微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法

摘要

本发明公开了一种微细粒磁‑赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法，将微细粒磁‑赤混合铁矿石进行磨矿－分级，分级溢流给入一次中磁选－一次强磁选作业，抛出一次强磁选尾矿，将获得的一次中磁选精矿、一次强磁选精矿合并后给入预先分级－再磨作业，预先分级溢流给入二次中磁选－二次强磁选作业，将获得的二次中磁选精矿、二次强磁选精矿合并后给入阴离子反浮选作业。阴离子反浮选作业采用的药剂制度为：氢氧化钠为pH调整剂，玉米淀粉为铁矿物抑制剂，石灰为活化剂，RA‑915为捕收剂。本发明具有铁精矿品位高、回收率高、尾矿铁品位低、浮选给矿量少且清洁环保等优点，取得了意想不到的技术指标。

权利要求

1.一种微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法，将原矿TFe品位在30.0％～

35.0％之间、赤褐铁矿占铁矿物总量在60％以上、假象赤铁矿占铁矿物总量10％以上的微细粒磁-赤混合铁矿石进行磨矿－分级，控制分级溢流粒度－0.076mm80％～88％，所述的磨矿－分级作业采用的磨矿设备为球磨机，分级作业采用的分级设备为螺旋分级机，其特征在于采用以下工艺：(1)将分级溢流给入一次中磁选－一次强磁选作业，抛出一次强磁选尾矿，分别获得一次中磁选精矿、一次强磁选精矿；所述的一次中磁选的磁场强度为308～398kA/m，所述的一次强磁选的磁场强度为1094～1194kA/m；一次中磁选设备采用湿式永磁筒式中场强磁选机，一次强磁选设备采用Slon立环脉动高梯度强磁选机；

(2)将步骤(1)获得的一次中磁选精矿、一次强磁选精矿合并后给入预先分级－再磨作业，预先分级溢流粒度控制在－0.0385mm82％～88％；将预先分级溢流给入二次中磁选－二次强磁选作业，抛出二次强磁选尾矿，分别获得二次中磁选精矿、二次强磁选精矿；所述的二次中磁选的磁场强度为308～398kA/m，所述的二次强磁选的磁场强度为1094～

1194kA/m；预先分级－再磨作业采用的预先分级设备为水力旋流器，再磨作业采用的磨矿设备为塔磨机，所述的塔磨机为中钢集团安徽天源科技股份有限公司生产的铁矿细磨用塔磨机；二次中磁选设备采用湿式永磁筒式中场强磁选机，二次强磁选设备采用Slon立环脉动高梯度强磁选机；

(3)将步骤(2)获得的二次中磁选精矿、二次强磁选精矿合并后给入阴离子反浮选作业，阴离子反浮选作业采用一次反浮粗选、一次反浮精选、2～4次反浮扫选；所述的阴离子反浮选作业采用的药剂制度为：氢氧化钠为pH调整剂，玉米淀粉为铁矿物抑制剂，石灰为活化剂，RA-915为捕收剂；以浮选给矿的干矿量计，一次反浮粗选的pH调整剂氢氧化钠用量

1150～1280g/t、抑制剂玉米淀粉用量为950～1060g/t、活化剂石灰用量475～530g/t、捕收剂RA-915用量850～960g/t；在一次反浮精选的捕收剂RA-915用量135～165g/t；反浮扫选不添加药剂；所述的反浮选作业采用的浮选设备为北京矿冶研究总院生产的KYF型大型浮选机。

2.如权利要求1所述的微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法，其特征在于：

所述的二次中磁选的磁场强度为318～368kA/m，所述的二次强磁选的磁场强度为1114～

1164kA/m。

3.如权利要求1或2所述的微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法，其特征在于：在反浮选作业中，一次反浮粗选的pH调整剂氢氧化钠用量1180～1230g/t、抑制剂玉米淀粉用量为980～1030g/t g/t、活化剂石灰用量480～515g/t、捕收剂RA-915用量875～

930g/t；一次反浮精选的捕收剂RA-915用量145～155g/t。

说明书

微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法

技术领域

[0001] 本发明属于铁矿石选矿技术领域，尤其是涉及微细粒磁-赤混合铁矿石的选矿方法，特别适合于处理原矿TFe品位在30.0％～35.0％之间、赤褐铁矿占铁矿物总量在60％以上、假象赤铁矿占铁矿物总量10％以上、铁矿物嵌布粒度微细的磁-赤混合铁矿石。

