[发明专利]一种难选氧化铁矿石联合选别方法

说明书

本发明提供了一种难选氧化铁矿石联合选别方法，针对低铁品位难选氧化铁矿石采用强磁选和阳离子反浮选的联合选别工艺，首先在磨矿产品200目含量45%到65%之间进行强磁选，有利于提高强磁精矿铁回收率，降低了由于部分矿样过磨引起的铁矿损失，从而降低强磁选尾矿铁品位。其次，将强磁粗精矿再磨反浮选，有利于提高精矿铁品位，降低精矿中SiO2含量，为炼铁提供更加优质的铁精矿。本发明将块矿处理流程从焙烧——磨矿——弱磁选——反浮选流程调整为磨矿——强磁选——反浮选流程，减少了焙烧部分，从而降低了矿石的加工成本，减少了环境污染，提高了选矿工艺的本质安全系数。

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，涉及一种难选氧化铁矿石联合选别方法。

背景技术

难选氧化铁矿石在矿物加工中是弱磁性的铁矿石，弱磁性铁矿物包括菱铁矿、镜铁矿和褐铁矿，主要脉石为碧玉、石英、白云石和重晶石等，矿石的硬度、比重及比磁化系数如表1所示。

表1 难选氧化矿矿石主要矿物性质

根据上表数据从硬度指标分析可得，碧玉与石英硬度大，相对难磨，其磨矿产品中主要存在在粗粒级中，褐铁矿、菱铁矿硬度较低，其磨矿产品中主要存在在细粒级中；从比磁化系数测定结果可知，碧玉、灰绿色千枚岩、铁白云石的比磁化系数与褐铁矿、菱铁矿相差较小，结合矿粒在磁场中所受的磁力公式： f_m=μ₀·K·V·H·grad(H)，可见单一强磁选存在的问题有：一是粗颗粒的碧玉容易进入磁选精矿中，造成磁选精矿铁品位低，二氧化硅含量高，需要采取非磁选工艺提质降渣，二是磨矿产品中细粒级的褐铁矿、菱铁矿因在磁场中所受的磁力较低从而损失在尾矿中，造成尾矿品位高，磁选精矿回收率低。

另外，由于选矿厂主要处理镜铁山铁矿石，生产中块矿(直径为100-15mm) 采用焙烧—磁选—反浮选联合工艺处理，对于铁矿石选矿“能抛早抛，能磁不浮，能浮不烧”的经典节能降耗理论进行处理，块矿选别工艺流程存在成本高、碳排放量大的问题。

发明内容

本发明的目的在于针对现有技术存在的问题，提供一种难选氧化铁矿石联合选别方法，解决了块矿选别工艺流程存在成本高、碳排放量大的问题。

为此，本发明采取以下技术方案：

一种难选氧化铁矿石联合选别方法，包括以下步骤：

A.将原矿破碎得到直径小于3mm的细颗粒后进入球磨机进行磨矿，磨矿产品中-200目含量占45%-65%；

B.将步骤A中的磨矿产品采用仿琼斯强磁选机进行强磁选别，得到强磁选粗精矿和强磁尾矿；

C.将步骤B中强磁粗精矿进行再次磨矿，再磨产品中-300目含量占88%-95%；

D.将步骤C中获得再磨产品采用YG-328B阳离子捕收剂反浮选提质降渣，得到低硅浮选铁精矿和浮选尾矿；

E.将步骤B中的强磁选尾矿和步骤D中的浮选尾矿合并为综合尾矿抛弃。

进一步地，所述步骤A中原矿包括菱铁矿、镜铁矿、褐铁矿、铁白云石、碧玉、石英、重晶石和千枚岩。

进一步地，所述步骤A中原矿的铁品位为25%-35%。

进一步地，所述步骤B中强磁选的工艺流程为一粗一扫，强磁选机磁选强度为0.8T-1.3T，矿浆浓度为30%-40%，粗选过程中的精矿冲洗水流速在5-15kg/min。

进一步地，所述步骤D中浮选工艺流程为一粗一精四扫闭路，浮选矿浆浓度为25%-35%，所述YG-328B药剂用量为140g/t-160g/t，所述浮选过程中添加淀粉作为调整剂，且淀粉用量为1500g/t-2000g/t。

本发明的有益效果在于：