一种微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿提质降硅工艺

摘要

本发明公开了一种微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿提质降硅工艺，包括将浓度25～45%、Fe品位30～40%、Si品位30～40%的微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿矿浆经隔粗设备得到隔粗筛下矿和隔粗筛上矿的隔粗步骤；将A步骤得到的隔粗筛下矿经离心跳汰得到提质降硅精矿和尾矿的离心跳汰步骤。本发明采用精矿隔粗、离心跳汰二重选别，实现赤铁矿及部分与硅酸盐脉石连生、包裹细粒嵌布弱磁性赤铁矿的回收，达到提高低品位赤铁精矿品位和降低硅含量的目的，同时提高铁矿的产率，克服反浮选工艺废水净化和药剂成本较高、单一重选工艺产率低、弱磁—离心工艺精矿质量低的难题，具有工艺简便、提质降硅效果明显、产率高的特点。

说明书

技术领域

本发明属于黑色金属选矿技术领域，具体涉及一种工艺简便、精矿品位提升和硅含量降低效果明显、产率高的微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿提质降硅工艺。

背景技术

随着钢铁行业的迅猛发展，地质条件好、资源品位高、分选性好的铁矿资源正接近枯竭，而可选性较差的低品位铁矿资源将成为选矿技术研究的重点之一。我国铁矿资源的主要特点是“贫”、“细”、“杂”，平均品位低，复杂难选的铁矿资源所占比例较大。目前难处理铁矿资源合理开发利用过程中选冶综合利用技术水平不高，装备相对落后，导致精矿品位和回收率较低，难以满足低成本冶炼的要求。

大红山铁矿是我国最先进的井下开采规模第一的铁矿山，具有独特的“234”的物性等特点：

“2低”——磁性铁比例低、次精矿品位低；

“3接近”——主要脉石矿物与铁矿物的密度接近、表面化学性质接近、比磁化系数接近；

“4高”——硅酸盐含量高、微细粒含量高、铁精矿中硅含量高、尾矿中铁含量高。

对低品位、细粒嵌布、弱磁性的赤铁矿及磁铁-赤铁混合矿，早期一般多采用重选工艺，由于其选矿处理能力小，选矿品位低、产率低而逐渐被淘汰；后来发展了浮选工艺和强磁选工艺，但是其选别技术指标均没有达到令人满意的效果；采选低品位、细粒嵌布的赤铁矿为达到节能降耗和提高精矿质量之目的，其磨矿、选别工艺一般采用多段阶段磨矿、阶段选别的原则流程，如需进一步提高磁选精矿的品质，可采用弱磁选—反浮选联合工艺。为提高资源的利用率，大部分选矿厂对贫铁矿采用一段强磁—两段螺旋溜槽工艺或粗精两段螺旋溜槽工艺进行再选，对于弱磁性贫铁矿再选精矿品位在50～62%，而且硅含量大部分在6%左右，选矿成本高，对于细小颗粒产率一般只有5%左右，严重影响了精矿成品质量和资源利用率。目前，工业生产中回收细粒贫磁赤铁矿的经典流程是弱磁选－强磁选－反浮选流程，我国鞍山式贫赤铁矿都采用这－流程，技术指标较好。但在工业生产中稳定运行的关键设备强磁机最高磁感应强度在1.5T左右，多数在1～1.2T，这种磁场强度的强磁选设备对粒度小于30μm微细粒赤铁矿的回收率不到40%。另外，由于大红山微细硅酸盐型低品位难选赤铁矿中，铁在绿泥石、电气石、绿帘石、黑云母、石榴石以内质同相的结构形成，其中绿泥石含量大，该脉石带铁矿物与矿石比磁化系数相当，强磁选要得到好指标较困难；由于脉石带铁，表面化学性质差异不大，无论正浮、反浮、强磁精矿浮选要得到好的指标均不可能，导致采选的精矿Fe品位低，而硅酸盐含量较高，如需进一步提铁降硅则较为困难。因此，探索一种简单、可靠的微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿提质降硅工艺，是扩大微细硅酸盐型低品位难选赤铁矿应用的根本之路，具有重要的价值。

发明内容

本发明的目的在于提供一种工艺简便、精矿品位提升和硅含量降低效果明显、产率高的微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿提质降硅工艺。

