[发明专利]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

说明书

技术领域

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

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。

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，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。

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。

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5～20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-反浮选工艺流程，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

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。

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：

（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）；