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技术领域

本发明涉及选矿技术领域,尤其涉及一种矿石选别工艺。

背景技术

“贫、细、杂”是我国铁矿石的主要特点,世界平均铁品位约为44%,而我国铁品位只有33%左右,并且难选复杂的程度大尤其是对弱磁性的铁矿石,矿石间存在着非常强大的磁性与非磁性颗粒的夹杂,磁铁矿和脉石构成的连生体组成成分较为复杂,单纯的磁选法无法得到高品位精矿。

铁精矿中硅、钾钠、氟元素含量超标,造成高炉炼铁的渣铁比难降,高炉结瘤,环境污染,成本增加。有效提高铁精矿品位,降低硅、钾钠杂质元素含量,为下游冶炼工序提供优质原料,降低冶炼调整铁料配比的频次,降低高炉结瘤率,延长炉衬使用周期,稳定烧结质量,稳定高炉生产运行,降低冶炼成本,均具有极大意义。

近年来,积极相应“四降两提”工程,降低铁精矿成本,节能降耗,引进新药剂、新设备,新工艺,探索适合不同类型铁矿石提质降杂、降本增效的新技术,已取得了显著的效果。

中国专利申请号201810685599.5公开了一种贫磁铁矿提质降杂的工艺方法,铁精矿品位提高至66-68%,铁的作业回收率(对粗精矿)不低于98%。该文献对铁精矿中钾钠、氟元素含量未明确说明,而此些杂质元素含量对高炉冶炼至关重要。

发明内容

针对现有生产情况存在的低品位铁矿石的精矿中硅、钾钠、氟元素含量高的问题,本发明的目的是提供一种矿石选别工艺,将磁选粗精矿通过艾砂磨机磨矿后产品给入高频细筛,筛上矿物闭路返回磨机,筛下矿物进入陶洗磁选机进行选别,陶洗精矿进行反浮选作业。陶洗作业有效降低精矿中硅、钾钠含量,浮选作业有效降低精矿中氟元素含量,既实现了铁精矿品位提高,又实现了铁精矿中杂质元素含量降低,同时尾矿品位降低减少金属流失。

为解决上述技术问题,本发明采用如下技术方案:

本发明一种矿石选别工艺,包括如下步骤:包括如下步骤:

步骤一,破碎:对铁矿石进行破碎,铁矿石原矿品位24%-26%,矿石中磁性铁含量65%-70%,进行三段一闭路破碎至-12mm;

步骤二,磨矿磁选:再进行两段闭路湿式溢流型球磨机磨矿-分级,磨矿细度-0.074mm占88%-90%,分级溢流产品进行弱磁选;

步骤三,磨矿筛分:磁选粗精矿给入三段艾砂磨磨矿-分级,磨矿细度-0.037mm占96%以上,分级溢流产品给入高频细筛进行细筛筛分,筛上产品闭路返回三段磨机磨矿-分级系统;

步骤四,陶洗精选:细筛筛下产品给入淘洗机进行精选;

步骤五,浮选:根据下游冶炼对氟元素含量的要求,陶洗精矿产品给入浮选作业,加入抑制剂、铁反浮选捕收剂,浮选温度30℃,通过反浮选作业进一步降低氟元素含量;最终得到浮选精矿。

进一步的,对步骤二中,二段磨矿分级溢流产品经过一段弱磁选工艺,获得一段弱磁选粗精矿,并抛出尾矿。

进一步的,对一段弱磁选精矿经过二段弱磁选,并抛出尾矿。。

进一步的,一段弱磁选工艺的磁场强度为1800奥斯特,二段弱磁选的磁场强度为1600奥斯特。

进一步的,陶洗磁选机的磁场强度,固定磁场和循环磁场强度为1800奥斯特,补偿磁场强度为1100奥斯特。

进一步的,淘洗机的冲洗水为选矿厂的循环水,冲洗水量为5-7m

进一步的,细筛筛孔在0.074mm。

与现有技术相比,本发明的有益技术效果:

本发明的一种铁矿石选别工艺,提高铁精矿品位,降低了铁精矿中硅、钾、钠、氟杂质含量,有利于为下游冶炼工序提供优质原料,降低冶炼调整铁料配比的频次,降低高炉结瘤率,延长炉衬使用周期,稳定烧结质量,稳定高炉生产运行,降低冶炼成本。

本发明的一种铁矿石选别工艺相较于原工艺流程,艾砂磨提高磨矿细度,增加陶洗作业,降低浮选给矿负荷,减少一半浮选设备运行,降低浮选蒸汽用量及药剂用量,降低动力消耗,工艺流程简单,有利于建设绿色矿山。

附图说明

下面结合附图说明对本发明作进一步说明。

图1为本发明矿石选别工艺流程图。

具体实施方式

为了进一步了解本发明的内容,结合附图1对本发明做详细描述。

实施例1

本实施例的一种铁矿石选别工艺,步骤为:

步骤一:破碎:对低品位铁矿石,铁矿石原矿品位24%-26%,矿石中磁性铁含量65%-70%,进行三段一闭路破碎至-12mm(即小于12mm的粒度)。

步骤二,磨矿磁选:再进行两段闭路湿式溢流型球磨机磨矿-分级,磨矿细度-0.074mm占88%-90%,分级溢流产品进行弱磁选,弱磁选铁品位56.5%-58.5%。

步骤三,磨矿筛分:磁选粗精矿给入三段艾砂磨磨矿-分级,磨矿细度-0.037mm占96%以上,分级溢流产品给入高频细筛进行筛分,细筛筛孔在0.074mm,筛上产品闭路返回三段磨机磨矿-分级系统。

