CN1548234A

CN1548234A - 一种处理贫赤铁矿石的选矿工艺

Info

Publication number: CN1548234A
Application number: CNA031333729A
Authority: CN
Inventors: 平陈; 陈平; 吕建华; 李维兵; 周惠文; 白晓鸣; 王陆新; 刘动; 宋均利; 苏兴强; 张宏艺
Original assignee: INST ANSHAN MINING Co ANSHAN IRON & STEEL GROUP
Current assignee: INST ANSHAN MINING Co ANSHAN IRON & STEEL GROUP
Priority date: 2003-05-23
Filing date: 2003-05-23
Publication date: 2004-11-24

Abstract

本发明公开了一种处理贫赤铁矿石的选矿工艺，它包括：阶段磨矿、粗细分选、重选——强磁－反浮选的选矿工艺流程，它将嵌布粒度粗细不均的贫赤铁矿采用阶段磨矿，将已单体解离的铁矿物和脉石矿物及早提精抛尾，并将连生体送下段磨矿作业中继续磨细使其达到单体分离。对磨后物料分级成粗、细两种粒级，粗粒级采用重选，细粒级采用强磁——反浮选。将品位仅为30％的原矿富集为67％以上的高品位精矿，金属回收率高达76％以上，二氧化硅含量由8％～10％降至4.5％以下。

Description

一种处理贫赤铁矿石的选矿工艺

技术领域

本发明涉及铁矿石选别领域，特别涉及一种处理贫赤铁矿石的选矿工艺。

背景技术

众所周知，在现有的选矿技术中，细粒贫赤铁矿石英岩(原矿含铁30％左右)分选通常采用连续磨矿碱性正浮选方法，块矿焙烧磁选法，弱磁重选法等，选矿生产出的铁精矿品位一般仅达到55％～65％左右。1975年世界上第一座用絮凝—脱泥—阳离子反浮选工艺处理细粒赤铁矿石英岩的美国蒂尔登选矿厂投产，其生产指标原矿品位38％，精矿品位64％～65％，回收率70％引起各国的注意。但由于其磨矿粒度为-500目达80％～85％，精矿粒度太细，造成精矿浓缩和过滤十分困难，且磨矿耗能和药剂费均高，导致选矿成本过高。二十世纪八十年代，鞍山地区研究出贫赤铁矿采用阶段磨矿、粗细分级，中矿再磨的处理方法，并在弓长岭选矿厂将其贫赤铁矿选别流程改造成阶段磨矿、强磁—重选联合流程，生产指标原矿品位30％，精矿品位64％以上，回收率67％以上，又将齐大山贫赤铁矿块矿焙烧磁选流程改造为阶段磨矿、磁选—重选联合流程，生产指标提高到：精品位62.5％，回收率达82％以上。同时将齐大山贫赤铁矿粉矿选别流程改为阶段磨矿、重选—强磁—酸性正浮选流程，1988年生产指标为原矿品位27.9％，精矿品位63.25％，回收率68.40％。至此，我国细粒赤铁矿选矿技术取得长足进步，达到世界先进水平。然而随着时间的推移，细粒贫赤铁矿虽然经国内外选矿界几代人的攻关，其精矿品位仍没有实现突破性进展，加之国外钢铁工业不景气，国际钢铁市场竞争激烈，导致美国和加拿大等国家一些成本高的贫赤铁矿选矿厂被迫关闭或停产，影响选矿技术发展。而巴西、澳大利亚及前苏联等国家由于其磁铁矿储量丰富，对细粒赤铁矿石英岩选矿研究不够重视，因而世界贫赤铁矿选矿获得的铁精矿品位一直徘徊在64％左右。

发明内容

本发明的目的在于提供一种提质优化选矿工艺，即阶段磨矿、粗细分选、重选—强磁—反浮选工艺，使整个工艺流程最终精矿品位有重大突破，使铁前成本大幅度降低，以适应市场竞争的需求。

