CN110193423A - 一种从铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种从铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿方法：将TFe品位30％～60％的铁矿石进行磨矿；将磨矿后的铁矿石进行强磁分选或重选，分选出TFe品位大于65％的铁精矿和尾矿；将分选出的尾矿采用立环脉动强磁机或平环强磁机进行磁选，选出TFe品位50～55％的铁精矿；将TFe品位50～55％的铁精矿进行再磨矿、分级；将分级后的铁精矿采用外磁式强磁选机、立环脉动强磁选机和平环强磁选机中的一种或两种进行组合进行磁选，获得TFe品位大于58％的铁精矿矿。本发明的选矿方法引入外磁式强磁选机，可以在粗磨矿条件下获得高品位铁精矿，为后续低品位强磁精矿不进入浮选作业提供了基础，该工艺简单、成本低廉、环境友好。

Description

一种从铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿方法

技术领域

本发明属于选矿领域，尤其涉及一种从赤铁矿或镜铁矿赤铁矿及其它矿物中分选高纯铁精矿的选矿方法。

背景技术

我国钢铁业在最近十年得到快速发展，因此对铁矿资源的需求越来越多。我国已查明铁矿资源储量607亿t，预测未查明资源量1000亿t以上，而且铁矿石富矿少、贫矿多，97％的铁矿石为30％以下的低品位铁矿。

我国石英型赤铁矿或镜铁矿品位为30～40％，主要为鞍山式赤铁矿和安徽霍邱地区的镜铁矿，国外澳大利亚具有大量的TFe品位为40～57％的赤铁矿。目前国内外赤铁矿或镜铁矿选矿的方法主要有：

①连续磨矿、弱磁-强磁-阴离子反浮选工艺流程；

②粗磨矿—强磁选抛尾—再磨矿—强磁选(获得精矿)-阴离子反浮选工艺流程。

方法①系传统的铁矿选矿方法，流程结构简单，易于操作管理，但设备投资高、运行成本高、精矿脱水过滤困难等缺点；方法②在第二段磨矿之后，通过强磁选可以获得部分精矿，减少了进入浮选的矿量，但强磁选设备投资大，未能在粗磨矿条件下有效分离已经单体解离的赤铁矿或镜铁矿物，造成第一段的强磁尾矿品位高，第二段进入磨机的矿量大、铁矿物过磨等缺点。

随着社会的进步，对能源和环保的关注程度日益增强，迫切需要一种即环保、经济又简单的选矿方法与工艺来处理赤铁矿或镜铁矿石。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是，克服以上背景技术中提到的不足和缺陷，提供一种从铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿方法。

为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为：

一种从铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿方法，待处理的铁矿石为赤铁矿或镜铁矿，所述铁矿石中不含有磁性铁或磁性铁含量小于5％，具体的选矿方法包括以下步骤：

(1)将TFe品位30％～60％的铁矿石进行第一段磨矿，细度为-200目占30％～60％；

(2)将磨矿后的铁矿石进行强磁分选或重选，分选出TFe品位大于65％的铁精矿和尾矿；所述强磁分选选择外磁式磁选机或内流式磁选机进行分选；

(3)将步骤(2)分选出的尾矿采用立环脉动强磁机或平环强磁机进行磁选，选出TFe品位50～55％的铁精矿；

(4)将步骤(3)后获得的TFe品位50～55％的铁精矿进行再磨矿、分级；

(5)将步骤(4)分级后的铁精矿采用外磁式强磁选机、立环脉动强磁选机和平环强磁选机中的一种或两种进行组合进行磁选，获得TFe品位大于58％的铁精矿；

(6)合并步骤(2)中TFe品位大于65％的铁精矿和步骤(5)中TFe品位大于58％的铁精矿，获得TFe品位大于63％的铁精矿。

本发明还提供另一种从铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿方法，待处理的铁矿石为赤铁矿或镜铁矿，所述铁矿石中磁性铁含量大于5％，具体的选矿方法包括以下步骤：

(1)将TFe品位30％～60％的铁矿石进行第一段磨矿，细度为-200目占30％～60％；

(2)将磨矿后的铁矿石进行弱磁选，获得TFe品位大于65％的弱磁粗精矿和弱磁尾矿；再将所得的弱磁尾矿进行强磁分选或重选，分选出TFe品位大于65％的铁精矿和尾矿；所述强磁分选选择外磁式磁选机或内流式磁选机进行分选；

