一种回收镜铁矿的选矿方法技术

本发明专利技术公开了一种回收镜铁矿的选矿方法，它包括以下工艺、步骤：一段磨矿－分级－一段弱磁选－一段强磁选抛尾矿，在一段强磁选前设有圆筒隔渣筛；一段弱磁选和一段强磁选的粗精矿预先分级－二段磨矿－二段弱磁选得精矿、二段强磁选得精矿；二段强磁选尾矿（中矿）经选择性絮凝脱泥－阴离子反浮选。本发明专利技术具有铁精矿品位高、铁回收率高、细粒铁矿物损失小且选矿工艺流程较短、能够提前得精矿、抛尾矿、选矿能耗低的优点，不仅用于镜铁矿石的选别，也可用于赤铁矿、针铁矿、菱铁矿、褐铁矿等弱磁性铁矿物的选别。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及一种铁矿石选矿方法，尤其是涉及一种回收镜铁矿的 选矿方法，也可用于赤铁矿、针铁矿、菱铁矿、褐铁矿等弱磁性铁矿 物的选别。
技术介绍
我国铁矿石的主要特点是"贫"、"细"、"杂"，平均铁品位32%，比世界平均品位低ll个百分点。其中97%的铁矿石需要选矿处 理，并且复杂难选的红铁矿占的比例大，约占铁矿石储量的20.8%。 镜铁矿属于难选红矿的一种类型，为赤铁矿变种，与石英伴生， 其化学组成为Fe20:,， TFe69. 94%，有时含Ti02、 Si02、八1203等混入物。其晶体结构为金属光泽的片状集合体或玫瑰花状聚片。镜铁矿的这种 特殊的晶体结构，采用常规选矿工艺难以有效回收、分离。红铁矿是我国重要铁矿资源，可选性差，主要分布在辽宁、河北、 甘肃、安徽、内蒙、河南、湖北、山西、贵州等地。国内易选的磁铁 矿资源正面临着日益短缺的局面，后备磁铁矿矿山明显不足，相对好 选的红铁矿矿山大多进入深层开采时期，采矿成本逐年升高，红矿选 矿一直是我国选矿界的一大难题。20世纪60年代初期，国内主要采 用焙烧-磁选及单一浮选工艺处理赤铁矿石，生产技术指标较差。20 世纪80、 90年代先后采用阶段磨矿、重选-磁选-酸性正浮选以及阶 段磨矿、重选-磁选-阴离子反浮选，近年来又出现了两段连续磨矿、 中矿再磨、重选——强磁——阴离子反浮选工艺。目前红铁矿选矿技术有连续磨矿、弱磁-强磁-阴离子反浮选工 艺(工艺l);阶段磨矿、粗细分选、重选-磁选-阴离子反浮选工艺(工艺2);阶段磨矿、粗细分选、磁选-重选-阴离子反浮选工艺(工 艺3)。工艺1存在因为磨矿粒度细而导致能耗高及选矿成本高。工 艺2和工艺3中的重选对有些镜铁矿来说，因其片状矿物结构，在重 选设备(如螺旋溜槽)中易沉积，对重选选别效果不利。对于细粒的 镜铁矿，磁选效果差，在强磁选阶段回收困难。在浮选作业阶段，以 上工艺选别镜铁矿都存在矿泥影响较大，细粒铁矿物易进入尾矿，浮 选指标差的问题。
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缺陷，而提供一种 铁精矿品位高、铁回收率高、细粒铁矿物损失小且选矿工艺流程较短、 能够提前得精矿、抛尾矿、选矿能耗低的回收镜铁矿的选矿方法。为实现本专利技术之目的，本专利技术 通过以 下技术方案来实现。本专利技术包括以下工艺、步骤(1) 一段磨矿一分级一一段弱磁选一一段强磁选抛尾矿，在一 段强磁选前设有圆筒隔渣筛；(2) —段弱磁选和一段强磁选的粗精矿预先分级一二段磨矿一 二段弱磁选得精矿、二段强磁选得精矿；(3) 二段强磁选尾矿(中矿)经选择性絮凝脱泥一阴离子反浮选。所述的预先分级采用旋流器、高频细筛组合工艺为佳；所述的选 择性絮凝脱泥在浓縮机中进行，采用氢氧化钠为分散剂、玉米淀粉为所述阴离子反浮选采用一次粗选、 一次精选、二至三次扫选为宜。 阴离子反浮选的粗选采用氢氧化钠为PH调整剂、玉米淀粉为抑 制剂、石灰为活化剂，捕收剂采用脂肪酸盐或改性脂肪酸盐；所述PH调整剂用量为100—1800g/t，抑制剂用量为100—1800g/t、活化 剂用量为100—1000g/t，捕收剂用量为100—1000g/t。反浮精选作业再添加100—300g/t捕收剂、100—300g/t活化剂， 反浮扫选作业再添加100—300g/t抑制剂。上述所有药剂添加量均为对浮选给矿的干矿量。上述一段弱磁选、二段弱磁选的磁感应强度范围为0. 1—0. 25特 斯拉，其中一段弱磁选的磁感应强度以0. 18—0. 25特斯拉为宜；一 段强磁选的磁感应强度为0. 8—1. 5特斯拉，二段强磁选的磁感应强 度为0. 3—0.7特斯拉。