本发明包括精矿隔粗、离心跳汰工序，具体包括：

A、精矿隔粗：将浓度为25～45%、Fe品位为30～40%、Si品位为30～40%的微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿矿浆经隔粗设备得到隔粗筛下矿和隔粗筛上矿；

B、离心跳汰：将A步骤得到的隔粗筛下矿经离心跳汰得到提质降硅精矿和尾矿。

本发明采用精矿隔粗、离心跳汰二重选别，先通过精矿隔粗工序，抛弃部分粒度较大与硅酸盐脉石连生的赤铁矿、包裹微细粒嵌布的赤铁矿隔离，同时控制精矿浓度降低至离心跳汰工序的合理范围，既减少后续离心跳汰工序的工作量以提高效率，又有利于离心跳汰工序获得较好的选别指标，还能减少投资成本和运行成本；特别是采用高频振动筛隔粗，在高频振动的同时，也加快了大密度细粒物料的析离作用，使比重大的物料和矿浆快速筛分下来；然后采用离心跳汰工序对精矿隔粗得到的隔粗筛下矿进行离心选别，通过控制离心机转速和矿浆浓度，实现对低品位赤铁粗选精矿中解离的弱磁性矿物与硅酸盐脉石的高效分离，达到对赤铁矿及部分与硅酸盐脉石连生、包裹细粒嵌布弱磁性赤铁矿的回收，特别是微细粒度铁矿的回收，从而提高低品位赤铁粗选精矿的品位和降低杂质，特别是降低硅含量，同时提高铁矿的产率和回收率。本发明通过精矿隔粗、离心跳汰二重选别，克服了常规反浮选工艺大量废水净化和药剂成本较高、单一重选工艺产率低、弱磁-离心机工艺精矿质量低的难题，具有工艺简便、精矿品位提升和硅含量降低效果明显、产率高的特点。

附图说明

图1是本发明的工艺流程示意图；

图2为本发明的典型工艺流程示意图；

图3为本发明的典型设备联系图；

图中：1-渣浆泵Ⅰ，2-高频振动细筛Ⅰ，3-高频振动细筛Ⅱ，4-高频振动细筛Ⅲ，5-高频振动细筛Ⅳ，6-离心跳汰机Ⅰ，7-离心跳汰机Ⅱ，8-离心跳汰机Ⅲ，9-离心跳汰机Ⅳ，10-渣浆泵Ⅱ，11-倾斜板浓密箱。

具体实施方式

下面对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换，均落入本发明的保护范围。

如图1、2和3所示，本发明包括精矿隔粗、离心跳汰工序，具体包括：

A、精矿隔粗：将浓度为25～45%、Fe品位为30～40%、Si品位为30～40%的微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿矿浆经隔粗设备得到隔粗筛下矿和隔粗筛上矿；

B、离心跳汰：将A步骤得到的隔粗筛下矿经离心跳汰得到提质降硅精矿和尾矿。

本发明包括尾矿再选步骤，所述尾矿再选步骤是将B步骤得到的尾矿导入另一路隔粗设备得到回收精矿和回收中矿，所述回收中矿和A步骤得到的隔粗精矿合并给入B步骤的离心跳汰设备形成闭路。

本发明A步骤得到的隔粗筛上矿和/或尾矿再选步骤得到的回收精矿输出给再磨再选设备。

所述微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿是将微细硅酸盐型低品位难选赤铁矿依次通过破碎、半自磨及球磨后进入一段弱磁选、强磁选，然后经二段弱磁选、强磁选，最后再经三段弱磁选得到的尾矿再依次采用强磁选、摇床设备回收的铁精矿。

所述微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿的粒度为：-0.043mm含量≥70%。

所述隔粗设备为高频振动筛或磁场筛选机。

所述高频振动筛为筛孔孔径0.15mm的德瑞克高频振动筛。

所述高频振动筛的给矿粒度为：-0.043mm含量≥75%

所述离心跳汰设备为云锡式离心跳汰机、Kelsey式离心跳汰机、Pyradyne式离心跳汰机、Indeco式离心跳汰机或Altair式离心跳汰机。

所述离心跳汰设备为主机转速500r/min、脉动转速1418r/min、泵转速180r/min、搅拌转速460r/min、水压0.5～0.6MPa、冲程2.4mm的KCJ1802型离心跳汰机。