(3)将步骤(2)强磁选分选出的尾矿采用立环脉动强磁机或平环强磁机进行磁选，选出TFe品位50～55％的铁精矿；

(4)将步骤(3)后获得的TFe品位50～55％的铁精矿进行再磨矿、分级；

(5)将步骤(4)分级后的铁精矿采用外磁式强磁选机、立环脉动强磁选机和平环强磁选机中的一种或两种进行组合进行磁选，获得TFe品位大于58％的铁精矿；

(6)合并步骤(2)中TFe品位大于65％的铁精矿、TFe品位大于65％的铁精矿和步骤(5)中TFe品位大于58％的铁精矿，获得TFe品位大于63.5％的铁精矿。

上述的选矿方法，优选的，所述步骤(2)中，外磁式磁选机选择为ZCLA重磁拉选矿机，磁场强度为0.5T～0.8T；重选选择螺旋溜槽进行分选。

上述的选矿方法，优选的，所述步骤(2)中，弱磁选的磁场强度为0.1T～0.3T。

上述的选矿方法，优选的，所述步骤(3)中，磁选的磁场强度为0.8T～1.4T。

上述的选矿方法，优选的，所述步骤(4)中，分级采用高频筛或旋流器中的一种或两种组合，分级使铁矿物的解离度达到90％以上。

上述的选矿方法，优选的，所述步骤(5)中，磁选的磁场强度为0.7T～0.9T。

上述的选矿方法，优选的，所述步骤(3)中，磁选出的TFe品位小于20％的尾矿抛废。

本发明利用赤铁矿或镜铁矿石与脉石矿物的比磁化系数和比重性质差异，分步实施矿石中赤铁矿或镜铁矿的回收利用：①在粗磨条件下，弱磁选选出磁铁精矿，对弱磁尾矿采用外磁式强磁选机(如ZCLA选矿机等)或螺旋溜槽回收单体解离的赤铁矿或镜铁矿物；②外磁式强磁选机尾矿采用强磁选抛弃TFe品位小于25％左右的尾矿；③强磁精矿再磨矿，使其矿石解离度达到90％以上；④再外磁式永磁磁选机、立环脉动强磁机或平环强磁机回收这部分赤铁矿或镜铁矿。本发明的方法采用外磁式强磁选机在粗粒级的条件下预先回收TFe品位大于65％的高品位铁精矿，再通过立环脉动强磁或平环强磁选机回收TFe品位大于60％的铁精矿，两种铁精矿混合可达到TFe品位大于63％，回收率大于85％的铁精矿。

与现有技术相比，本发明的优点在于：

(1)本发明可实现粗磨矿条件下，采用外磁式强磁选机在一段磨矿中预先回收TFe品位大于65％、回收率40％以上的高品位粗粒级铁精矿，再通过立环脉动强磁或平环强磁选机和再磨工艺回收TFe品位大于58％的铁精矿，回收率45％以上的细粒级低品位铁精矿，两种混合铁精矿TFe品位大于63％，回收率大于85％的铁精矿；该工艺采用外磁式磁选机+立环脉动磁选机取代了立环脉动强磁选机+反浮选工艺，是一种无污染的选矿方法，而且外磁式磁选机运行成本仅为浮选作业的百分之一。

(2)由于粗磨可以采用外磁式强磁选机预先获得回收率40％以上的精矿，尾矿在进入强磁机降低了强磁选机的磁性物负荷，本发明可显著降低尾矿品位5个百分点以上、提高了铁回收率5～20个百分点。

综上，本发明的选矿方法在赤铁矿或镜铁矿分选工艺中引入外磁式强磁选机或螺旋溜槽设备，可以在粗磨矿条件下获得铁品位大于65％高品位铁精矿，为后续低品位强磁精矿不进入浮选作业提供了基础，该工艺简单、成本低廉、环境友好；既克服了立环脉动强磁不能在较粗的条件下获得高品位铁精矿的缺点，又减少了立环脉动强磁精矿再进入浮选的工序，工艺、设备配置简单。

附图说明

图1是本发明实施例1从铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿工艺流程图。

图2是本发明实施例2从铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿工艺流程图。

具体实施方式

为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本文发明做更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。

除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。

除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。

实施例1：

我国进口澳大利亚某矿山的TFe品位53-54％的铁矿石，磁性铁含量为1.6％，矿石中铁矿物主要是磁铁矿、赤铁矿、镜铁矿和假象赤铁矿，偶见少量褐铁矿；脉石矿物以石英为主，次为绿泥石、绢云母、白云母和方解石，其它微量矿物尚见锆石、磷灰石、榍石等。赤铁矿或镜铁矿的分布广泛，自形、半自形板片状或粒状，少数为针状，晶体粒度变化较大，粗者可达0.6mm以上，细小者小于0.05mm，一般0.1～0.4mm。总体来看，矿石中赤铁矿、镜铁矿主要以浸染状的形式产出，粒度较粗，因此，采用粗粒级预先回收部分高品位铁精矿。

