可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法.pdf

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1、(10)申请公布号 CN 103934093 A (43)申请公布日 2014.07.23 CN 103934093 A (21)申请号 201410116032.8 (22)申请日 2014.03.26 B03B 7/00(2006.01) (71)申请人 长沙矿冶研究院有限责任公司 地址 410012 湖南省长沙市岳麓区麓山南路 966 号 (72)发明人 严小虎 陈雯 李家林 唐雪峰 张立刚 廖振鸿 (74)专利代理机构 上海金盛协力知识产权代理 有限公司 31242 代理人 段迎春 (54) 发明名称 可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收 率的选矿方法 (57) 摘要 本发明公开了一。

2、种可提高微细粒难选铁矿浮 选精矿产率与回收率的选矿方法， 包括以下步骤 ： 将经过预处理的微细粒难选铁矿粗精矿送入一闭 路磨矿分级系统， 使粗精矿大部分单体解离 ； 获 得的大部分单体解离后的磨矿产品依次经过弱磁 选、 强磁粗选和至少一次强磁扫选， 最后得到弱磁 精矿和强磁粗精矿， 将得到的强磁粗精矿经浓缩 后， 浓缩底流进入反浮选作业， 得到反浮选精矿 ； 弱磁精矿与反浮选精矿合并后成为最终铁精矿产 品， 反浮选后的泡沫进入强磁选工序进行再选， 强 磁选处理后的精矿返回至闭路磨矿分级系统并重 复进行前述的步骤。本发明具有流程操作简单可 控、 浮选尾矿铁品位低、 精矿铁回收率高等优点。 (51。

3、)Int.Cl. 权利要求书 1 页 说明书 5 页 附图 1 页 (19)中华人民共和国国家知识产权局 (12)发明专利申请 权利要求书1页 说明书5页 附图1页 (10)申请公布号 CN 103934093 A CN 103934093 A 1/1 页 2 1. 一种可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法， 包括以下步骤 ： （1） 磨矿 ： 将经过预处理的微细粒难选铁矿粗精矿送入一闭路磨矿分级系统， 使粗精矿 大部分单体解离 ； （2） 弱磁 - 强磁选 ： 将上述步骤 （1） 中获得的大部分单体解离后的磨矿产品依次经过弱 磁选、 强磁粗选和至少一次强磁扫选， 最后得到弱磁精。

4、矿和强磁粗精矿， 强磁扫选的尾矿则 直接抛废 ； （3） 反浮选 ： 将上述步骤 （2） 得到的强磁粗精矿经浓缩后， 浓缩底流进入反浮选作业， 得到反浮选精矿 ； 上述弱磁精矿与反浮选精矿合并后成为最终铁精矿产品， 反浮选后的泡 沫进入下一步 ； （4） 强磁再选 ： 上述步骤 （3） 后的泡沫进入强磁选工序进行再选， 强磁选处理后的精矿 返回至上述步骤 （1） 中的闭路磨矿分级系统并重复进行上述的步骤 ； 本步骤强磁选处理后 的尾矿则直接抛废。 2. 根据权利要求 1 所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法， 其特征在于， 所述微细粒难选铁矿粗精矿主要是采用以下步骤获得 ：。

5、 将铁矿石原矿经过前期磨矿后获得磨矿产品， 磨矿产品经过弱磁 - 强磁选工艺抛废后 得到粗精矿。 3. 根据权利要求 2 所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法， 其特征在于， 所述前期磨矿为一段磨矿或者两段磨矿。 4. 根据权利要求 1 3 中任一项所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收 率的选矿方法， 其特征在于 ： 所述步骤 （1） 中， 使粗精矿大部分单体解离的磨矿细度控制 为 -200 目占 80% 95%。 5.根据权利要求13中任一项所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率 的选矿方法， 其特征在于 ： 所述步骤 （2） 中， 弱磁选的场强为 0.1。