所述一段弱磁磁选、二段弱磁选皆采用永磁湿式筒式磁选机；所 述一段强磁选、二段强磁选皆采用立环电磁脉动高梯度磁选机。所述一段磨矿的分级排矿粒度为-0. 076mm占40%—60%， 二段磨 矿的分级排矿粒度为-O. 076,占75%—95%。上述药剂用量、磁感应强度、磨矿粒度等参数的具体值，皆可以 根据矿石性质，通过实验室实验结果确定。由于镜铁矿一般与磁铁矿共生，上述一段弱磁选、二段弱磁选的 目的是为回收铁矿石中的磁铁矿、前段工序中排出的碎铁屑，为后续 的强磁选创造条件，避免强磁选机的介质堵塞。 本专利技术与现有的技术相比具有如下优点① 采用一段强磁选，既可以回收一段弱磁选丢失的弱磁性镜铁矿， 又可抛除合格尾矿，减少了后续磨矿、选别的矿量和药剂消耗，减少 了设备台数，节能降耗效果显著。② 采用二段弱磁选、二段强磁选提前得精矿，不仅可以减少后续6反浮选的矿量，减少设备台数，而且降低了反浮选药剂的用量，降低 了生产成本。③ 对二段强磁选尾矿(中矿)，将其给入浓縮机中加分散剂、絮凝 剂进行选择性絮凝脱泥，使脉石矿泥分散后从浓縮机溢流中排出，不 仅提高了后续阴离子反浮选的给料品位，同时为阴离子反浮选创造了 条件，提高了阴离子反浮选的选择性，并显著降低了调整剂、抑制剂、 活化剂和捕收剂的使用量。④ 与
技术介绍
中的工艺1比较，縮短了流程，节省了厂房空间， 用强磁精矿代替了重选精矿，强磁精矿的粒度组成使精矿更宜输送。⑤ 与
技术介绍
中的工艺2及工艺3比较，由于预先获得了强磁精 矿减少了进入浮选作业的矿量，因此减少了浮选机使用台数。由于选 择性絮凝脱泥工艺的采用，脱除对浮选有害得脉石矿泥，细粒的铁矿 物得到絮凝沉降，反浮选效率提高。⑥本专利技术方法在安徽某镜铁矿选矿厂应用，与无选择性絮凝的工 艺相比，综合铁精矿品位提高1.47个百分点，综合尾矿铁品位降低 3.44个百分点，铁回收率提高ll个百分点。附图说明图1为本专利技术的原则工艺流程图。 图2为本专利技术的实施工艺流程图。具体实施例方式为进一步描述本专利技术，下面以安徽某镜铁矿选矿为例，结合附图 和实施例，对本专利技术作更详细的描述。 由图l、图2看出，本专利技术包括以下工艺、步骤(1 ) 一段磨矿一分级一一段弱磁选一一段强磁选抛尾矿。镜铁矿石经破碎至-20mm，给入一段球磨机中进行一段磨矿，球 磨机排矿经过螺旋分级机分级，螺旋分级机的返砂再返回一段磨矿， 螺旋分级机的溢流(粒度-0.076mm占45。/0分别经一段弱磁选、 一段 强磁选进行选别，抛除合格尾矿。为防止物料中的粗颗粒堵塞一段强磁选的介质，在一段强磁选前 加圆筒隔渣筛。一段弱磁选采用湿式永磁筒式磁选机，其磁感应强度为0. 23特 斯拉； 一段强磁选采用立环电磁脉动高梯度磁选机，其磁感应强度 1.02特斯拉。(2) —段弱磁选和一段强磁选的粗精矿预先分级一二段磨矿一 二段弱磁选得精、二段强磁选得精矿。一段弱磁选粗精矿、 一段强磁选粗精矿、圆筒隔渣筛的粗渣合并 后经过水力旋流器、高频细筛的组合工艺进行预先分级，旋流器沉砂 及高频细筛的筛上部分给入二段磨矿，水力旋流器及高频细筛的筛下 部分(-0. 076,占80%)给入二段弱磁选一二段强磁选，分别获得二段弱磁选精矿、二段强磁选精矿。二段弱磁选磁感应强度为0. 18特斯拉；二段强磁选磁感应强度 为0.4特斯拉。(3) 二段强磁选尾矿(中矿)经选择性絮凝脱泥一阴离子反浮选。将二段强磁选尾矿(中矿)加分散剂氢氧化钠800g/t (对浮选 给矿计、干矿量，以下同)、絮凝剂玉米淀粉600g/t搅拌5分钟，经 泵送至本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种回收镜铁矿的选矿方法，其特征在于包括以下工艺、步骤：　（１）一段磨矿－分级－一段弱磁选－一段强磁选抛尾矿，在一段强磁选前设有圆筒隔渣筛；　（２）一段弱磁选和一段强磁选的粗精矿预先分级－二段磨矿－二段弱磁选得精矿、二段强磁选得 精矿；　（３）二段强磁选尾矿（中矿）经选择性絮凝脱泥－阴离子反浮选。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：瞿英程，黄新，谢宝俊，王凯金，徐有枢，陈少学，杨熠卿，
申请(专利权)人：中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司，
类型：发明
国别省市：34[中国|安徽]