多，增加了选别难度。

[0035] 由图1所示的本发明一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法的原则工艺流程图及图2所示的本发明一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法的实施例全流程数质量流程图看出，本发明种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法采用以下工艺、步骤：

[0036] (1)原矿石磨矿、弱磁选-强磁选作业

[0037] 首先对高碳酸盐混合铁矿石进行磨矿、弱磁选(一粗、一扫)-强磁选(一粗、二扫)，磨矿粒度为-0.076mm65％，获得TFe品位≥64.5％、SiO2含量≤2.5％的弱磁选铁精矿及TFe品位在38.5-41.0％的强磁选铁精矿。所述的弱磁选采用永磁筒式磁选机，一次粗选、一次扫选的磁感应强度分别为0.16T、0.4T；所述的强磁选采用立环脉动高梯度强磁选机，一次粗选的磁感应强度为0.2T，二次扫选的磁感应强度分别为0.25T、0.3T。

[0038] (2)强磁选铁精矿细筛作业

[0039] 强磁选铁精矿经过细筛筛分作业，获得筛下合格铁精矿，所述细筛的筛孔尺寸控制在筛下合格铁精矿TFe品位≥43.5％、SiO2含量≤7.7％；细筛筛分作业采用筛孔尺寸为0.1mm的高频细筛。

[0040] (3)细筛筛上产品预先分级-再磨-强磁选作业

[0041] 将细筛筛上产品用泵给入水力旋流器进行预先分级，溢流粒度控制在-0.076mm 85-90％，沉砂进入球磨机进行再磨，球磨机排矿返回水力旋流器形成闭路；水力旋流器溢流给入强磁选，抛除大部分尾矿，获得强磁选粗精矿；强磁选采用的设备为立环脉动高梯度强磁选机，磁感应强度为0.3T。

[0042] (4)将强磁选粗精矿给入一次粗选、一次扫选的正浮选作业，获得正浮选铁精矿、抛除合格尾矿，通过调整正浮选的次数、pH调整剂用量、捕收剂用量，控制正浮选铁精矿TFe品位≥43.0％、SiO2含量≤7.9％；正浮选粗选采用硫酸为pH调整剂、石油磺酸钠为捕收剂；按照浮选给矿的干矿量计：正浮选粗选pH调整剂用量为1200-1500g/t、捕收剂用量为310-
370g/t，正浮选扫选作业再添加150g/t的捕收剂。

[0043] (5)将弱磁选铁精矿、筛下合格铁精矿、正浮选铁精矿合并获得TFe品位>58.5％、SiO2含量<4％、碱比≥0.9的最终混合铁精矿。

[0044] 本发明实施例获得的最终混合铁精矿TFe品位高达58.99％、SiO2含量3.97％，铁回收率>88.0％，碱比可由0.75提高至0.98，最终混合铁精矿由半自熔性矿石变为自熔性矿石。铁精矿化学多元素分析结果见表3。

[0045] 表3总铁精矿化学多元素分析结果

[0046]化验项目 TFe SFe FeO SiO2 Al2O3 CaO
含量(％) 58.99 58.62 20.73 3.97 0.46 2.93
化验项目 MgO S P K2O Na2O 烧损(Ig)
含量(％) 1.42 0.26 0.11 0.084 0.051 7.87

[0047] 为自熔性铁精粉。

[0048] 另外根据烧结公式：TFe*100/(100-Ig-CaO-MgO)＝67.20％，说明该高碳酸盐混合铁矿石获得的高钙镁低硅铝铁精矿虽然铁品位较低，但是其烧结指标相当于铁品位67.2％的酸性铁精矿粉，冶炼性能优异。