所述A步骤得到的隔粗筛下矿矿浆浓度为20～40%。

实施例1

S100：将昆钢大红山二选厂浓度为40.0%、Fe品位为37.23%、Si品位为31.4%、粒度为-0.043mm占重量百分比85%的微细硅酸盐型低品位难选赤铁烧结精矿矿浆，按57t/h的矿量给入筛孔孔径为0.15mm的德瑞克HGZS-55-1007型高频振动筛，得到浓度为29.0%、Fe品位为40.67%、Si品位为24.47%、矿量为54.15t/h的隔粗筛下矿，以及得到浓度为90.0%、Fe品位为16.0%、Si品位为43.26%、矿量为2.85t/h的隔粗筛上矿，所得隔粗筛上矿并入选厂尾矿浓缩处理。

S200：将S100得到的隔粗筛下矿给入主机转速500r/min、脉动转速1418r/min、泵转速180r/min、搅拌转速460r/min、水压0.5-0.6MPa、冲程2.4mm的KCJ1802型离心跳汰机，得到浓度为20.0%、Fe品位为62.5%、Si品位为3.0%、矿量为16.25t/h的精矿，以及浓度为17.75%、Fe品位为24.64%、Si品位为33.67%、矿量为37.91t/h的尾矿，所得尾矿并入选厂尾矿浓缩处理。

实施例2

S100：将昆钢大红山三选厂浓度为30.0%、Fe品位为40.0%、Si品位为34.0%、粒度为-0.043mm占重量百分比75%的微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿矿浆，按38.0t/h的矿量给入筛孔孔径为0.15mm的德瑞克HGZS-55-1007型高频振动筛，得到浓度为29.0%、Fe品位为40.74%、Si品位为20.2%、矿量为36.86t/h的隔粗筛下矿，以及得到浓度为90.0%、Fe品位为16.0%、Si品位为46.9%、矿量为1.14t/h的隔粗筛上矿，所得隔粗筛上矿也并入选厂尾矿浓缩处理。

S200：将S100得到的隔粗筛下矿给入KCJ1802式离心跳汰机，得到浓度为20%、Fe品位为62.5%、Si品位为3.0%、矿量为14.74t/h的精矿，以及浓度为13.7%、Fe品位为26.24%、Si品位为31.65%、矿量为22.12t/h的尾矿，所得尾矿并入选厂尾矿浓缩处理。

实施例3

S100：将昆钢大红山二选厂浓度为40.0%、Fe品位为35.0%、Si品位为35.41%、粒度为-0.043mm占重量百分比85%的微细硅酸盐型低品位难选赤铁烧结精矿矿浆，按57.0t/h的矿量给入筛孔孔径为0.15mm的德瑞克HGZS-55-1007型高频振动筛Ⅰ，得到浓度为29.0%、Fe品位为36.0%、Si品位为24.47%、矿量为54.15t/h的隔粗筛下矿Ⅰ，以及得到浓度为90.0%、Fe品位为16.0%、Si品位为43.26%、矿量为2.85t/h的隔粗筛上矿Ⅰ；

同时也将昆钢大红山三选厂浓度为30.0%、Fe品位为40.0%、Si品位为31.0%、粒度为-0.043mm占重量百分比75%的微细硅酸盐型低品位难选赤铁粗选精矿矿浆，按38.0t/h的矿量给入筛孔孔径为0.15mm的德瑞克HGZS-55-1007型高频振动筛Ⅱ，得到浓度为29.0%、Fe品位为40.74%、Si品位为20.2%、矿量为36.86t/h的隔粗筛下矿Ⅱ，以及得到浓度为90.0%、Fe品位为16.0%、Si品位为46.9%、矿量为1.14t/h的隔粗筛上矿Ⅱ，所得隔粗筛上矿Ⅱ与隔粗筛上矿Ⅰ合并后并入选厂尾矿浓缩处理。

S200：将S100得到的隔粗筛下矿Ⅰ给入KCJ1802离心跳汰机Ⅰ，得到浓度为20%、Fe品位为62.5%、Si品位为3.0%、矿量为16.25t/h的精矿Ⅰ，以及浓度为17.75%、Fe品位为24.64%、Si品位为33.67%、矿量为37.91t/h的尾矿Ⅰ；

