[发明专利]一种含碳酸盐铁矿石短流程高效分选工艺

说明书

本发明涉及一种含碳酸盐铁矿石短流程高效分选工艺，包括，将粒度为‑12mm的原矿经过两段连续闭路磨矿作业，获得‑200目含量为77%~83%的二段分级溢流产品，其特征在于，处理二段分级溢流产品包括下述步骤：1）弱磁‑强磁选别，混磁精矿再磨，强磁尾矿抛尾；2）搅拌磨机细磨，获得‑0.038mm含量占90%~95%的再磨产品；3）一粗一精三扫阴离子反浮选，获得最终精矿铁品位大于65.5%，回收率大于78%。本发明的优点是：1）简化现有流程，去掉重选流程；2）采用陶瓷球为磨矿介质，磨矿产品粒度分布改善，利于后续选别；3）选别指标改善，最终精矿的铁品位大于65.5%，回收大于78%。

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种含碳酸盐铁矿石短流程高效分选工艺。

背景技术

我国铁矿石资源的特点是“贫、细、杂”，即品位低、嵌布粒度细和矿物组成复杂，导致97%以上的铁矿石均需通过复杂的选矿工艺，才能进入高炉炼铁。其中，具有原矿品位低、组成复杂、结构构造复杂、嵌布粒度细和磨矿特征差等特点的含碳酸盐复杂铁矿石约200亿吨。以东鞍山烧结厂选矿车间入选的含碳酸盐铁矿石为例，经过多次工艺流程改造，当前选矿工艺流程如图1所示，为两段连续磨矿中矿再磨重选-磁选-阴离子反浮选联合选矿工艺。该流程存在的主要问题是工艺流程复杂冗长，很难控制平衡稳定，最终精矿品位和回收率指标波动较大。具体问题如下：1）粗细分级和再磨分级效率相对较低，再磨磨矿产品细度不够，导致浮选的选别效果较差，浮选尾矿品位偏高，影响回收率指标；2）重选-扫中磁作业存在问题较多，重选精矿品位经常偏低；扫中磁尾矿品位偏高，影响回收率指标。研究表明，生产中存在上述问题的原因是该类铁矿石在磨矿过程中，易产生泥化现象，即极细粒级产品较正常铁矿石偏多，同时极粗粒级产品较正常铁矿石也偏多；也就是说，此类铁矿石磨矿产品粒度分布与正常铁矿石磨矿产品粒度分布相比，粗粒级和细粒级两头产品多一些，中间粒级产品少一些；亦即此类铁矿石磨矿产品粒度分布同时存在大颗粒难以单体解离解离，小颗粒过粉碎泥化程度较高的问题。

发明内容

针对上述现有技术中存在的问题与不足，并结合磨矿领域最新研究成果，本发明的目的在于提供一种含碳酸盐铁矿石短流程高效分选工艺，简化现有生产工艺流程，节能降耗，降低生产成本，提高选矿技术指标。

本发明是通过下述技术方案实现的：

本发明的一种含碳酸盐铁矿石短流程高效分选工艺，包括，将粒度为-12mm的原矿经过两段连续闭路磨矿作业，获得-200目含量为77%~83%的二段分级溢流产品，其特征在于，处理二段分级溢流产品包括下述步骤：

步骤1、弱磁-强磁选别

将二段分级溢流产品给入弱磁选机选别，获得弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁尾矿给入强磁机选别，获得强磁精矿和强磁尾矿，弱磁精矿与强磁精矿合并为混磁精矿，强磁尾矿抛尾；

步骤2、再磨机细磨矿

将混磁精矿给入再磨机进行磨矿，获得-0.038mm含量占90%~95%的再磨产品；

步骤3、阴离子反浮选

将再磨产品给入阴离子反浮选作业，经过一粗一精三扫选别后，获得浮选精矿和浮选尾矿；

浮选精矿为最终精矿，最终精矿铁品位大于65.5%，回收率大于78%；浮选尾矿和强磁尾矿合并为最终尾矿。

所述的原矿为含碳酸盐铁矿石，全铁品位为31~36%，其中菱铁矿品位占1.5%~2.5%，主要脉石矿物为石英。

所述的再磨机为为搅拌磨机，采用的磨矿介质陶瓷球。

在步骤3中，所添加的浮选药剂及用量如下：pH调整剂NaOH调节矿浆pH值至11.0~11.5；铁矿物抑制剂淀粉，用量800 g/t~1000 g/t；石英活化剂CaO，用量900 g/t~1100 g/t；阴离子捕收剂KS-III，用量500 g/t~650 g/t。

所述的阴离子捕收剂KS-III，取自东鞍山烧结厂，是一种多功能的复合型阴离子捕收剂。