[发明专利]一种反浮选提铁降硅的工艺

说明书

技术领域

本发明具体涉及一种反浮选提铁降硅的工艺。

背景技术

中国是世界第一铁矿石生产与消费大国，再加上我国的铁矿资源“贫、细、杂、散”，开发利用难度大的特点，近几年“提铁降硅”技术成为研究的热点之一。

铁矿脱硅生产高纯铁精矿采用的方法主要有正浮选和反浮选。正浮选虽然具有浮选矿尾品位低的特点，但是由于捕收选择性的局限，铁精矿品位难以提高到大于65％，该法只适用于组成简单的易选矿石。

反浮选主要有阴离子反浮选和阳离子反浮选。典型的阴离子反浮选是选用木质磺酸盐作为捕收剂，该方法由于药剂用量大并要配加石灰-苏打混合物使阴离子反浮选药剂制度复杂化，同时由于矿浆pH值较高及采用阴离子型药剂的缘故而导致浮选精矿的过滤率较低。

目前国内矿山大多采用“一粗一扫”的工艺路线，其主要不足之处在于尾矿品位较高一般为27.16％、产率11.02％。

发明内容

本发明针对现有技术中存在的问题，提供了一种反浮选提铁降硅的工艺，使品位58％铁精粉提高到66％，本发明的工艺具有：工艺结构紧凑，成本低、工艺简单等优点，经过三扫后尾矿品位只有22.30％、产率6.25％，效果非常明显，效益客观。

本发明具体采用如下的技术方案实现：

一种反浮选提铁降硅的工艺，其特征在于，采用细筛再磨-阴离子反浮选工艺流程，具体包括：一次粗选三次扫选，每次扫选后的尾矿返回上一级；粗选底流为最终精矿，第三次扫选后的泡沫为最终尾矿。

所述的反浮选提铁降硅的工艺具体包括下列步骤：经复选的粗精矿进入缓冲池，由渣浆泵经脱磁器给入高频细筛，筛上经浓缩磁选给入磨机，球磨机排矿返回缓冲池，筛下经磁选机调节矿浆浓度后给入浮选调浆槽；各药剂分别加入调浆槽内和矿浆充分搅拌后进入浮选槽，经一次粗选三次扫选作业得最终精矿和浮选尾矿，粗选尾矿浓缩入磨，扫选尾矿依次返回上一级；精矿入精矿池，尾矿进尾矿池。

最终精矿铁品位≥66.20％，综合尾矿品位为≤25.00％，精矿作业回收率为≥94％。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

实施例：反浮选提铁降硅技术在华联矿业的应用。

1)工艺过程：各选厂来的复选粗精矿进入缓冲池，由渣浆泵经脱磁器给入2台高频细筛，筛上经浓缩磁选给入磨机，球磨机排矿返回缓冲池，筛下经磁选机调节矿浆浓度后给入浮选调浆槽。各药剂分别加入调浆槽内和矿浆充分搅拌后进入浮选槽，经一粗三扫浮选作业得最终精矿和浮选尾矿。精矿入精矿池，尾矿进尾矿池。

2)主要技术指标与药剂选择

本发明最终精矿铁品位为≥66.00％，综合尾矿品位为≤25.00％，精矿作业回收率为≥94％。表1是本发明的技术指标，表2是本发明药剂的用量表。

表1技术指标

表2药剂用量

3)主要设备的选择

a缓冲浓缩机容积的选择

反浮选工艺对入浮的给矿量稳定性要求很高，因此对入浮之前各选厂汇集的复选粗精矿须进行缓冲，以减轻入浮给矿量的波动。根据工艺要求及现场情况，缓冲时间为1.5小时。

b.细筛给矿砂泵的选择

依据设计的矿浆流程和设备工艺配置，本发明选用100/75D-AH渣浆泵。

工艺流程要求输送的矿浆参数：

物料密度    δ＝4.5g/cm³

矿浆浓度    C＝40％

矿浆体积    Q＝25.06/4.5+37.59

             ＝43.86m³

折算扬程    经计算H_折＝16.5m

100/75D-AH渣浆泵性能参数：

流量(清水)  Q＝130.1m³

扬程(清水)  H＝16.8m

转速        n＝1460r/min

功率        N＝18.5kw

该砂泵实际使用时，流量可能偏大，因此应加装变频器调节电机转速来调整泵的流量。

c.球磨机

参考该公司新建三选厂三段球磨机的生产工艺参数，选择MQY2721型滚动轴承型节能球磨机。经计算，该磨机按新生-200目粒级计的单位生产能力为q_-200＝0.22t/m³·h，有效容积为10.3m³，可满足设计要求。

d.细筛的选择