步骤四,陶洗精选:细筛筛下产品给入淘洗机进行精选,淘洗机精选铁品位65.83%,氟含量0.649%,硅含量1.945%,钾含量0.052%,钠含量0.124%。尾矿铁品位16.33%。

步骤五,浮选:根据下游冶炼对氟元素含量的要求,陶洗精矿产品给入浮选作业,加入抑制剂、铁反浮选捕收剂,浮选温度30℃,通过反浮选作业进一步降低氟元素含量,浮选精矿铁品位66.81%,氟含量0.425%,硅含量2.413%,钾含量0.074%,钠含量0.127%。尾矿铁品位22.62%。

进一步的技术方案,

对步骤二中,二段磨矿分级溢流产品经过一段弱磁选(1800奥斯特)工艺,获得一段弱磁选粗精矿,并抛出尾矿。

对一段弱磁选精矿经过二段弱磁选(1600奥斯特),并抛出尾矿。

进一步的技术方案,陶洗磁选机的磁场强度,固定磁场和循环磁场强度为1800奥斯特,补偿磁场强度为1100奥斯特,淘洗机的冲洗水为选矿厂的循环水,冲洗水量为5-7m

实施例2

本实施例的一种铁矿石选别工艺,步骤为:

步骤一:破碎:对低品位铁矿石,铁矿石原矿品位22%,矿石中磁性铁含量58%-60%,进行三段一闭路破碎至-12mm(即小于12mm的粒度)。

步骤二,磨矿磁选:再进行两段闭路湿式溢流型球磨机磨矿-分级,磨矿细度-0.074mm占90%-93%,分级溢流产品进行弱磁选,弱磁选铁品位54.5%-55.5%。

步骤三,磨矿筛分:磁选粗精矿给入三段艾砂磨磨矿-分级,磨矿细度-0.025mm占95%以上,分级溢流产品给入高频细筛进行筛分,细筛筛孔在0.074mm,筛上产品闭路返回三段磨机磨矿-分级系统。

步骤四,陶洗精选:细筛筛下产品给入淘洗机进行精选,淘洗机精选铁品位63.83%,氟含量1.079%,硅含量1.93%,钾含量0.08%,钠含量0.128%。尾矿铁品位14.94%。

步骤五,浮选:根据下游冶炼对氟元素含量的要求,陶洗精矿产品给入浮选作业,加入抑制剂、铁反浮选捕收剂,浮选温度30℃,通过反浮选作业进一步降低氟元素含量,浮选精矿铁品位67.07%,氟含量0.385%,硅含量1.98%,钾含量0.067%,钠含量0.105%。尾矿铁品位26.58%。

进一步的技术方案,

对步骤二中,二段磨矿分级溢流产品经过一段弱磁选(1800奥斯特)工艺,获得一段弱磁选粗精矿,并抛出尾矿。

对一段弱磁选精矿经过二段弱磁选(1600奥斯特),并抛出尾矿。

进一步的技术方案,陶洗磁选机的磁场强度,固定磁场和循环磁场强度为1800奥斯特,补偿磁场强度为1100奥斯特,淘洗机的冲洗水为选矿厂的循环水,冲洗水量为5-7m

实施例3

本实施例的一种铁矿石选别工艺,步骤为:

步骤一:破碎:对低品位铁矿石,铁矿石原矿品位27-28%,矿石中磁性铁含量75%-80%,进行三段一闭路破碎至-12mm(即小于12mm的粒度)。

步骤二,磨矿磁选:再进行两段闭路湿式溢流型球磨机磨矿-分级,磨矿细度-0.074mm占88%-90%,分级溢流产品进行弱磁选,弱磁选铁品位57%-58%。

步骤三,磨矿筛分:磁选粗精矿给入三段艾砂磨磨矿-分级,磨矿细度-0.048mm占85%以上,分级溢流产品给入高频细筛进行筛分,细筛筛孔在0.074mm,筛上产品闭路返回三段磨机磨矿-分级系统。

步骤四,陶洗精选:细筛筛下产品给入淘洗机进行精选,淘洗机精选铁品位666.20%,氟含量0.990%,硅含量2.139%,钾含量0.067%,钠含量0.184%。尾矿铁品位20.55%。

步骤五,浮选:根据下游冶炼对氟元素含量的要求,陶洗精矿产品给入浮选作业,加入抑制剂、铁反浮选捕收剂,浮选温度30℃,通过反浮选作业进一步降低氟元素含量,浮选精矿铁品位68.5%,氟含量0.234%,硅含量2.051%,钾含量0.062%,钠含量0.199%。尾矿铁品位35.53%。

进一步的技术方案,

对步骤二中,二段磨矿分级溢流产品经过一段弱磁选(1800奥斯特)工艺,获得一段弱磁选粗精矿,并抛出尾矿。

对一段弱磁选精矿经过二段弱磁选(1600奥斯特),并抛出尾矿。

进一步的技术方案,陶洗磁选机的磁场强度,固定磁场和循环磁场强度为1800奥斯特,补偿磁场强度为1100奥斯特,淘洗机的冲洗水为选矿厂的循环水,冲洗水量为5-7m

以上所述的实施例仅是对本发明的优选方式进行描述,并非对本发明的范围进行限定,在不脱离本发明设计精神的前提下,本领域普通技术人员对本发明的技术方案做出的各种变形和改进,均应落入本发明权利要求书确定的保护范围内。

技术分类

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