背景技术

[0002] 近年来，国民经济的持续快速发展促进了我国钢铁行业的迅猛发展，并由此使我国对铁矿石的需求量大幅增加[我国铁矿资源储量虽然大，但低品位贫矿多。我国95％以上的铁矿石储量为贫矿，平均品位仅32.00％左右。细粒嵌布的矿石多，多数要磨细到－0.076mm 90％以上，或者－0.043mm90％以上铁矿物才能单体解离，而且复杂难选，因此造成选矿成本高，能耗大，有害物质排放严重。

[0003] 目前国内外处理微细粒磁铁矿常用的方法有单一弱磁选流程、弱磁选—反浮选流程、弱磁选—细筛—弱磁选流程或弱磁选—重选流程，都是在弱磁选抛尾的基础上对弱磁精矿进一步提质。但在实际应用中，以上几种方法，或者耗能大，或者不能较大幅度提高铁精矿品位，或者对铁精矿回收率太低，造成资源大量的浪费，常用的阳离子捕收剂十二胺不仅操作难度大、选择性也不好，而用阴离子捕收剂处理的矿石局限性强、且添加药剂种类较多，药剂成本较高。

[0004] 对于微细粒赤铁矿赤铁矿石的选矿，最常用的典型选矿工艺流程有阶段磨矿或连续磨矿、粗细分选、重选—弱磁选—高梯度磁选—阴离子反浮选工艺,连续磨矿、弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺,焙烧、阶段磨矿—高效磁选—阳离子反浮选工艺等。

[0005] 《金属矿山》2010年第4期刊登的“某微细粒赤铁矿选矿工艺研究”，对某微细粒赤铁矿分别采用阶段磨矿—重选—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程和阶段磨矿—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程进行了选别试验,前者获得的铁精矿铁品位为64.88％,铁回收率为79.91％,后者获得的铁精矿铁品位为65.45％,铁回收率为79.84％。
但该工艺获得的铁精矿品位仍然较低，且不适合微细粒磁-赤混合铁矿石的选矿提纯。《现代矿业》2016年第5期发表的“山西某微细粒铁矿石选矿试验”一文中，矿石中主要铁矿物为磁铁矿和赤(褐)铁矿，石铁品位为38.82％，铁矿物嵌布粒度微细，原矿在磨矿细度为－
0.038mm占85％条件下经弱磁—强磁选，混磁精再磨至－0.038mm占85％条件下，经1粗1精3扫反浮选，可获得精矿铁品位65.12％、回收率76.98％的指标，铁回收率偏低。

[0006] 某超大型微细粒磁-赤混合铁矿石选矿厂，选矿工艺采用短流程，即原矿-半自磨-球磨(-0.076mm 85％)-弱磁-强磁-混合精矿再磨(-0.0385mm 85％)-阴离子反浮选工艺流程，选矿厂建成并成功投产后，铁精矿品位可以达到设计要求(>65％)，但铁回收率不甚理想。主要是因为工艺技术受选厂建设时的装备水平、药剂、技术条件的局限，经过近几年连续生产，一些问题渐渐暴露出来，主要有如下问题：

[0007] (1)强磁选尾矿铁品位偏高，一般为11％～12％，铁损失率>15％。

[0008] (2)环水水质恶化浮选指标。混合粗精矿再磨至-0.0385mm 85％后直接进行浮选。虽然开发了耐泥药剂，但细泥在系统中累积，加上整个环水pH值高达10，不利于矿泥沉降，只能通过各段加药剂浓缩，药剂的残留明显影响精矿品位和回收率指标。

[0009] (3)浮选给矿铁品位偏低，浮选尾矿铁品位偏高。浮选尾矿铁品位>20％，浮选尾矿中-20μm粒级TFe品位35％左右，主要是由于机械夹杂进入浮选尾矿之中。

发明内容

[0010] 本发明的目的就是针对现有技术中存在的上述问题，而提供一种尾矿中微细粒铁矿物损失较小、铁回收率高、铁品位高且清洁环保的微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法。

[0011] 为实现本发明的上述目的，本发明微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法采用的工艺、步骤为：

[0012] 将原矿TFe品位在30.0％～35.0％之间、赤褐铁矿占铁矿物总量在60％以上、假象赤铁矿占铁矿物总量10％以上的微细粒磁-赤混合铁矿石进行磨矿－分级，控制分级溢流粒度－0.076mm80％～88％，其特征在采用以下工艺处理：