具体的从该铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿方法，具体的工艺流程参见图1，步骤如下：

(1)将该铁矿石进行第一段磨矿分级，细度为-200目占42.3％；

(2)采用外磁式ZCLA选矿机对磨矿后的铁矿石进行预先回收，磁场强度为0.85T，回收得到精矿产率44.4％、精矿TFe品位65.8％、回收率为54.9％的粗粒铁精矿，尾矿品位43％；

(3)对步骤(2)后获得的ZCLA选矿机尾矿再采用SLON立环强磁选机进行回收，磁场强度为0.95T，得到精矿产率23.82％，TFe品位60.1％、回收率为27.19％的铁精矿，尾矿品位30.1％；

(4)对步骤(3)后的立环尾矿再采用SLON立环强磁选机进行扫选回收，磁场强度为1.2T，得到精矿产率9.02％，TFe品位56.2％、回收率为9.56％的铁精矿，尾矿品位20％；

(5)合并步骤(2)获得的ZCLA选矿机精矿、步骤(3)和(4)的立环强磁精矿，得到产率为76.70％，回收率为91.21％、TFe品位63.03％的综合精矿。

本实施例中外磁式强磁选机铁精矿品位为65.8％，回收率54.9％；立环脉动强磁选机一粗一扫的尾矿品位降低至20％(同时期对照其他系列尾矿TFe品位为35％以上)，混合铁精矿为TFe品位大于63％，回收率91.21％的铁精矿。

实施例2：

安徽某矿山矿石TFe品位33％，磁性铁含量为8.7％，组成矿物种类较为简单，铁矿物主要是磁铁矿和镜铁矿，以及少量半假象赤铁矿、假象赤铁矿和褐铁矿；金属硫化矿为黄铁矿，偶见黄铜矿零星分布；脉石矿物以石英为主，其次是黑云母、白云母、阳起石、透闪石、蛇纹石和绿泥石，其它微量矿物是锆石、磷灰石和榍石等。磁铁矿是矿石中最主要的铁矿物之一。自形、半自形等轴粒状，部分为不规则状，晶体粒度细小者仅0.03mm左右，一般0.1～0.4mm。根据与其他矿物的交生关系，可将矿石中磁铁矿产出形式大致分为两种：一是呈稀疏浸染状嵌布在脉石中，极少构成大的集合体；二是沿赤铁矿或镜铁矿边缘及粒间分布，可被赤铁矿或镜铁矿交代；据粗略统计，上述两种产出形式的磁铁矿的矿物含量比大致为70：30。

镜铁矿的分布广泛，自形、半自形板片状或粒状，少数为针状，晶体粒度变化较大，粗者可达0.5mm以上，细小者小于0.02mm，一般0.03～0.4mm。总体来看，矿石中赤铁矿或镜铁矿主要以浸染状的形式产出，但根据浸染的密集程度又可进一步分为稠密浸染状、中等稠密浸染状、稀疏星散浸染状等不同类型，上述三种产出形式的赤铁矿或镜铁矿中，数量上以第二种为主，三者矿物含量比大致30：60：10。矿石中赤铁矿或镜铁矿的嵌布特征是粒度不均匀、分散程度高、部分与脉石的交生关系较为复杂。

具体的从该铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿方法，具体的工艺流程参见图2，步骤如下：

(1)将铁矿石进行第一段磨矿，旋流器分级溢流细度为-200目占45.5％；

(2)采用CTB顺流型筒式磁选机进行弱磁选(磁场强度为0.25T)，预先回收磁性铁，得到精矿产率8.17％、精矿TFe品位66.7％、回收率为16.52％的粗粒铁精矿和品位30％的尾矿；

(3)对步骤(2)后得到的弱磁尾矿直接采用外磁式ZCLA选矿机进行预先回收，磁场强度为0.85T，得到精矿产率17.11％、精矿TFe品位65.5％、回收率为33.4％的粗粒铁精矿和品位22.1％尾矿；

(4)对步骤(3)后的ZCLA选矿机尾矿再采用立环强磁选机进行回收，磁场强度为1.2T，得到精矿产率21.47％、TFe品位52.6％、回收率为34.23％的铁精矿和品位9.8％的尾矿；

(5)对步骤(4)得到的铁精矿采用旋流器进行二段磨矿，磨矿细度至-200目占75％，再采用外磁式ZCLA选矿机和SLON立环强磁选机进行精选，磁场强度为0.92T，得到精矿产率17.39％、TFe品位60.2％、回收率为31.73％的铁精矿；

