磷灰石磁铁矿选矿工艺 |
|||||||
| 申请号 | CN201910246299.1 | 申请日 | 2019-03-29 | 公开(公告)号 | CN110038713B | 公开(公告)日 | 2021-04-27 |
| 申请人 | 中冶北方(大连)工程技术有限公司; | 发明人 | 李国洲; 段云峰; 邢伟; | ||||
| 摘要 | 本 发明 属于选矿技术领域，提供了一种 磷灰石 磁 铁 矿选矿工艺，包括三段 破碎 工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、 磁选 子工艺、脱 硅 反浮选、脱磷反浮选和 细筛 ；其中磁选子工艺包括第一段 弱磁选 、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选。本发明通过磨矿进一步分解矿物，以磁选子工艺、脱硅反浮选和脱磷反浮选进行铁精矿的选矿处理，用脱磷反浮选降低矿物中的磷含量，提高了铁精矿的品质，应用该工艺流程可从磷灰石 磁铁 矿中得到品质较好的铁精矿。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种磷灰石磁铁矿选矿工艺，包括三段破碎工序；其特征在于：还包括第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选和细筛；其中磁选子工艺包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选； |
||||||
| 说明书全文 | 磷灰石磁铁矿选矿工艺技术领域背景技术[0002] 很多矿山蕴藏有大量的磷灰石-磁铁矿，其矿石中还含有一定量的钒和钛。这些地区矿山的矿石一般含铁量为15％左右，为超贫磁铁矿，P2O5的含量一般为2％以上，TiO2的含量为1％-2％之间，V2O5的含量为0.1-0.2％。 [0003] 该种矿石大约三分之二的铁以磁铁矿和钛磁铁矿的形式存在，其余的铁主要以辉石的形式存在，少量的铁赋存在石榴石、绿帘石、绿泥石中，其铁地质品位为68％，远低于磁铁矿72.4％的理论铁品位。 [0004] P2O5主要以磷灰石的形式存在，在欧洲地区以及其他发达国家，对铁精粉中P2O5的含量有严格要求，一般不许超过0.05％，远超过我国铁精粉中P2O5的最低含量可在0.1～0.4％之间的要求。 [0005] TiO2和V2O5主要赋存在磁铁矿和钛磁铁矿中以结晶共生的形式存在。而TiO2和V2O5一般可在铁精矿冶炼中提取出来。磁铁矿中不仅含有TiO2和V2O5。 [0006] 可以看出，上述原矿铁品位较低，P2O5的含量较高，磁铁矿中伴生有TiO2和V2O5，磁铁矿地质品位较低，铁精粉中的铁品位很难提高，国际市场上对铁精粉中P2O5的含量要求非常严格，这都给这种矿石资源的利用带来了难度。所以有必要开发一种能够有效的提高铁精粉中铁品位，有效降低铁精粉中P2O5含量的节能的磷灰石磁铁矿选矿工艺。 发明内容[0007] 为了解决上述技术问题，本发明提供了一种磷灰石磁铁矿选矿工艺，包括三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选和细筛；其中磁选子工艺包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选； [0008] 原矿经三段破碎工序后，粒度为0-8mm的破碎产品给入第一段棒磨与螺旋分级机闭路中的第一段棒磨，第一段棒磨磨矿后产品给入螺旋分级机，螺旋分级机的沉砂返回第一段棒磨，螺旋分级机的0-1.7mm的溢流进入磁选子工艺； [0009] 螺旋分级机的溢流给入第一段弱磁选，第一段弱磁选的精矿给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器，旋流器的沉砂给入第二段球磨，第二段球磨的排矿给入第二段弱磁选，第二段弱磁选的精矿返回旋流器，旋流器的溢流产品给入精磁选，精磁选的精矿给入脱硅反浮选； [0010] 脱硅反浮选的精矿给入脱磷反浮选，脱磷反浮选的精矿给入细筛，细筛的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨，细筛的0-44微米的筛下产品为铁精矿； [0011] 第一段弱磁选的尾矿、第二段弱磁选的尾矿、精磁选的尾矿、脱硅反浮选的尾矿和脱磷反浮选的尾矿构成工艺尾矿抛尾。 [0012] 优选地，所述脱硅反浮选包括脱硅粗浮选、脱硅精浮选和三次脱硅扫浮选；精磁选的精矿给入脱硅粗浮选，脱硅粗浮选的底流精矿给入脱硅精浮选，脱硅粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选，第三次脱硅扫浮选的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的底流精矿、第二次脱硅扫浮选的底流精矿和脱硅精浮选的泡沫尾矿返回浮选粗浮选；脱硅精浮选的精矿即为脱硅反浮选的精矿，第三次脱硅扫浮选的尾矿即为脱硅反浮选的尾矿。 [0013] 进一步地，所述脱硅粗浮选中每吨给矿加入108-132g的乙二胺捕收剂和18-22g的起泡剂甲基异丁基甲醇； [0014] 进一步地，所述脱硅精浮选中每吨给矿加入72-88g的乙二胺捕收剂和13-16g的起泡剂甲基异丁基甲醇。 [0015] 进一步地，所述第一次脱硅扫浮选中每吨给矿加入36-45g的乙二胺捕收剂和9-11g的起泡剂甲基异丁基甲醇。 [0016] 优选地，所述脱磷反浮选包括脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选；脱硅反浮选的精矿给入脱磷粗浮选，脱磷粗浮选的底流精矿给入第一次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的底流精矿给入第二次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的泡沫尾矿和第二次脱磷精浮选的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选；第二次脱磷精浮选的底流精矿即为脱磷反浮选的精矿，磷粗浮选的尾矿即为脱磷反浮选的尾矿。 [0017] 进一步地，所述脱磷粗浮选中每吨给矿加入135-165g的FS-2和90-110g的抑制剂水玻璃；FS-2是皂化脂肪酸捕收剂与2#油起泡剂的混合物，两者的质量混合比为5：1至10：1之间。 [0018] 进一步地，所述第一次脱磷精浮选中每吨给矿加入45-55g的FS-2。 [0020] 优选地，所述原矿的有用矿物主要成分为磁铁矿和钛磁铁矿，原矿的脉石矿物主要为磷灰石和辉石；Fe品位为14.7％、P2O5的含量为2.3％、TiO2的含量为1.3％和V2O5的含量为0.12％的原矿经上述的磷灰石磁铁矿选矿工艺处理后，获得Fe品位为63.60％、P2O5的含量为0.04％、TiO2的含量为2.20％、V2O5的含量为0.54％和Fe回收率为47.16％的铁精矿。 [0021] 本发明通过磨矿进一步分解矿物，以磁选子工艺、脱硅反浮选和脱磷反浮选进行铁精矿的选矿处理，用脱磷反浮选降低矿物中的磷含量，提高了铁精矿的品质，应用该工艺流程可从磷灰石磁铁矿中得到品质较好的铁精矿。附图说明 [0022] 图1为磷灰石磁铁矿选矿工艺实施例的流程示意图； [0023] 图2为磷灰石磁铁矿选矿工艺实施例的脱硅反浮选流程示意图； [0024] 图3为磷灰石磁铁矿选矿工艺实施例的脱磷反浮选流程示意图。 具体实施方式[0025] 为了更进一步阐述本发明为解决技术问题所采取的技术手段及功效，以下结合附图和具体实施例对本发明做进一步详细描述，但不作为本发明要求的保护范围限定。 [0026] 如图1所示的磷灰石磁铁矿选矿工艺可选实施例流程，包括三段破碎工序S1001、第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路、磁选子工艺S1100、脱硅反浮选S1200、脱磷反浮选S1300和细筛S1004；其中磁选子工艺S1100包括第一段弱磁选S1101、第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路、第二段弱磁选S1105和精磁选S1103； [0027] 原矿Fe品位为14.7％、P2O5的含量为2.3％、TiO2的含量为1.3％和V2O5的含量为0.12％，原矿的有用矿物主要成分为磁铁矿和钛磁铁矿，脉石矿物主要为磷灰石和辉石，原矿经三段破碎工序S1001后，粒度为0-8mm的破碎产品给入第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路中的第一段棒磨S1002，第一段棒磨S1002磨矿后产品给入螺旋分级机S1003，螺旋分级机S1003的沉砂返回第一段棒磨S1002，螺旋分级机S1003的0-1.7mm的溢流进入磁选子工艺S1100； [0028] 螺旋分级机S1003的溢流给入第一段弱磁选S1101，第一段弱磁选S1101的磁场强度为2000GS，第一段弱磁选S1101的精矿产率为44.8％、Fe品位为25.1％、P2O5的含量为1.9％、TiO2的含量为1.8％、V2O5的含量为0.21％和Fe回收率为76.5％，第一段弱磁选S1101的精矿给入第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路中的旋流器S1102，旋流器S1102的沉砂给入第二段球磨S1104，第二段球磨S1104的排矿给入第二段弱磁选S1105，第二段弱磁选S1105的磁场强度为1600GS，第二段弱磁选S1105的精矿的产率为18.1％、Fe品位为53.9％、P2O5的含量为0.53％、TiO2的含量为1.97％、V2O5的含量为0.45％和Fe回收率为66.4％，第二段弱磁选S1105的精矿返回旋流器S1102，旋流器S1102的P80＝44微米的溢流产品给入精磁选S1103，精磁选S1103的磁场强度为1200GS，精磁选S1103的精矿的产率为14.2％、Fe品位为62.1％、P2O5的含量为0.18％、TiO2的含量为2.1％、V2O5的含量为0.51％和Fe回收率为 59.9％，精磁选S1103的精矿给入脱硅反浮选S1200； [0029] 脱硅反浮选S1200的精矿给入脱磷反浮选S1300，脱磷反浮选S1300的精矿给入细筛S1004，细筛S1004的产率为0.4％的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨S1104，细筛S1004的0-44微米的筛下产品为铁精矿，铁精矿的产率为10.9％、Fe品位为63.6％、P2O5的含量为0.04％、TiO2的含量为2.2％、V2O5的含量为0.54％和Fe回收率为47.16％； [0030] 第一段弱磁选S1101的尾矿、第二段弱磁选S1105的尾矿、精磁选S1103的尾矿、脱硅反浮选S1200的尾矿和脱磷反浮选S1300的尾矿构成工艺尾矿，工艺尾矿的产率为89.1％、Fe品位为8.72％、P2O5的含量为2.58％、TiO2的含量为1.19％、V2O5的含量为0.07％和Fe回收率为52.84％，工艺尾矿抛尾。 [0031] 在图1所示的实施例中，采用第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选、精磁选、脱硅反浮选、脱磷反浮选及细筛，在第二段球磨与旋流器闭路中加入了第二段弱磁选甩去了26.7％产率的尾矿(第一段弱磁选精矿的产率减去第二段弱磁精选的产率)，大大的降低了第二段球磨的磨矿量和能耗，大大降低了选矿成本。脱磷反浮选的精矿给入细筛后，筛上返回第二段球磨，进一步的将粗颗粒的矿物返回球磨再磨，以便其进一步解离，有利于进一步提高精矿的品质。通过该工艺获得了产率为10.9％、Fe品位为63.60％、P2O5的含量为0.04％、TiO2的含量为2.20％、V2O5的含量为0.54％和Fe回收率为47.16％的铁精矿。其中铁品位达到了63.6％，这对于理论铁品位仅仅68％的原矿而言，获得了非常高的精矿铁品位。 [0032] 如图2所示的磷灰石磁铁矿选矿工艺可选实施例的脱硅反浮选流程，所述脱硅反浮选S1200包括脱硅粗浮选S1201、脱硅精浮选S1202和三次脱硅扫浮选；精磁选S1103的精矿给入脱硅粗浮选S1201，脱硅粗浮选S1201加入120g/t给矿的乙二胺捕收剂和20g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇；脱硅粗浮选S1201的底流精矿给入脱硅精浮选S1202，脱硅精浮选S1202加入80g/t给矿的乙二胺捕收剂和15g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇，脱硅精浮选S1202的精矿产率为12.50％、Fe品位为62.25％、P2O5的含量为0.11％、TiO2的含量为2.18％、V2O5的含量为0.53％和Fe回收率为52.93％；脱硅粗浮选S1201的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选S1203，第一次脱硅扫浮选S1203加入40g/t给矿的乙二胺捕收剂和10g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇；第一次脱硅扫浮选S1203的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选S1204，第二次脱硅扫浮选S1204的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选S1205，第三次脱硅扫浮选S1205的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选S1203，第一次脱硅扫浮选S1203的底流精矿、第二次脱硅扫浮选S1204的底流精矿和脱硅精浮选S1202的泡沫尾矿返回浮选粗浮选S1201； 脱硅精浮选S1202的精矿即为脱硅反浮选S1200的精矿，给入脱磷反浮选S1300；第三次脱硅扫浮选S1205的尾矿即为脱硅反浮选S1200的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。 [0033] 在图2所示实施例的脱硅反浮选中，第三次脱硅扫浮选的精矿返回第一次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的精矿返回脱硅粗浮选，这种跨越式返回的方式，被返回的物料增加了一次扫浮选的时间，进一步优化了浮选的效果。 [0034] 如图3所示的磷灰石磁铁矿选矿工艺可选实施例的脱磷反浮选流程，所述脱磷反浮选S1300包括脱磷粗浮选S1301和两次脱磷精浮选；脱硅反浮选S1200的精矿给入脱磷粗浮选S1301，脱磷粗浮选S1301加入150g/t给矿的FS-2(FS-2是皂化脂肪酸捕收剂与2#油起泡剂的混合物，两者的质量混合比为5：1至10：1之间。)和100g/t给矿的抑制剂水玻璃，脱磷粗浮选S1301的底流精矿给入第一次脱磷精浮选S1302，第一次脱磷精浮选S1302加入50g/t给矿的FS-2(皂化脂肪酸捕收剂与2#油起泡剂的混合物)，第一次脱磷精浮选S1302的底流精矿给入第二次脱磷精浮选S1303，第二次脱磷精浮选S1303的精矿产率为11.30％、Fe品位为63.40％、P2O5的含量为0.04％、TiO2的含量为2.20％、V2O5的含量为0.54％和Fe回收率为48.74％；第一次脱磷精浮选S1302的泡沫尾矿和第二次脱磷精浮选S1303的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选S1301；第二次脱磷精浮选S1303的底流精矿即为脱磷反浮选S1300的精矿，给入细筛S1004，细筛S1004的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨S1104，细筛S1004的 0-44微米的筛下产品为铁精矿；磷粗浮选S1301的尾矿即为脱磷反浮选S1300的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。 [0035] 在图3所示实施例的脱磷反浮选中，通过FS-2捕收剂，水玻璃抑制剂的配合使用，结合一次脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选得到了P2O5的含量为0.04％的铁精矿，铁精矿P2O5的含量低于国际市场上对于P2O5的含量＜0.05％的要求。 [0036] 上述所提到的‘每吨给矿’是指给入本工序的矿石重量，与‘/t给矿’意义相同。 |
||||||
