CN112495573A - 一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法,涉及选矿技术领域。该普通高硅铁精矿高值化利用的方法,包括如下步骤:S1、采集普通铁矿,并将其加入至球磨机进行球磨操作;S2、将步骤S1中得到的铁矿加入至塔磨机内进行塔磨操作。该普通高硅铁精矿高值化利用的方法,采用球磨、塔磨联合磨矿、粗细分级、筒式磁选机与淘洗机联合磁选、阳离子反浮选脱硅的工艺流程,生产出超级铁精矿、高品位铁精矿以及高硅建材原料三种产品,流程适应性强、选别效果好、生产能耗低、无尾排放,并可用于大规模工业生产的对普通高硅铁精矿进行高值化利用的方法,解决目前普通铁精矿产品附加值低、超级铁精矿生产能耗高、指标差的问题。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,具体为一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法。
背景技术
超级铁精矿一般是指品位高于71.5%,SiO2含量小于0.2%-0.3%的磁铁精矿,是一种极具发展潜力和市场前景的新型功能材料,可广泛应用于粉末冶金、磁性材料、电子、化工、环保、保鲜和医疗等行业,其需求量随着社会经济技术的发展也与日俱增。相比于普通铁精矿,超级铁精矿具有更高的技术含量和附加值,其售价是普通铁精矿的3~5倍,其加工生产对于改善企业经济效益、充分发挥我国有限优质矿产资源的价值以及促进矿物加工技术进步、产品升级具有重要意义。
公告号为CN1920066的中国发明专利中指出《一种超纯铁精矿粉的生产方法》,可以将含铁60-66%的低品位铁精矿提高到71%左右。其特征是将低品位60-66%的铁精矿粉,粒度160-180目,进行磨矿处理、分离机分离出粒度为260目的矿粉;加入强碱性药剂组成的水混合液,强碱水混合液的浓度为15-22%,装入反应釜内,经搅拌、加温至200℃,当压力达到0.6MPa时,保压8小时后卸料;卸出的料放入沉淀槽中进行沉淀,沉淀物上部是副产品硅酸钠溶液,下部沉淀物是超纯铁精矿粉。
公告号为CN102527492的中国发明专利提出《一种用低品位磁铁矿石制取超级铁精矿的方法》,其特征步骤为(1)一段磨矿:将破碎后的含铁品位低于30%的铁矿矿石在格子型或溢流型球磨机里磨矿;(2)第一步弱磁选:将分级机的溢流给入弱磁选机进行分选;(3)二段磨矿:将弱磁选得到的粗磁铁精矿给入用于再磨矿的小型磨机中进一步细磨,(4)第二步弱磁选:将再磨矿的分级机溢流给入用于第二步弱磁选的磁选机进行二步分选;(5)反浮选:将第二步弱磁选得到的磁铁精矿经加药、调浆、搅拌后给入浮选机进行反浮选;(6)产品处理:将反浮选的槽底物进行浓缩、过滤、干燥,得到超级铁精矿。
由以上发明专利可以看出,现有超级铁精矿主要采用细磨—磁选—浮选或细磨—磁选—浮选—化学浸出的生产工艺,并且存在以下不足:(1)大多采用球磨机进行磨矿,磨矿方式单一,造成磨矿效率低、能耗高。(2)大多采用筒式磁选机为磁选设备,磁选方式单一,磁选指标较差,某些技术虽然也采用了电磁淘洗机,但通常是全粒级进入淘洗,导致淘洗机设备台数过多、耗水量大。(3)大多反浮选作业只添加胺类药剂,使浮选指标差,精矿SiO2杂质含量较高。(4)某些技术采用化学浸出的方式,导致流程复杂、生产成本高,又易造成环境污染。(5)现有技术未特别针对高硅铁精矿,因此生产的尾矿无法得到有效利用,造成了资源浪费。
发明内容
(一)解决的技术问题
针对现有技术的不足,本发明提供了一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法,解决了大多采用球磨机进行磨矿,磨矿方式单一,造成磨矿效率低、能耗高,大多采用筒式磁选机为磁选设备,磁选方式单一,磁选指标较差,某些技术虽然也采用了电磁淘洗机,但通常是全粒级进入淘洗,导致淘洗机设备台数过多、耗水量大,大多反浮选作业只添加胺类药剂,使浮选指标差,精矿SiO2杂质含量较高,某些技术采用化学浸出的方式,导致流程复杂、生产成本高,又易造成环境污染,以及现有技术未特别针对高硅铁精矿,因此生产的尾矿无法得到有效利用,造成了资源浪费的问题。
(二)技术方案
为实现以上目的,本发明通过以下技术方案予以实现:一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法,包括如下步骤:
S1、采集普通铁矿,并将其加入至球磨机进行球磨操作;
S2、将步骤S1中得到的铁矿加入至塔磨机内进行塔磨操作;
S3、将步骤S2中得到的铁矿加入至水力旋流器内进行分级I操作,将分级I的底流部分重新加入至塔魔机重复进行步骤S2;
S4、将步骤S3中分级I的溢流部分进行弱磁粗选操作,将无法被吸附的材料作为高硅建材原料取出,通过弱磁粗选操作的部分再进行弱磁精选操作,将无法被吸附的材料作为高硅建材原料取出;
S5、将步骤S4中被弱磁精选吸附的材料在经过脱磁I操作后加入至水力旋流器内进行分级II操作,将分级II的底流部分经过淘洗机选别,未被淘洗机选中的原料作为高品质铁精矿取出;
S6、将在步骤S5中分级II的溢流部分和被淘洗机选中的原料收集;
S7、在步骤S6中收集的材料内加入硝酸钠和十二胺,并进行搅拌操作;
S8、将步骤S7中得的的材料依次进行反浮选粗选操作和反浮选精选操作,并将未通过两次反浮选操作的部分作为高品质铁精矿取出,将通过两次反浮选操作的部分作为超级铁精矿取出。
优选的,在步骤S1-3中,球磨机为开路磨矿,塔磨机与水力旋流器构成闭路磨矿,水力旋流器的溢流粒度为-0.038mm 80%-95%。
优选的,在步骤S4中,采用筒式弱磁选机一粗一精选,粗选磁场强度为1400-2000Oe,精选磁场强度为800-1200Oe。
优选的,在步骤S5和S6中,采用水力旋流器对弱磁精矿进行预先分级,水力旋流器溢流粒度为-0.02mm 85%-95%,水力旋流器底流采用电磁淘洗机选别,电磁淘洗机的电流强度为0.5-3A,上升水量为0.5-2L/S。
优选的,在步骤S7中,碳酸钠用量800-1200g/t,十二胺用量100-150g/t,精选作业药剂制度为:十二胺用量30-80g/t。
(三)有益效果
本发明提供了一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法。具备以下有益效果:该普通高硅铁精矿高值化利用的方法,采用球磨、塔磨联合磨矿、粗细分级、筒式磁选机与淘洗机联合磁选、阳离子反浮选脱硅的工艺流程,生产出超级铁精矿、高品位铁精矿以及高硅建材原料三种产品,流程适应性强、选别效果好、生产能耗低、无尾排放,并可用于大规模工业生产的对普通高硅铁精矿进行高值化利用的方法,解决目前普通铁精矿产品附加值低、超级铁精矿生产能耗高、指标差的问题。
附图说明
图1为本发明工艺示意图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
请参阅图1,本发明提供一种技术方案:一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法,包括如下步骤:
S1、采集普通铁矿,并将其加入至球磨机进行球磨操作;
S2、将步骤S1中得到的铁矿加入至塔磨机内进行塔磨操作;
S3、将步骤S2中得到的铁矿加入至水力旋流器内进行分级I操作,将分级I的底流部分重新加入至塔魔机重复进行步骤S2,其中,在步骤S1-3中,球磨机为开路磨矿,塔磨机与水力旋流器构成闭路磨矿,水力旋流器的溢流粒度为-0.038mm 80%-95%;
S4、将步骤S3中分级I的溢流部分进行弱磁粗选操作,将无法被吸附的材料作为高硅建材原料取出,通过弱磁粗选操作的部分再进行弱磁精选操作,将无法被吸附的材料作为高硅建材原料取出,其中采用筒式弱磁选机一粗一精选,粗选磁场强度为1400-2000Oe,精选磁场强度为800-1200Oe;
S5、将步骤S4中被弱磁精选吸附的材料在经过脱磁I操作后加入至水力旋流器内进行分级II操作,将分级II的底流部分经过淘洗机选别,未被淘洗机选中的原料作为高品质铁精矿取出;
S6、将在步骤S5中分级II的溢流部分和被淘洗机选中的原料收集,在步骤S5和S6中,采用水力旋流器对弱磁精矿进行预先分级,水力旋流器溢流粒度为-0.02mm 85%-95%,水力旋流器底流采用电磁淘洗机选别,电磁淘洗机的电流强度为0.5-3A,上升水量为0.5-2L/S;
S7、在步骤S6中收集的材料内加入硝酸钠和十二胺,并进行搅拌操作,碳酸钠用量800-1200g/t,十二胺用量100-150g/t,精选作业药剂制度为:十二胺用量30-80g/t;
S8、将步骤S7中得的的材料依次进行反浮选粗选操作和反浮选精选操作,并将未通过两次反浮选操作的部分作为高品质铁精矿取出,将通过两次反浮选操作的部分作为超级铁精矿取出。