6、0T 0.30T， 强磁粗选和强 磁扫选的场强为 0.6T 1.2T。 6.根据权利要求13中任一项所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率 的选矿方法， 其特征在于 ： 所述步骤 （3） 中的反浮选作业依次包括粗选、 精选和扫选， 该粗 选的次数为一次或者两次， 该精选的次数为一次或者两次， 该扫选的次数为两次或者三次。 7. 根据权利要求 6 所述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法， 其特征在于 ： 所述步骤 （4） 中， 强磁再选的给矿为反浮选作业中第二次扫选或第三次扫选 后得到的泡沫， 强磁再选中强磁选处理的场强为 0.6T 1.2T。 权 利 要 求 书 CN。

7、 103934093 A 2 1/5 页 3 可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法 技术领域 0001 本发明涉及一种铁矿石的选矿方法， 尤其涉及一种可提高铁矿浮选产率与回收率 的选矿方法。 背景技术 0002 近年来我国国民经济的快速发展拉动了我国钢铁工业的持续高速增长， 由此带动 了铁矿石消耗量的急剧增加。 经济的发展迫切需要依靠选矿技术进步最大限度地利用我国 有限的铁矿资源， 从而提高国内铁矿石的自给率， 降低我国钢铁行业对进口矿石的依赖程 度。 0003 我国铁矿石的主要特点是 “贫” 、“细” 、“杂” ， 平均铁品位仅 32%， 比世界平均铁品位 低约 11 个百分点。

8、， 97% 的铁矿石铁含量在 30% 以下， 需要经过选矿处理才能得以开发利用。 浮选的原理是利用矿物与药剂作用后矿物可浮性的差异， 使矿石中的一种或一组矿物选择 性的吸附于气泡上， 在矿浆浮力作用下上浮至矿浆液面， 从而使得目的矿物与脉石矿物分 离。相对于其他的选矿方法， 浮选具有分选效率高、 有利于矿产资源的综合回收等优势， 适 用于处理品位低、 嵌布粒度细的矿物， 因而在国内外铁矿选矿行业得以广泛应用。 0004 自 2001 年以来， 在余永富院士 “提铁降硅” 学术思想指导下， 先后成功研发出了 “连续磨矿 - 弱磁 - 强磁 - 反浮选” 、“阶段磨矿 - 弱磁 - 强磁 - 反浮。

9、选” 、“阶段磨矿 - 粗细分 选 - 重选 - 磁选 - 反浮选” 、“阶段磨矿 - 粗细分选 - 磁选 - 重选 - 反浮选” 等工艺流程， 且 都在工业实践中得以推广运用 ； 浮选工艺大部分是采用顺序返回的流程结构， 即将除了最 终产品外的其他所有浮选中间产品顺序返回上一级浮选作业作为上一道作业的给矿， 最后 一次扫选的泡沫作为尾矿直接抛废。为了降低浮选的生产成本， 一般浮选给矿品位 42% 55%， 经过一粗一精两扫 （或者三扫） 浮选工艺处理后， 浮选精矿铁品位能达到 65%、 浮选尾 矿铁品位一般在 20% 25%， 浮选作业的回收率一般为 75% 85%， 有时部分已经单体解离 。

10、的铁矿物因机械夹杂而流失在尾矿中， 导致浮选的作业回收率一般在 80% 左右， 总体偏低。 如鞍钢东鞍山烧结总厂浮选给矿铁品位 40% 45%、 浮选尾矿铁品位 20% 25% ； 包钢巴润 选矿厂浮选给矿铁品位 45% 50%、 浮选尾矿铁品位 25% 28% ； 安徽李楼 750 万 t/ 年选矿 厂浮选给矿品位 50% 55%、 尾矿铁品位为 25% 29% 等。如能在保证精矿铁品位不降低或 略有降低的前提下降低浮选尾矿的铁含量， 将使得浮选作业产率与回收率得到提高。 0005 CN102284369A 号中国专利文献提出了一种提高复杂矿石中目标矿物回收率的浮 选方法， 其方法是将精选 。