本发明的目的是这样实现的，设计一种阶段磨矿、粗细分选、重选—强磁—反浮选工艺流程，对嵌布粒度粗细不均的贫赤铁矿采用阶段磨矿，将已单体解离的铁矿物和脉石矿物及早提精抛尾，将连生体送下段磨矿作业中继续细磨使其达到单体解离；对磨后的物料将其分级成粗粒级和细粒级两个部分，粗粒级采用重选，细粒级应用强磁—反浮选。

本发明的要点在于：该工艺的阶段磨矿分别由一次磨矿和一次分级组成的一段闭路磨矿以及由二次分级和二次磨矿组成的二段开路磨矿所构成，其中：一次磨矿浓度要求达到75％～80％，一次分级溢流浓度为40％～50％，一次分级溢流粒度达到-200目为55％～65％。二次磨矿浓度为70％～75％，二次分级溢流浓度小于10％，二次分级溢流粒度达到-200目为75％以上。

本发明的要点还在于：该工艺的重选设备采用螺旋溜槽对粗粒级进行选分；强磁设备采用立环脉动高梯度磁选机对细粒级进行选分。

本发明的要点还在于：该工艺的反浮选作业加药调浆，以NaOH为PH调整剂，淀粉为铁矿物抑制剂，CaO为石英活化剂，E_Z-21为捕收剂。

附图说明

附图是本发明阶段磨矿、粗细分选、重选——强磁——反浮选工艺流程图。

具体实施方式

本发明主要由阶段磨矿、粗细分选、粗粒重选，中矿再磨再选(简称粗级别选矿工艺流程)和细粒强磁—反浮选(简称细级别选矿工艺流程)构成。

粗粒流程产出两个最终产品重精和扫中磁尾，即重尾，产出一个中间产品中矿进行再磨再选。

细粒流程物料经弱磁、强磁作业后，进入反浮选作业，经加药调浆后进行一粗、一精、三扫的选别，得到最终精矿产品浮精和最终尾矿产品浮尾，并将其产生的中间产品(中矿)按顺序返回前一作业。

下面结合附图和具体实施方式对本发明作进一步的说明：

附图中粗级别选矿工艺流程由一段磨矿分级作业、旋流器粗细分级作业和螺旋溜槽重选作业以及中矿再磨再选作业所构成。其详细工艺流程如下，当贫赤铁矿石1(原料)经一次磨矿机2磨矿后，排入一次螺旋分级机3中进行分级，分级成细粒级的一次分级溢流3′和粗粒级的一次分级返砂3″，返砂3″返回一次磨矿机2中继续磨细后重新排入一次螺旋分级机3中进行分级，再由经一次磨矿机2和一次螺旋分级机3所组成的一段闭路磨矿，周而复始，循环作业；而细粒级的一次分级溢流3′进入旋流器4中进行分级，再次被分级成粗、细两种物料，其中细粒物料即旋流器溢流4″被送往强磁—反浮选流程中进行选别，而粗粒物料即旋流器沉砂4′送入重选流程中进行选别。其工艺制度要求为一次磨矿浓度要求达到75％～80％，一次分级溢流3′浓度为40％～50％，一次分级溢流3′粒度达到-200目为55％～65％左右。旋流器4给矿浓度达25％～35％，旋流器溢流4″浓度为10％～15％，旋流器溢流4 ″粒度为-200目占85％以上，否则浓度过高或过低，粒度过粗或过细，均会影响选别效果。当粗粒物料即旋流器沉砂4′送入重选作业中首先被送入粗选螺旋溜槽5进行粗选，被选分出3种产品，其中含铁较高的物料颗粒因其比重大被分选成粗精矿5′送到精选螺旋溜槽6进行精选；而比重较小的物料颗粒则成为粗选螺旋溜槽尾矿5″被送到扫选螺旋溜槽7进行扫选；而那些解离度较低，可选性差的难磨难选物料成为粗选精矿溜槽中矿5被送至二次螺旋分级机9中进行分级，分级后形成二次分级溢流9′和二次分级沉砂9″，将二次分级沉砂9″送入二次磨矿机10中磨细后形成二次磨矿产品10′，由于二次磨矿作业为开路磨矿，因此二次磨矿产品10′与二次分级溢流产品9′汇合一起返回旋流器4进行分级，周而复始。而粗选螺旋溜槽精矿5′经过精选螺旋溜槽6再次分选后，又被分选出三种产品，其中含铁较高的粗颗粒精矿6′成为合格产品即最终精矿；含铁较低的粗颗粒尾矿6″因其未能充分达到单体解离，故与粗选螺旋溜槽5的中矿产品5一道送入二次分级9中进行分级；精选螺旋溜槽6的中矿产品6又返回粗精矿产品5′中继续经过精选螺旋溜槽6的精选。而粗选螺旋溜槽尾矿5″由于其仍夹杂大量有用成份故将其送到扫选螺旋溜槽7进行扫选，经扫选后产生两种产品，一种含有连生体的粗颗粒产品扫螺精7′，扫螺精7′与粗选螺旋溜槽5的中矿产品5一道送入二次分级9中进行分级；另一种较粗颗粒的产品扫螺7″则被送入场强为4000×79.5775A/M扫选中磁机8进行选别，产生出两种产品，其中有用成分扫中磁精8′被打入二次分级9中进行分级，另一种无用成分扫中磁尾8″即重尾成为最终尾矿被抛弃。总之重选作业的粗粒中矿均进入二次磨矿分级作业，经再磨后返回旋流器，再进行粗细分选，重选作业的工艺制度为粗选螺旋溜槽的给矿浓度为45％～50％。精选螺旋溜槽的给矿浓度为50％～55％，扫选螺旋溜槽的给矿浓度为35％～40％，二次磨矿为开路给矿，二次磨矿分级作业的工艺制度为二次磨矿浓度为70％～75％；二次分级溢流浓度小于10％；二次分级溢流粒度达到-200目75％以上。因为二次磨矿产品和二次分级溢流汇合在一起，其浓度过高或过低，粒度过粗或过细均会影响选别效果，为此应控制和掌握磨矿分级的浓度和粒度。