[0013] (1)将分级溢流给入一次中磁选－一次强磁选作业，抛出一次强磁选尾矿，分别获得一次中磁选精矿、一次强磁选精矿；所述的一次中磁选的磁场强度为308～398kA/m，以318～368kA/m为宜；所述的一次强磁选的磁场强度为1094～1194kA/m，以1114～1164kA/m为佳。

[0014] (2)将步骤(1)获得的一次中磁选精矿、一次强磁选精矿合并后给入预先分级－再磨作业，预先分级溢流粒度控制在－0.0385mm82％～88％；将预先分级溢流给入二次中磁选－二次强磁选作业，抛出二次强磁选尾矿，分别获得二次中磁选精矿、二次强磁选精矿；所述的二次中磁选的磁场强度为308～398kA/m，以318～368kA/m为宜；所述的二次强磁选的磁场强度为1094～1194kA/m，以1114～1164kA/m为佳。

[0015] (3)将步骤(2)获得的二次中磁选精矿、二次强磁选精矿合并后给入阴离子反浮选作业，阴离子反浮选作业采用一次反浮粗选、一次反浮精选、2～4次反浮扫选，以3次反浮扫选为宜；所述的阴离子反浮选作业采用的药剂制度为：氢氧化钠为pH调整剂，玉米淀粉为铁矿物抑制剂，石灰为活化剂，RA-915为捕收剂；

[0016] 以浮选给矿的干矿量计的各药剂用量为：在阴离子反浮选作业中，pH调整剂氢氧化钠用量1150～1280g/t，抑制剂玉米淀粉用量为950～1060g/t g/t，活化剂石灰用量475～530g/t，捕收剂RA-915用量850～960g/t；在一次反浮精选中，捕收剂RA-915用量135～165g/t；反浮扫选不添加药剂。

[0017] 在反浮选作业中，较优的药剂制度为：pH调整剂氢氧化钠用量1180～1230g/t，抑制剂玉米淀粉用量为980～1030g/t g/t，活化剂石灰用量480～515g/t，捕收剂RA-915用量875～930g/t；一次反浮精选中，捕收剂RA-915用量145～155g/t。

[0018] 所述的一次中磁选设备、二次中磁选设备皆采用湿式永磁筒式中场强磁选机，所述的一次强磁选设备、二次强磁选设备皆采用立环脉动高梯度强磁选机。

[0019] 所述的磨矿－分级作业采用的磨矿设备为球磨机，分级作业采用的分级设备为螺旋分级机；所述的预先分级－再磨作业采用的预先分级设备为水力旋流器，再磨作业采用的磨矿设备为塔磨机。所述的塔磨机为中钢集团安徽天源科技股份有限公司生产的铁矿细磨用塔磨机。所述的反浮选作业采用的浮选设备为北京矿冶研究总院(北京矿冶集团有限公司)生产的KYF型大型浮选机。

[0020] 与现有技术相比，本发明微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法具有如下优点：

[0021] ①针对微细粒磁-赤混合铁矿石中含有的假象、半假象赤铁矿不能被弱磁选回收的问题，用中磁选取代弱磁选。通过对比试验可以看出，采用中磁选代替弱磁选，中磁选精矿产率比弱磁精矿产率高7～9个百分点，尾矿品位下降2个百分点以上。说明中磁选使弱磁选不能回收的假象、半假象赤铁矿，通过中磁选得到了回收，既降低了后续强磁选的给矿铁品位，又减少了强磁选的给矿量，而且假象、半假象赤铁矿的磁性虽较磁铁矿弱，但却远比赤铁矿磁性强，这部分假象、半假象赤铁矿若不提前回收而进入强磁选，容易堵塞介质盒，影响强磁选别指标。

[0022] ②强磁选采用超高磁场强度的脉动高梯度强磁选设备，大大降低了强磁尾矿铁品位，减少了金属流失。

[0023] ③二段磨矿后在浮选之前继续采用中磁-强磁选，既提高了浮选给矿铁品位，又抛除了大量的低品位尾矿，减少了浮选的给矿量，并且强磁选也能起到一定的脱泥效果。

[0024] ④一般认为，在磨矿粒度较细的条件下，不适宜采用强磁选，因为强磁选对微细粒级的回收效果不佳。但是从本发明的实施例可以看出，二段磨矿粒度-0.0385mm85％的条件下，采用超高磁场强度的强磁选机，在磁场强度1114kA/m时，强磁尾矿铁品位不到9.5％，可以作为合格尾矿丢弃，起到了意想不到的技术效果。

