一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法技术

本发明专利技术公开了一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法，工艺为：1)高硅磁铁精矿经德瑞克高频细筛筛分，既实现分级又实现分选；2)筛下产品进行一段阳离子反浮选一次粗选，获得铁精矿C1，阳离子反浮选尾矿与高频细筛筛上产品合并进入后续分级‑再磨作业；3)高频细筛筛上产品及一段阳离子反浮选尾矿合并后泵送至旋流器分级‑塔磨‑弱磁选作业，获得弱磁选精矿，并抛除弱磁选尾矿T1；4)弱磁选精矿进行二段阳离子反浮选一次粗选，获得铁精矿C2，并抛除二段阳离子反浮选尾矿T2；C1和C2合并后最终铁精矿TFe品位70.20％、SiO2含量1.81％，为最终高纯铁精矿。本发明专利技术具有铁精矿品位高、铁回收率高、SiO2含量低且指标稳定、易于生产管理等优点。

A Beneficiation Method for Raising Iron and Reducing Silicon in Magnetite Concentrate

The invention discloses a beneficiation method for raising iron and reducing silicon in magnet concentrate. The process is as follows: 1) high silicon magnet concentrate is screened by Derrick high frequency fine screening, which realizes both classification and separation; 2) one stage cationic reverse flotation of products under screening is carried out to obtain iron concentrate C1, cationic reverse flotation tailings and products on high frequency fine screening are merged into subsequent classification and regrinding operation; 3) high frequency fine screening; The product on screen and one stage cationic reverse flotation tailings are combined and pumped to cyclone classification, tower grinding and weak magnetic separation operation to obtain weak magnetic separation concentrate, and discard weak magnetic separation tailings T1; 4) The weak magnetic separation concentrate is roughed once by two-stage cationic reverse flotation to obtain iron concentrate C2, and discard two-stage cationic reverse flotation tailings T2; The final iron concentrate TFe grade is 70.20%, SiO 2 content after the combination of C1 and C2. The final high purity iron concentrate is 1.81%. The invention has the advantages of high grade iron concentrate, high iron recovery, low SiO 2 content, stable index, easy production and management, etc.