11、1 的槽底产品和所有扫选的泡沫产品合并成中矿， 浓缩后再磨， 然 后将再磨后的矿浆通过一个独立的顺序返回浮选流程， 获得精矿 2， 精矿 1 与精矿 2 合并成 为最终精矿。 该方法可将目标矿物的浮选回收率提高520个百分点， 但需额外增加浓缩、 磨矿与浮选作业， 流程改造投资大。CN102784712A 号中国专利文献公开了一种低品位微细 粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺， CN102806139A 号中国专利文献公开了另一种低品位微细粒 级嵌布难选铁矿的选矿工艺， CN102861659A 号中国专利文献公开了一种可用于选矿的选择 性絮凝多段脱泥工艺， 这几篇专利文献都是采用了阶段磨矿-絮凝脱泥。

12、-反浮选工艺流程， 说 明 书 CN 103934093 A 3 2/5 页 4 该工艺流程很好地解决了原生矿泥及细磨产生的次生矿泥对浮选作业的影响， 但这一工艺 流程适用于铁矿物嵌布粒度微细、 脉石矿物以含铁硅酸盐类弱磁性矿物为主的矿石。这类 难选铁矿石的选矿为了使铁矿物单体解离， 一般需采用超细磨矿， 受现有强磁选及反浮选 设备的限制， 在反浮选作业过程中， 部分解离度不够或者已经单体解离的铁矿物因机械夹 杂而流失于尾矿中， 导致铁金属损失率偏高， 一般铁的回收率只能达到 50% 60%。铁的回 收率还有待进一步提高。 如何充分合理地利用现有的反浮选、 磁选等工艺的优点， 进而研究 开发出。

13、更具实用价值、 更适应国内铁矿石特点、 且能够进一步提高铁矿选矿的产率与回收 率的选矿工艺， 对于国内低品位微细粒嵌布难选铁矿石的高效利用具有积极的意义。 发明内容 0006 本发明要解决的技术问题是克服现有针对国内外铁矿石的浮选工艺尾矿铁品位 高、 精矿铁回收率低、 成本高等不足， 提出一种流程操作简单可控、 浮选尾矿铁品位低、 精矿 铁回收率高的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法。 0007 为解决上述技术问题， 本发明提出的技术方案为一种可提高微细粒难选铁矿浮选 精矿产率与回收率的选矿方法， 包括以下步骤 ： 0008 （1） 磨矿 ： 将经过预处理的微细粒难选铁矿粗精矿。

14、送入一闭路磨矿分级系统， 使粗 精矿的大部分单体解离 （即根据矿石嵌布粒度的不同， 最终的磨矿细度可使得铁矿物大部 分得到单体解离） ； 0009 （2） 弱磁 - 强磁选 ： 将上述步骤 （1） 中获得的大部分单体解离后的磨矿产品依次经 过弱磁选、 强磁粗选和至少一次强磁扫选 （强磁扫选优选一次或两次） ， 最后得到弱磁精矿 和强磁粗精矿， 强磁扫选的尾矿则直接抛废 ； 0010 （3） 反浮选 ： 将上述步骤 （2） 得到的强磁粗精矿经浓缩后， 浓缩底流进入反浮选作 业， 得到反浮选精矿 ； 上述弱磁精矿与反浮选精矿合并后成为最终铁精矿产品， 反浮选后的 泡沫进入下一步 ； 0011 （4。

15、） 强磁再选 ： 上述步骤 （3） 后的泡沫进入强磁选工序进行再选， 强磁选处理后的 精矿返回至上述步骤 （1） 中的闭路磨矿分级系统并重复进行上述的步骤 ； 本步骤强磁选处 理后的尾矿则直接抛废。 0012 上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法， 优选的， 所述 微细粒难选铁矿粗精矿主要是采用以下步骤获得 ： 0013 将铁矿石原矿经过前期磨矿后获得磨矿产品， 磨矿产品经过弱磁 - 强磁选工艺抛 废后得到粗精矿。 0014 上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法， 优选的， 所述 前期磨矿为一段磨矿或者两段磨矿。 0015 上述的可提高微细粒难选铁矿浮选。