[0025] ⑤本发明的原矿磨矿采用球磨机，再磨采用塔磨机，既充分发挥了球磨机处理能力大，又发挥了塔磨机磨矿均匀、泥化及过粉碎现象少、无效能耗低、生产费用低、细磨的特点。

附图说明

[0026] 图1为本发明微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法的原则工艺流程图。

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微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法做进一步详细说明。

[0028] 微细粒磁-赤混合铁矿石样品取自华北地区某铁矿，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原矿化学多元素分析结果(％)

[0030]化验项目 TFe SiO2 Al2O3 CaO MgO
含量(％) 30.60 51.32 1.25 1.22 0.92
化验项目 S P K2O Na2O 烧损
含量(％) 0.014 0.032 0.13 0.088 1.65

[0031] 表2原矿铁物相分析结果

[0032]

[0033]

[0034] 由表1、表2可看出，本矿石为低硫磷高硅铁矿石，硅为主要杂质元素，矿石中主要可回收的有用铁矿物为磁铁矿、假象赤铁矿及赤(褐)铁矿。

[0035] 由图1所示的本发明微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法的原则工艺流程图并结合表1、表2看出，本发明一种微细粒磁-赤混合铁矿石的磁－浮联合选矿方法在实施例中，将原矿TFe品位在30.60％，其中含磁铁矿之铁6.39％、含假象赤铁矿之铁3.60％、含赤(褐)铁矿之铁19.15％的微细粒磁-赤混合铁矿石进行磨矿－分级，所述的磨矿－分级作业采用的磨矿设备为球磨机，分级作业采用的分级设备为螺旋分级机；控制分级溢流粒度－0.076mm85％，并采用以下工艺：

[0036] (1)将分级溢流给入一次中磁选－一次强磁选作业，抛出一次强磁选尾矿，分别获得一次中磁选精矿、一次强磁选精矿；所述的一次中磁选的磁场强度为318～368kA/m，所述的一次强磁选的磁场强度为1114～1164kA/m；一次中磁选设备采用湿式永磁筒式中场强磁选机，一次强磁选设备采用Slon立环脉动高梯度强磁选机。

[0037] (2)将步骤(1)获得的一次中磁选精矿、一次强磁选精矿合并后给入预先分级－再磨作业，预先分级－再磨作业采用的预先分级设备为水力旋流器，再磨作业采用的磨矿设备为塔磨机，塔磨机采用中钢天源科技股份有限公司生产的工业型塔磨机；预先分级溢流粒度控制在－0.0385mm85％；将预先分级溢流给入二次中磁选－二次强磁选作业，抛出二次强磁选尾矿，分别获得二次中磁选精矿、二次强磁选精矿；所述的二次中磁选的磁场强度为318～368kA/m，所述的二次强磁选的磁场强度为1114～1164kA/m；二次中磁选设备采用湿式永磁筒式中场强磁选机，二次强磁选设备采用Slon立环脉动高梯度强磁选机。

[0038] (3)将步骤(2)获得的二次中磁选精矿、二次强磁选精矿合并后给入阴离子反浮选作业，阴离子反浮选作业采用一次反浮粗选、一次反浮精选、2～4次反浮扫选；所述的阴离子反浮选作业采用的药剂制度为：氢氧化钠为pH调整剂，玉米淀粉为铁矿物抑制剂，石灰为活化剂，RA-915为捕收剂。以浮选给矿的干矿量计的各药剂用量为：在阴离子反浮选作业中，一次反浮粗选的pH调整剂氢氧化钠用量1200g/t、抑制剂玉米淀粉用量为、1000g/t、活化剂石灰用量500g/t、捕收剂RA-915用量8900g/t；在一次反浮精选中再添加捕收剂RA-915用量150g/t；反浮扫选不添加药剂。

[0039] 通过以上工艺、步骤，最终获得的铁精矿品位为66.75％、铁回收率高达82.32％，取得了意想不到的技术效果。

[0040] 对比例：采用《现代矿业》2016年第5期发表的“山西某微细粒铁矿石选矿试验”提供的工艺流程处理本发明上述实施例中的矿石，由于原矿铁品位低且难选的赤(褐)铁矿占比大，结果只获得了铁品位64.16％、铁回收率72.63％的选矿技术指标。