【技术实现步骤摘要】
一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法
本专利技术属于铁矿石选矿
，具体涉及一种高硅磁铁精矿提铁降硅的选矿方法，特别适合于磁铁精矿TFe品位62.0％-65.0％、SiO2含量在10.5％-6.5％范围的高硅磁铁精矿的提铁降硅。
技术介绍
我国自产铁精矿主要是磁铁矿精矿，其TFe品位一般在62.0％-65.0％，SiO2含量约10.0％-7.0％。近年来环保形势日趋严峻，为给高炉提供“精料”，使高炉炼铁实现节能降耗及高效化，有必要对高硅磁铁精矿进行提铁降硅。磁铁精矿常用提铁降硅的选矿技术主要有磁重选工艺流程(工艺一)、反浮选工艺流程(工艺二)。磁重选工艺流程(工艺一)的优点有：①加强了磁选过程，延长磁选时间，提高铁精矿品位；②磁重选采用磁选柱，磁选柱没有运动部件，装机功率小，主要靠水流分选，检修维护方便，运行成本低；③通过磁选柱能高效分出矿泥、单体脉石，特别是能高效分选出连生体及杂质，从而提高磁铁精矿品位。其不足之处在于：①磁选柱处理量小，耗水量大，操作难度较大；②占地面积虽小，但是占用空间高度大，配置高度要求高。③磁选柱尾矿铁品位较高，往往需要经过浓缩磁选后返回前段工序的磨矿作业，致使全流程存在大循环，不利于选矿工艺流程的生产稳定。反浮选工艺流程(工艺二)具有工艺成熟，指标稳定的优点，但其缺点为选别次数多，一般需一粗一精三扫闭路流程，浮选尾矿的铁品位较高，往往需要经过浓缩磁选后返回前段工序的磨矿作业，致使全流程存在大循环，不利于选矿工艺流程的生产稳定。为了解决磁铁矿石精矿提铁降硅技术难题，国内有关高校、科研院所进行了大量的技术研究和攻关，并取得了一定的技术进展。《金属矿山》2012年第2期发表的“铁矿石阳离子反浮选技术研究进展及应用现状”一文中详细介绍了近年来铁矿石阳离子反浮选工艺研究进展，如：本钢南芬选矿厂以南芬铁精矿粉为原料，以十二胺作捕收剂，采用细磨—磁选—阳离子反浮选联合流程，试验得到铁品位为71.92％、铁回收率为69.25％、SiO2含量为0.324％的超纯铁精矿，但该工艺铁回收率低，且即使在铁品位高达71.92％情况下，SiO2含量仍然较高。
技术实现思路
本专利技术的目的就是针对现有技术中存在的上述问题，而提供一种最终铁精矿品位TFe>70.0％、SiO2含量<2.0％且指标稳定、易于生产管理的磁铁精矿提铁降硅的选矿方法。为实现本专利技术的上述目的，本专利技术一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法采用的工艺、步骤为：1)细筛筛分作业：将已经过选矿作业提纯的TFe62.0％-65.0％、SiO2含量在10.5％-6.5％范围、粒度-0.043mm70-80％的高硅磁铁精矿经德瑞克高频细筛筛分，分别获得筛下产品、筛上产品；在该步骤，采用德瑞克高频细筛筛分，既实现分级又实现分选，筛下产品TFe品位67.50％，并降低了后续阳离子反浮选提高铁精矿品位的难度，为后续阳离子反浮选创造了良好的入浮条件。在该步骤，德瑞克高频细筛的筛孔尺寸采用0.043mm为佳。2)筛下产品阳离子反浮选作业：将步骤1)获得的筛下产品进行一段阳离子反浮选，获得TFe品位>70.30％的铁精矿C1，排出阳离子反浮选尾矿。在该步骤，一段阳离子反浮选以一次粗选为宜，采用氢氧化钠为pH调整剂、玉米淀粉为抑制剂、十二胺为捕收剂，各浮选药剂添加量按浮选给矿的干矿量计，pH调整剂用量为600-800g/t，抑制剂用量为800-1000g/t，捕收剂用量为100-150g/t。3)旋流器分级-细磨-弱磁选作业：将步骤1)获得的筛上产品与步骤2)排出的阳离子反浮选尾矿合并后给入旋流器分级-细磨-弱磁选作业，获得弱磁选精矿，并抛出弱磁选尾矿T1；旋流器溢流粒度控制在-0.038mm85.0％-93.0％。在该步骤，细磨设备采用塔磨机为佳；弱磁选设备采用湿式永磁筒式弱磁选机，磁场强度范围为126-143kA/m。4)弱磁选精矿阳离子反浮选作业：将步骤3)获得的弱磁选精矿进行二段阳离子反浮选，获得TFe品位>69.00％的铁精矿C2，并排出二段阳离子反浮选尾矿T2。在该步骤中二段阳离子反浮选以一次粗选为宜，采用氢氧化钠为pH调整剂、玉米淀粉为抑制剂、十二胺为捕收剂，各浮选药剂添加量按浮选给矿的干矿量计，pH调整剂用量为600-800g/t，抑制剂用量为800-1000g/t，捕收剂用量为100-150g/t。5)将步骤2)中获得的铁精矿C1、步骤4)中获得的铁精矿C2合并得到TFe≥70.0％、SiO2含量≤2.0％的最终高纯铁精矿。与现有技术相比，本专利技术一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法具有如下优点：(1)所获得的铁精矿TFe品位高(>70.0％),SiO2含量低(<2.0％)，而现有技术“提铁降硅”所获得的铁精矿品位一般为68.5％-69.0％、SiO2含量3.0％-3.5％。(2)高频细筛分级，既实现了粒度分级，又实现了分选，筛下产品TFe品位提高至67.50％以上，大大降低了一段阳离子反浮选提高铁精矿品位的难度，使之仅采用一次粗选就可以获得TFe>70.0％的铁精矿。(3)高频细筛筛上及一段阳离子反浮选尾矿合并后的再磨作业采用塔磨机，具有大幅度提高研磨效率，设备占地面积小，噪音低，节省能耗；入磨粒度二次沉降分离，均匀控制粒级分布，提高产品的合格粒级占有率等优点。(4)采用阶段反浮选工艺，在保证铁精矿产品质量的前提下，减少了再磨矿量及浮选作业的次数。附图说明图1为本专利技术一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法的原则工艺流程图。图2为本专利技术一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法的实施例数质量流程图。具体实施方式为描述本专利技术，下面结合附图和实施例对本专利技术一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法做进一步详细说明。由图1所示的本专利技术一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法的原则工艺流程图看出，本专利技术一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法包括以下工艺、步骤：1)高硅磁铁精矿高频细筛筛分。将铁品位62.0％-65.0％(SiO2含量10.5％-6.5％)的高硅磁铁精矿经高频细筛筛分，获得筛下(TFe67.50％)和筛上两种产品。高频细筛采用德瑞克高频细筛，筛孔尺寸0.043mm。2)筛下产品进行一段阳离子反浮选。将高频细筛筛下产品(TFe67.50％)进行一段阳离子反浮选，获得TFe品位70.38％的铁精矿C1，阳离子反浮选尾矿与高频细筛筛上产品合并进入后续分级-再磨作业。一段阳离子反浮选为一次粗选。采用氢氧化钠为pH调整剂、玉米淀粉为抑制剂、捕收剂采用十二胺；阳离子反浮选各浮选药剂添加量按浮选给矿的干矿量计，pH调整剂用量为800-1000g/t，抑制剂用量为800-1000g/t，捕收剂用量为100-150g/t。3)高频细筛筛上产品及一段阳离子反浮选尾矿合并后泵送至旋流器分级-塔磨-弱磁选作业，获得弱磁选精矿，并抛除弱磁选尾矿T1。再磨设备为塔磨机，分级设备为水力旋流器，控制再磨的分级溢流粒度为-0.0385mm85-90％，弱磁选设备为湿式永磁筒式弱磁选机。湿式筒式磁选机的磁场强度范围为126-143kA/m。4)弱磁选精矿进二段阳离子反浮选，获得TFe品位69.35％的铁精矿C2，并抛除二段阳离子反浮选尾矿本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法，其特征在于采用以下工艺、步骤：1)细筛筛分作业：将TFe 62.0％‑65.0％、SiO2含量在10.5％‑6.5％范围、粒度‑0.043mm 70‑80％的高硅磁铁精矿经德瑞克高频细筛筛分，分别获得筛下产品、筛上产品；2)筛下产品阳离子反浮选作业：将步骤1)获得的筛下产品进行一段阳离子反浮选，获得TFe品位>70.30％的铁精矿C1，排出阳离子反浮选尾矿；3)旋流器分级‑细磨‑弱磁选作业：将步骤1)获得的筛上产品与步骤2)排出的阳离子反浮选尾矿合并后给入旋流器分级‑细磨‑弱磁选作业，获得弱磁选精矿，并抛出弱磁选尾矿T1；旋流器溢流粒度控制在‑0.038mm85.0％‑93.0％；4)弱磁选精矿阳离子反浮选作业：将步骤3)获得的弱磁选精矿进行二段阳离子反浮选，获得TFe品位>69.00％的铁精矿C2，并排出二段阳离子反浮选尾矿T2；5)将步骤2)中获得的铁精矿C1、步骤4)中获得的铁精矿C2合并得到TFe>70.0％、SiO2含量