工作时,将铁品位66%左右、SiO2含量6%左右、粒度-0.076mm 80%左右的普通高硅铁精矿给入球磨机进行开路磨矿,球磨机的产品给入由塔磨机与水力旋流器Ⅰ组成的闭路磨矿***进行再磨,控制水力旋流器的溢流粒度为-0.038mm 80%~95%。水力旋流器的溢流进入一段筒式弱磁选机进行粗选,粗选磁场强度为1400~2000Oe,粗选精矿进入二段筒式弱磁选机进行精矿,精选磁场强度为800~1200Oe。精选的精矿经脱磁器Ⅰ脱磁后采用水力旋流器Ⅱ进行粗细分级,水力旋流器Ⅱ溢流粒度为-0.02mm 85%~95%,水力旋流器Ⅱ的底流产品采用电磁淘洗机进行分选,电磁淘洗机的电流强度为0.5~3A,上升水量为0.5~2L/S,电磁淘洗机的精矿经脱磁器Ⅱ脱磁后与水力旋流器Ⅱ的的溢流产品合并,经加药、搅拌后进行阳离子反浮选,反浮选采用一次粗选、一次精选工艺,其中粗选作业药剂制度为:碳酸钠用量800~1200g/t,十二胺用量100~150g/t,精选作业药剂制度为:十二胺用量30~80g/t。浮选精矿即铁品位达72%以上、SiO2含量0.2%以下的超级铁精矿产品,将浮选粗选尾矿、浮选精选尾矿和淘洗机尾矿合并后得到铁品位为70%左右的高品位铁精矿产品,将筒式磁选机粗选和精矿的尾矿合并后得到SiO2含量85%以上的高硅建材原料。
本发明一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法采用以上技术方案后具有以下有益效果:
(1)采用球磨机开路磨矿、塔磨机闭路磨矿的联合磨矿方式,磨矿效率高,生产能力大。
(2)将筒式磁选精矿预先分级,只将粗粒级给入淘洗作业,大幅减少了进入淘洗机的矿量,有效减少了淘洗机台数,节省了水耗和电耗。
(3)反浮选作业添加了碳酸钠作为调整剂后,浮选效果明显提高,可不需要化学浸出即可获得合格的超级铁精矿产品。
(4)本发明的方法同时获得超级铁精矿、高品位铁精矿以及高硅建材原料三种产品,并且无尾排放,实现了普通高硅铁精矿的高值化利用。
实施例:
本实施例中的处理对象是国内某磁铁矿选矿厂生产的普通高硅铁精矿,该普通铁精矿铁品位为66.92%,SiO2含量为6.369%。
结合图1,本发明一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法采用球磨、塔磨联合磨矿—筒式弱磁选—粗细分级、电磁淘洗机磁选—阳离子反浮选的工艺流程,包括以下步骤:
(1)将铁品位66.92%、SiO2含量6.369%、粒度-0.076mm 90%的普通高硅铁精矿给入球磨机进行开路磨矿,球磨机的产品给入由塔磨机与水力旋流器Ⅰ组成的闭路磨矿***进行再磨,控制水力旋流器的溢流粒度为-0.038mm90%。
(2)将步骤(1)的水力旋流器溢流产品给入弱磁粗选作业,所用设备为筒式弱磁选机,磁场强度为1600Oe,可获铁品位70.39%、SiO2含量1.715%的弱磁粗选精矿和铁品位6.75%、SiO2含量86.96%的弱磁粗选尾矿。
(3)将步骤(2)的弱磁粗选精矿给入弱磁精选作业,所用设备为筒式弱磁选机,磁场强度为1000Oe,可获铁品位70.80%、SiO2含量1.244%的弱磁精选精矿和铁品位8.65%、SiO2含量73.04%的弱磁精选尾矿。
(4)将步骤(3)所得的弱磁精选精矿经脱磁后给入旋流器Ⅱ进行粗细分级,分级溢流粒度为-0.02mm 95%,可获铁品位71.86%、SiO2含量0.80%的溢流产品以及铁品位70.35%、SiO2含量1.434%的底流产品。
(5)将步骤(4)所得的底流产品给入电磁淘洗机进行分选,电磁淘洗机的电流强度为2A,上升水量为1L/S,可获铁品位71.69%、SiO2含量0.835%的淘洗机精矿产品以及铁品位63.51%、SiO2含量4.482%的淘洗机尾矿产品。
(6)将步骤(5)的淘洗机精矿产品脱磁后与步骤(4)旋流器溢流产品合并,加药搅拌后给入反浮选一粗一精作业。搅拌时间为2min,粗选碳酸钠用量为1000g/t、十二胺用量120g/t,精选十二胺用量50g/t,粗选时间为3min,精选时间为2min。反浮选后可获铁品位72.22%、SiO2含量0.156%的超级铁精矿产品以及铁品位71.49%、SiO2含量1.190%的浮选尾矿产品。
(7)将步骤(6)的浮选尾矿产品与将步骤(5)的淘洗机尾矿产品合并可得铁品位70.15%、SiO2含量1.742%的高品位铁精矿。
(8)将步骤(2)的弱磁粗选尾矿和步骤(3)的弱磁精选尾矿合并可得铁品位6.96%、SiO2含量85.54%的高硅建材原料。