16、精矿产率与回收率的选矿方法， 优选的， 所述 步骤 （1） 中， 使粗精矿大部分单体解离的磨矿细度控制为 -200 目占 80% 95%。 0016 上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法， 优选的， 通过 综合考虑矿石比磁化系数等的不同， 所述步骤 （2） 中， 弱磁选的场强为 0.10T 0.30T， 强磁 粗选和强磁扫选的场强为 0.6T 1.2T。 0017 上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法， 优选的， 所述 说 明 书 CN 103934093 A 4 3/5 页 5 步骤 （3） 中的反浮选作业依次包括粗选、 精选和扫选， 该粗选的次数为一。

17、次或者两次， 该精 选的次数为一次或者两次， 该扫选的次数为两次或者三次。 0018 上述的可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法， 优选的， 所述 步骤 （4） 中， 强磁再选的给矿为反浮选作业中第二次扫选或第三次扫选后得到的泡沫， 强磁 再选中强磁选处理的场强为 0.6T 1.2T。强磁选机一般可优选赣州金环强磁机或者隆基 强磁机或者 SHP 强磁机等。 0019 与现有技术相比， 本发明的优点在于 ： 0020 （1） 本发明的选矿方法是对浮选尾矿进行强磁再磨再选， 其只需在选矿厂原浮选 流程上增加 1 2 台强磁选机和 1 2 台泵， 无需对原浮选流程进行大幅度改动， 工艺。

18、流程 改造成本低， 投入小 ； 0021 （2） 本发明的选矿方法浮选作业的主要作用是获得合格铁精矿， 抛废则主要由强 磁作业完成， 流程操作简单可控、 工人劳动强度小 ； 0022 （3） 本发明的选矿方法把解离度不够的贫连生体通过强磁选进行富集， 然后再次 进入磨矿系统再磨， 可适当放粗最后一段磨矿的磨矿细度， 尤其是在铁矿物粒度粗细分布 不均时该工艺优势更加明显， 而最后一段磨矿增加的磨矿负荷不大 ； 0023 （4） 相比我们之前提出的低品位微细粒嵌布难选铁矿石的选矿工艺， 本发明可用 于细粒、 微细粒难选铁矿， 工艺流程适用性更强， 且与阶段磨矿 - 絮凝脱泥 - 反浮选工艺流 程相。

19、比， 在保证铁精矿品位基本不变的前提下， 本发明的选矿方法最终获得的铁精矿产率 高、 铁回收率高， 一般来说精矿产率可提高 2.5 5 个百分点、 铁回收率可提高 5.0 10 个 百分点， 具有巨大的经济效益。 附图说明 0024 图 1 为本发明实施例中选矿方法的工艺流程图 （省略了其中的步骤 1 和 2） 。 具体实施方式 0025 为了便于理解本发明， 下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全 面、 细致地描述， 但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。 0026 除非另有定义， 下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义 相同。本文中所使用的专业术语只是为了。

20、描述具体实施例的目的， 并不是旨在限制本发明 的保护范围。 0027 除有特别说明， 本发明中用到的各种试剂、 原料均为可以从市场上购买的商品或 者可以通过公知的方法制得的产品。 0028 实施例 1 ： 0029 某选矿厂处理的矿石中铁矿物的主要成分为镜铁矿， 其次为磁铁矿和赤铁矿， 还 有少量的菱铁矿、 褐铁矿 ； 脉石矿物主要为石英， 其次为闪石和云母， 还有少量石榴子石、 兰 晶石和绿泥石及微量磷灰石等。镜铁矿分布广泛， 常呈自形、 半自形板片状或粒状， 少数为 针状 ； 晶体粒度变化较大， 粗者可达0.6mm， 细小者小于0.01mm， 一般介于0.030.4mm。 采 用如图 1 。