(6)合并步骤(2)中的铁精矿、步骤(3)中的粗粒铁精矿和步骤(5)中的铁精矿，得到产率为42.38％，回收率为81.69％、TFe品位63.16％的综合精矿。

本实施例中通过弱磁选获得磁性铁之后，第一段外磁式强磁选机就能获得铁品位64.5％以上，铁的作业回收率达到33.44％，第二段的强磁精矿进行磨矿在精选可得TFe品位大于60％以上铁精矿，混合铁精矿TFe品位大于63％，回收率为81.69％的铁精矿。

将本实施例的工艺和传统工艺进行比较精矿品位和回收率，如表1所示。

表1

本发明的技术方案采用ZCLA选矿机预先选出部分粗粒高品位铁精矿，ZCLA选矿机+立环强磁组合再选出细粒强磁精矿，就直接选出TFe品位大于63％的铁精矿，不要进行反浮选作业。而本发明的工艺设备都是一次性投资，不需要浮选药剂成本，该矿处理250万吨原矿，生产铁精矿100万吨，一年节约药剂成本50元*100万t＝5000万元；而生产ZCLA选矿机的运行成本1元/吨，一年新增成本250万t*1元＝250万元；则本发明的技术方案相比于传统方案新增效益5000-250＝4750(万元)。

Claims (10)

1.一种从铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿方法，其特征在于，待处理的铁矿石为赤铁矿或镜铁矿，所述铁矿石中不含有磁性铁或磁性铁含量小于5％，具体的选矿方法包括以下步骤：

(1)将TFe品位30％～60％的铁矿石进行第一段磨矿，细度为-200目占30％～60％；

(2)将磨矿后的铁矿石进行强磁分选或重选，分选出TFe品位大于65％的铁精矿和尾矿；所述强磁分选选择外磁式磁选机或内流式磁选机进行分选；

(3)将步骤(2)分选出的尾矿采用立环脉动强磁机或平环强磁机进行磁选，选出TFe品位50～55％的铁精矿；

(4)将步骤(3)后获得的TFe品位50～55％的铁精矿进行再磨矿、分级；

(5)将步骤(4)分级后的铁精矿采用外磁式强磁选机、立环脉动强磁选机和平环强磁选机中的一种或两种进行组合进行磁选，获得TFe品位大于58％的铁精矿；

(6)合并步骤(2)中TFe品位大于65％的铁精矿和步骤(5)中TFe品位大于58％的铁精矿。

2.一种从铁矿石中获得高纯铁精矿的选矿方法，其特征在于，待处理的铁矿石为赤铁矿或镜铁矿，所述铁矿石中磁性铁含量大于5％，具体的选矿方法包括以下步骤：

(1)将TFe品位30％～60％的铁矿石进行第一段磨矿，细度为-200目占30％～60％；

(2)将磨矿后的铁矿石进行弱磁选，获得TFe品位大于65％的弱磁粗精矿和弱磁尾矿；再将所得的弱磁尾矿进行强磁分选或重选，分选出TFe品位大于65％的强磁铁精矿和尾矿；所述强磁分选选择外磁式永磁磁选机分选；

(3)将步骤(2)强磁选分选出的尾矿采用立环脉动强磁机或平环强磁机进行磁选，选出TFe品位50～55％的铁精矿；

(4)将步骤(3)后获得的TFe品位50～55％的铁精矿进行再磨矿、分级；

(5)将步骤(4)分级后的铁精矿采用外磁式强磁选机、立环脉动强磁选机和平环强磁选机中的一种或两种进行组合进行磁选，获得TFe品位大于58％的铁精矿；

(6)合并步骤(2)中TFe品位大于65％的弱磁粗精矿、TFe品位大于65％的强磁铁精矿和步骤(5)中TFe品位大于58％的细粒强磁精矿。

3.如权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤(2)中，外磁式磁选机选择为ZCLA重磁拉选矿机，磁场强度为0.5T～0.8T；重选选择螺旋溜槽进行分选。

4.如权利要求2所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤(2)中，弱磁选的磁场强度为0.1T～0.3T。

5.如权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤(3)中，磁选的磁场强度为0.8T～1.4T。

6.如权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤(4)中，分级采用高频筛或旋流器中的一种或两种组合，分级使铁矿物的解离度达到90％以上。

7.如权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤(5)中，磁选的磁场强度为0.7T～0.9T。

8.如权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤(3)中，磁选出的TFe品位小于25％的尾矿抛废。

9.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤(6)中，合并的铁精矿中TFe品位大于63％。

10.如权利要求2所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤(6)中，合并的铁精矿中TFe品位大于63.5％。