【技术特征摘要】
1.一种磁铁精矿提铁降硅的选矿方法，其特征在于采用以下工艺、步骤：1)细筛筛分作业：将TFe62.0％-65.0％、SiO2含量在10.5％-6.5％范围、粒度-0.043mm70-80％的高硅磁铁精矿经德瑞克高频细筛筛分，分别获得筛下产品、筛上产品；2)筛下产品阳离子反浮选作业：将步骤1)获得的筛下产品进行一段阳离子反浮选，获得TFe品位>70.30％的铁精矿C1，排出阳离子反浮选尾矿；3)旋流器分级-细磨-弱磁选作业：将步骤1)获得的筛上产品与步骤2)排出的阳离子反浮选尾矿合并后给入旋流器分级-细磨-弱磁选作业，获得弱磁选精矿，并抛出弱磁选尾矿T1；旋流器溢流粒度控制在-0.038mm85.0％-93.0％；4)弱磁选精矿阳离子反浮选作业：将步骤3)获得的弱磁选精矿进行二段阳离子反浮选，获得TFe品位>69.00％的铁精矿C2，并排出二段阳离子反浮选尾矿T2；5)将步骤2)中获得的铁精矿C1、步骤4)中获得的铁精矿C2合并得到TFe>70.0％、SiO2含量<2.0％的最...

【专利技术属性】
技术研发人员：李明阳，代献仁，刘军，张颖异，陆虎，
申请(专利权)人：安徽工业大学，
类型：发明
国别省市：安徽,34