21、所示本发明的选矿方法对前述铁矿物进行处理， 具体包括以下步骤 ： 0030 （1） 前期磨矿 ： 将铁矿石原矿先经过破碎至 12mm 以下， 然后进入一闭路磨矿与分 说 明 书 CN 103934093 A 5 4/5 页 6 级系统进行一段磨矿与分级， 控制其分级溢流细度为-200目占50%55%， 分级后的沉砂返 回闭路磨矿与分级系统进行再磨， 分级后的溢流进入到下一步 ； 0031 （2）一次弱磁 - 强磁选 ： 将步骤 （1）分级后得到的溢流进入一次弱磁 - 强磁选 作业， 其中弱磁选的场强控制为 0.30T， 弱磁选尾矿隔渣后经过强磁选机一次粗选 （场强 1.00T） 、 一次扫选 。

22、（场强为1.01T） 处理， 可抛出产率约为47.00%、 铁品位约为10.00%的一次 磁选尾矿 ； 经过本步骤的弱磁 - 强磁选工艺抛废后得到粗精矿 ； 0032 （3） 磨矿 ： 将经过上述步骤 （1） 、（2） 预处理的微细粒难选铁矿粗精矿送入另一闭 路磨矿分级系统， 使粗精矿的大部分单体解离 ； 控制本步骤磨矿分级后的溢流细度为 -200 目占 90% 95%， 本步骤磨矿分级后的沉砂返回闭路磨矿分级系统， 通过使粗精矿的大部分 单体解离后， 溢流进入下一步 ； 0033 （4） 二次弱磁 - 强磁选 ： 将上述步骤 （3） 中获得的大部分单体解离后的磨矿产品进 入二次弱磁 - 强磁。

23、选系统， 依次经过弱磁选 （场强为 0.15T） 、 强磁粗选 （场强 0.6T 0.8T） 和一次强磁扫选 （场强为 1.01T） ， 经过弱磁选后可获得弱磁精矿， 弱磁选尾矿隔渣后经一次 强磁粗选与一次强磁扫选， 强磁粗选与强磁扫选精矿合并后进入下一步反浮选作业。二次 弱磁 - 强磁选作业可抛出产率约为 13.00%、 铁品位约为 22.00% 的二次磁选尾矿 ； 0034 （5） 反浮选 ： 将上述步骤 （4） 得到的强磁粗选与扫选混合中矿经浓缩后， 浓缩底流 进入反浮选作业， 得到反浮选精矿 ； 反浮选作业依次包括一次粗选、 一次精选和三次扫选， 中矿顺序返回， 反浮选捕收剂 RA-9。

24、15 药剂用量为 100 150g/t. 原矿， 上述弱磁精矿与反 浮选精矿合并后成为最终铁精矿产品， 反浮选后的泡沫进入下一步 ； 0035 （6） 强磁再选 ： 上述步骤 （5） 后第三次扫选的泡沫进入强磁选工序进行再选， 强磁 再选的磁场强度为 0.8T 1.0T， 强磁选处理后的精矿返回至上述步骤 （3） 中的闭路磨矿分 级系统并重复进行上述的步骤 （3） （6） ； 本步骤强磁选处理后的尾矿则直接抛废。最终得 到的总精矿产率约为 40.00%、 铁品位 65.67%。 0036 经本实施例步骤 （6） 强磁再磨再选作业后， 精矿产率增加约 1.5 个百分点， 如果选 矿厂每年作业率 。