综上所述,该普通高硅铁精矿高值化利用的方法,采用球磨、塔磨联合磨矿、粗细分级、筒式磁选机与淘洗机联合磁选、阳离子反浮选脱硅的工艺流程,生产出超级铁精矿、高品位铁精矿以及高硅建材原料三种产品,流程适应性强、选别效果好、生产能耗低、无尾排放,并可用于大规模工业生产的对普通高硅铁精矿进行高值化利用的方法,解决目前普通铁精矿产品附加值低、超级铁精矿生产能耗高、指标差的问题。
需要说明的是,在本文中,诸如第一和第二等之类的关系术语仅仅用来将一个实体或者操作与另一个实体或操作区分开来,而不一定要求或者暗示这些实体或操作之间存在任何这种实际的关系或者顺序。而且,术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含,从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素,而且还包括没有明确列出的其他要素,或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。
尽管已经示出和描述了本发明的实施例,对于本领域的普通技术人员而言,可以理解在不脱离本发明的原理和精神的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型,本发明的范围由所附权利要求及其等同物限定。
Claims (5)
1.一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法,其特征在于:包括如下步骤:
S1、采集普通铁矿,并将其加入至球磨机进行球磨操作;
S2、将步骤S1中得到的铁矿加入至塔磨机内进行塔磨操作;
S3、将步骤S2中得到的铁矿加入至水力旋流器内进行分级I操作,将分级I的底流部分重新加入至塔魔机重复进行步骤S2;
S4、将步骤S3中分级I的溢流部分进行弱磁粗选操作,将无法被吸附的材料作为高硅建材原料取出,通过弱磁粗选操作的部分再进行弱磁精选操作,将无法被吸附的材料作为高硅建材原料取出;
S5、将步骤S4中被弱磁精选吸附的材料在经过脱磁I操作后加入至水力旋流器内进行分级II操作,将分级II的底流部分经过淘洗机选别,未被淘洗机选中的原料作为高品质铁精矿取出;
S6、将在步骤S5中分级II的溢流部分和被淘洗机选中的原料收集;
S7、在步骤S6中收集的材料内加入硝酸钠和十二胺,并进行搅拌操作;
S8、将步骤S7中得的的材料依次进行反浮选粗选操作和反浮选精选操作,并将未通过两次反浮选操作的部分作为高品质铁精矿取出,将通过两次反浮选操作的部分作为超级铁精矿取出。
2.根据权利要求1所述的一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法,其特征在于:在步骤S1-3中,球磨机为开路磨矿,塔磨机与水力旋流器构成闭路磨矿,水力旋流器的溢流粒度为-0.038mm 80%-95%。
3.根据权利要求1所述的一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法,其特征在于:在步骤S4中,采用筒式弱磁选机一粗一精选,粗选磁场强度为1400-2000Oe,精选磁场强度为800-1200Oe。
4.根据权利要求1所述的一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法,其特征在于:在步骤S5和S6中,采用水力旋流器对弱磁精矿进行预先分级,水力旋流器溢流粒度为-0.02mm85%-95%,水力旋流器底流采用电磁淘洗机选别,电磁淘洗机的电流强度为0.5-3A,上升水量为0.5-2L/S。
5.根据权利要求1所述的一种普通高硅铁精矿高值化利用的方法,其特征在于:在步骤S7中,碳酸钠用量800-1200g/t,十二胺用量100-150g/t,精选作业药剂制度为:十二胺用量30-80g/t。
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PB01 | Publication | ||
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GR01 | Patent grant | ||
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