细级别选矿工艺流程则应用弱、中磁机、立环脉动高梯度磁选机脱泥抛尾，其弱、中磁精和强磁精合并进入反浮选作业加药调浆后，进行一粗一精、三扫的选别。其详细工艺如下：将细粒物料即旋流器溢流4″送往弱磁(中磁)磁选机11中被分选成弱(中)磁精11′和弱(中)磁尾11″进入浓缩大井12浓缩，其矿泥形成溢流12″成为最终尾矿，其底流12′给入立环脉动高梯度磁选机13进行强磁选，强磁尾矿13″成为最终尾矿。强磁精矿13′与弱(中)磁精11′合并送入浮选前浓度大井14浓缩后进入反浮选作业，其矿泥构成的溢流14″则成为最终尾矿。反浮选是在加药调浆后进行一粗一精、三扫的选别作业，是将浓缩大井底流14′送入粗选浮选机15进行粗选后将其粗精矿15′送入精选浮选机16进行精选；其尾矿15″则送入一次扫送机17进行扫选；经精选浮选机16选别后产生的精选精矿16′成为最终精矿产品，精选浮选机16选别后产生的尾矿16″则返回粗选浮选机15中继续选别。而一次扫选机17选别后的精矿产品一扫精17′被送入浮选前浓缩大井14浓缩后再次进入反浮选选作业。一扫尾17″则被送入二次扫选机18进行二次扫选；其精矿产品二扫精18′返回一次扫选机17重新扫选，而尾矿产品二扫尾18″则送入三次扫选机19′进行三次扫选；其精矿产品三扫精19′返回二次扫选机18中重新扫选，其尾矿产品三扫尾则成为最终尾矿被抛弃。总之对可选性较差的细粒级物料应用强磁——反浮选的技术方案是：旋流器溢流经弱磁(中磁)拿出强磁矿物后，将尾矿送入浓缩大井浓缩，其底流浓度达到30％～35％给入立环脉动高梯度磁选机脱泥抛尾。弱(中)磁精和强磁精合并进入浮选前浓缩大井浓缩，其底流达到40％～45％进入反浮选作业加药调浆，以NaOH为PH调整剂，调整矿浆的酸碱度；以淀粉为铁矿物抑制剂，增强矿物表面亲水性；以CaO为石英活化剂，促进矿物的捕收作用，消除抑制作用；以E_Z-21为捕收剂，增强矿物的可浮性。浮选矿浆温度为33℃左右，矿浆PH值11.5左右，物料调浆后进行一粗、一精、三扫的选别得到最终精矿产品浮精和最终尾矿产品浮尾；其中间产品(中矿)按顺序返回前一作业，一扫精则返至浮选前浓缩大井。