25、330 天， 年增产精矿约 7.5 万吨， 按铁精矿价格 900 元 /t 计算， 年增效益可 达 6750 万元。 0037 实施例 2 ： 0038 某一选矿厂处理的矿石中铁矿物主要是赤铁矿和磁铁矿， 次为半假象假象赤铁 矿， 偶见褐铁矿零星分布 ； 脉石矿物主要是石英。磁铁矿粒度多介于 0.05mm 0.20mm， 属 细粒嵌布的范畴 ； 而赤铁矿大多数颗粒粒度分布在0.01mm0.08mm之间， 属于微细粒嵌布 的范畴。采用如图 1 所示本发明的选矿方法对前述铁矿物进行处理， 具体包括以下步骤 ： 0039 （1） 前期磨矿 ： 将铁矿石原矿先经过破碎至 12mm 以下， 然后进入一闭。

26、路磨矿与分 级系统进行一段磨矿与分级， 控制其分级溢流细度为-200目占50%55%， 分级后的沉砂返 回闭路磨矿与分级系统进行再磨， 分级后的溢流进入到下一步 ； 0040 （2）一次弱磁 - 强磁选 ： 将步骤 （1）分级后得到的溢流进入一次弱磁 - 强磁选 作业， 其中弱磁选的场强控制为 0.25T， 弱磁选尾矿隔渣后经过强磁选机一次粗选 （场强 1.00T） 、 一次扫选 （场强为 1.01T） 处理， 可抛出产率约为 37.50%、 铁品位约为 8.65% 的一次 磁选尾矿 ； 经过本步骤的弱磁 - 强磁选工艺抛废后得到粗精矿 ； 0041 （3） 磨矿 ： 将经过上述步骤 （1） 。

27、、（2） 处理获得的粗精矿送入另一闭路磨矿分级系 说 明 书 CN 103934093 A 6 5/5 页 7 统进行磨矿分级， 控制本步骤磨矿分级后的溢流细度为-200目占85%90%， 本步骤磨矿分 级后的沉砂返回闭路磨矿分级系统， 溢流进入下一步 ； 0042 （4） 二次弱磁 - 强磁选 ： 将上述步骤 （3） 中获得的大部分单体解离后的磨矿分级 溢流产品进入二次弱磁 - 强磁选系统， 依次经过一次弱磁选 （场强为 0.15T） 、 一次强磁粗选 （场强 0.6T 0.8T） 和一次强磁扫选 （场强为 1.01T） ， 经过弱磁选后可获得弱磁精矿， 弱磁 选尾矿隔渣后经一次强磁粗选与一。

28、次强磁扫选， 粗选与扫选精矿合并后进入下一步反浮选 作业。二次弱磁 - 强磁选作业可抛出产率约为 13.50%、 铁品位约为 20.53% 的二次磁选尾 矿 ； 0043 （5） 反浮选 ： 将上述步骤 （4） 得到的强磁粗选与扫选混合中矿经浓缩后， 浓缩底流 进入反浮选作业， 得到反浮选精矿 ； 反浮选作业依次包括一次粗选、 一次精选和三次扫选， 中矿顺序返回， 反浮选捕收剂 CY-78 药剂用量为100 150g/t. 原矿， 上述弱磁精矿与反浮 选精矿合并后成为最终铁精矿产品， 反浮选扫三的泡沫进入下一步 ； 0044 （6） 强磁再选 ： 上述步骤 （5） 扫三的泡沫进入强磁选工序进行。

29、再选， 强磁再选的磁 场强度为 0.8T 1.0T， 强磁选处理后的精矿返回至上述步骤 （3） 中的闭路磨矿分级系统并 重复进行上述的步骤 （3） （6） ； 本步骤强磁选处理后的尾矿则直接抛废。最终得到的总精 矿产率约为 49.00%、 铁品位 65.35%。 0045 经本实施例步骤 （6） 强磁再磨再选作业后， 精矿产率增加约 2.5 个百分点， 如果选 矿厂每年作业率 330 天， 年增产精矿约 5 万吨， 按铁精矿价格 900 元 /t 计算， 年增效益可达 4500 万元。 说 明 书 CN 103934093 A 7 1/1 页 8 图 1 说 明 书 附 图 CN 103934093 A 8 。