将S100得到的隔粗筛下矿Ⅱ给入KCJ1802离心跳汰机Ⅱ，得到浓度为20%、Fe品位为62.5%、Si品位为3.0%、矿量为14.74t/h的精矿Ⅱ，以及浓度为13.7%、Fe品位为26.24%、Si品位为31.65%、矿量为22.12t/h的尾矿Ⅱ，所得尾矿Ⅰ和尾矿Ⅱ并入选厂尾矿浓缩处理，精矿Ⅰ和精矿Ⅱ合并至管道精矿池。

实施例4

S100：将昆钢大红山一选厂和二选厂微细硅酸盐型低品位难选赤铁烧结精矿矿浆合并后，形成浓度为35.0%、Fe品位为37.0%、Si品位为38.63%、粒度为-0.043mm占重量百分比72.61%的微细硅酸盐型低品位难选赤铁烧结精矿矿浆，然后分别按51.5t/h的矿量分流给入HGZS-55-1007高频振动细筛Ⅰ和HGZS-55-1007高频振动细筛Ⅱ，分别得到浓度为27.8%、Fe品位为38.39%、Si品位为23.17%、矿量为48.83t/h的隔粗筛下矿Ⅰ和隔粗筛下矿Ⅱ，以及得到浓度为90.0%、Fe品位为15.5%、Si品位为6.85%、矿量为2.67t/h的隔粗筛上矿Ⅰ和隔粗筛上矿Ⅱ，隔粗筛上矿Ⅰ和隔粗筛上矿Ⅱ合并后输出给再磨再选。

S200：将S100得到的隔粗筛下矿Ⅰ分别给入KCJ1802离心跳汰机Ⅰ和KCJ1802离心跳汰机Ⅱ，得到浓度为19.7%、Fe品位为63.3%、Si品位为3.1%、矿量为15.96t/h的精矿Ⅰ和精矿Ⅱ，以及浓度为15.36%、Fe品位为25.33%、Si品位为32.63%、矿量为34.87t/h的尾矿Ⅰ和尾矿Ⅱ，其中精矿Ⅰ和精矿Ⅱ合并输出至管道精矿池；

将S100得到的隔粗筛下矿Ⅱ分别给入KCJ1802离心跳汰机Ⅲ和KCJ1802离心跳汰机Ⅳ，得到浓度为19.7%、Fe品位为63.3%、Si品位为3.1%、矿量为15.96t/h的精矿Ⅲ和精矿Ⅳ，以及浓度为15.36%、Fe品位为25.33%、Si品位为32.63%、矿量为34.87t/h的尾矿Ⅲ和尾矿Ⅳ，其中精矿Ⅲ和精矿Ⅳ合并输出至管道精矿池。

S310：将尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ、尾矿Ⅲ和尾矿Ⅳ合并后分流给入HGZS-55-1007高频振动细筛Ⅲ和HGZS-55-1007高频振动细筛Ⅳ，分别得到隔粗筛下矿Ⅲ和隔粗筛下矿Ⅳ，以及得到隔粗筛上矿Ⅲ和隔粗筛上矿Ⅳ，将隔粗筛上矿Ⅲ和隔粗筛上矿Ⅳ合并后输出给再磨再选。

S320：将隔粗筛下矿Ⅲ风流并入隔粗筛下矿Ⅰ分别给入KCJ1802离心跳汰机Ⅰ和KCJ1802离心跳汰机Ⅱ，得到精矿Ⅰ’和精矿Ⅱ’以及尾矿Ⅰ’和尾矿Ⅱ’，其中精矿Ⅰ’和精矿Ⅱ’合并后输出至管道精矿池；将隔粗筛下矿Ⅳ同隔粗筛下矿Ⅱ分别给入KCJ1802离心跳汰机Ⅲ和KCJ1802离心跳汰机Ⅳ，得到精矿Ⅲ’和精矿Ⅳ’以及尾矿Ⅲ’和尾矿Ⅳ’，其中精矿Ⅲ’和精矿Ⅳ’合并后输出至管道精矿池，尾矿Ⅰ’、尾矿Ⅱ’、尾矿Ⅲ’和尾矿Ⅳ’合并后给入HGZS-55-1007高频振动筛Ⅲ和HGZS-55-1007高频振动筛Ⅳ形成闭环。