[发明专利]一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法

说明书

本发明公开了一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法。本发明对难选混合铁矿块矿竖炉磁化焙烧弱磁选和粉矿磨矿强磁选，将磁选后的强磁选粗精矿和弱磁选粗精矿混合进行反浮选，弱磁选粗精矿在调整剂淀粉的作用下对细粒级的强磁选粗精矿选择性絮凝，影响了粗精矿单独浮选的表面性质，改变了捕收剂与铁精矿的作用效果，从而解决了强磁选精矿单独阳离子反浮选泡沫量大、流动性差的问题，且大大降低了捕收剂用量。此外，通过本发明磁选‑反浮选联合流程提高了金属铁的回收率，并降低了SiOsubgt;2/subgt;含量。

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法。

背景技术

我国铁矿资源丰富，据国土资源部统计数据，截止2018年底查明资源储量达852.19亿t，但复杂难选铁矿资源所占比例超过三分之二，这部分铁矿资源结晶粒度微细、矿物组成复杂，采用常规选矿技术无法获得较好的技术经济指标，大部分该类资源尚未获得工业化开发利用。能够利用的资源量仅不到三分之一，且其中约65%又为氧化铁矿石。

难选混合铁矿（镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿及脉石）强磁选精矿铁品位低、SiO₂含量一般在10%以上，回收率低。SiO₂含量高会导致两方面的问题。一是该类铁精矿经烧结配料时，需配入大量的溶剂，使得高炉冶炼的焦炭用量大，高炉利用系数低。二是为控制精矿中的SiO₂含量，强磁选回收率降低，金属流失量大。弱磁铁精矿阳离子反浮选提质降杂，试验研究及工艺应用较为常见，如酒钢工业生产指标弱磁精矿铁品位提高4个百分点，二氧化硅降低4.5个百分点，反浮选作业回收率93~94％。强磁精矿单独阳离子反浮选提质降杂曾经在云南、陕西进行工业化生产，但因为强磁精矿阳离子反浮选提质降杂泡沫量大、流动性差，目前试验研究及工艺应用大多存在这一问题。

发明内容

针对上述技术问题，本发明的目的提供一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法。

为了达到上述目的，本发明采用以下技术方案：

本发明一种磁选铁精矿阳离子反浮选方法，包括以下步骤：

（1）块矿竖炉磁化焙烧弱磁选：将难选混合铁矿15~100mm的块矿采用竖炉进行磁化焙烧，焙烧矿磨至-300目90~95%，采用三段弱磁选，获得SiO₂含量10%以上的弱磁选粗精矿和弱磁尾矿。其中，所述难选混合铁矿包括镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、脉石；所述脉石包括碧玉、石英、铁千枚岩、铁白云石、重晶石、黄铁矿、黄铜矿。

（2）粉矿磨矿强磁选：将难选混合铁矿0~15mm粉矿磨至-200目60~70%,采用强磁机进行两段或三段强磁选别抛尾,获得SiO₂含量10%以上的强磁选粗精矿和强磁尾矿。其中，所述难选混合铁矿包括镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、脉石；所述脉石包括碧玉、石英、铁千枚岩、铁白云石、重晶石、黄铁矿、黄铜矿。

（3）将上述强磁选粗精矿进行细磨,磨至-300目85~95%后与弱磁选粗精矿混合。其中，所述强磁选粗精矿与弱磁粗精矿以1:0.5~1:1.5的质量比混合。

（4）将上述混合矿样的矿浆浓度控制在25~45%，按给矿干基重计算，加入调整剂淀粉800~1200g/t，阳离子捕收剂90~140g/t，搅拌、反浮选，获得铁品位50%以上、SiO₂含量6%以下的反浮选综合铁精矿和反浮选尾矿。其中。所述调整剂淀粉的质量浓度为1~2%；所述阳离子捕收剂的质量浓度为1~2%；所述反浮选流程为一粗一精三扫或一粗一精四扫闭路。

强磁选精矿再磨后泥化严重，单独阳离子反浮选时捕收剂与矿泥作用造成药剂用量增大、泡沫量大，流动性差，强磁选粗精矿和弱磁选粗精矿混合进行反浮选，弱磁选粗精矿在调整剂淀粉的作用下对细粒级的强磁选粗精矿选择性絮凝，影响了强磁选粗精矿和弱磁选粗精矿单独浮选的表面性质，改变了捕收剂与铁精矿的作用效果，可降低了药剂用量，解决泡沫量大，流动性差的问题。