本发明的优点是：利用阶段磨矿、粗细分选、粗粒重选与细粒强磁—反浮选的巧妙结合，在粗磨条件下尽早提精抛尾，易选的粗粒采用螺旋溜槽重选，无其他运转部件，没有能耗，利于降低选矿成本。且由于对已单体解离的铁矿物和脉石及早分选出来，可减少过磨造成的金属流失，有利于提高铁回收率，又减少二次磨机负荷，实现少开动二次磨机台数，收到降低磨矿成本效果。另外，因最终精矿中含有一部分重选粗粒精矿，使后序的精矿浓缩过滤作业得到改善，而且有利于烧结，该工艺中、弱精和强精全部进行反浮选，将强磁性矿物贫连体生体与脉石一同被浮入尾矿中，使精矿品位提高。由于反浮选作业中有捕收剂和抑制剂的双重作用与正浮选相比矿石夹杂作用消除，增强了选分效果。同时在该细粒工艺流程中，应用高效节能设备立环脉动高梯度磁选机，可使强精品位提高近4％，强尾品位降低3％，该设备对给矿条件变化适应性强，脱泥抛尾效果好，从而为反浮选作业，创造良好的条件。且该工艺还应用E_Z-21为捕收剂，可使浮精品位提高0.5％，吨精矿药剂费用降低23％以上，具有提质降耗双重作用，还具有浮选速度快，对矿石性质和浮选前矿浆温度变化适应性强的特点，不仅能降低自身药剂用量，而且能显著降低玉米淀粉的用量，有利于精矿浓缩和过滤。

本发明的积极效果是：贫赤铁矿产品质量实现历史性突破。生产指标原矿品位30％左右，精矿品位67％以上，金属回收率达到76％以上，二氧化硅含量由8％～10％降至4.5％以下，同时可使炼铁综合入炉品位提高0.5％～0.6％，提质降硅效果显著。并且可使精矿成本平均每吨下降30元以上，炼铁成本平均每吨降低35元以上，实现了选矿工艺过程的合理性与经济性的统一，达到提质降耗的效果。

Claims

1，一种处理贫赤铁矿石的选矿工艺，主要包括：阶段磨矿、粗细分选、重选—强磁—反浮选工艺流程，其特征在于：对嵌布粒度粗细不均的贫赤铁矿石采用阶段磨矿，将已单体解离的铁矿物和脉石矿物及早提精抛尾，将连生体送下段磨矿作业中继续细磨使其达到单体解离；对磨后的物料将其分级成粗粒级和细粒级两个部分，粗粒级采用重选，细粒级应用强磁——反浮选。

2，根据权利要求1所述的选矿工艺，其特征在于：阶段磨矿分别由一次磨矿(2)和一次分级(3)组成的一段闭路磨矿以及由二次分级(9)和二次磨矿(10)组成的二段开路磨矿所构成。

3，根据权利要求1和2所述的选矿工艺，其特征在于：一次磨矿(2)浓度为75％～80％，一次分级溢流(3′)浓度为40％～50％，一次分级溢流(3′)粒度达到-200目为55％～65％。

4，根据权利要求1和2所述的选矿工艺，其特征在于：二次磨矿(10)浓度为70％～75％，二次分级溢流(9′)浓度小于10％，二次分级溢流(9′)粒度达到-200目为75％以上。

5，根据权利要求1所述的选矿工艺，其特征在于：重选设备采用螺旋溜槽对粗粒级进行选分。

6，根据权利要求1所述的选矿工艺，其特征在于：强磁设备采用立环脉动高梯度磁选机(13)对细粒级进行选分。

7，根据权利要求1所述的选矿工艺，其特征在于：反浮选加药调浆，以NaOH为PH调整剂，淀粉为铁矿物抑制剂，CaO为石英活化剂，E_Z-21为捕收剂。