一种难选铁矿悬浮焙烧干式预选尾矿返矿炉再焙烧方法

摘要

本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种难选铁矿悬浮焙烧干式预选尾矿返矿炉再焙烧方法，该方法步骤如下：将破碎至0‑15mm粒度难选铁矿石干磨或湿磨烘干至‑200目占45‑50%，采用悬浮炉进行流态化磁化焙烧，焙烧矿冷却至70‑80℃，给入螺旋干式磁选机干式预选，预选精矿进入磨选系统，预选尾矿进入返矿悬浮炉再次磁化焙烧，同样冷却至70‑80℃，给入螺旋干式磁选机再次干式预选，预选精进入磨选系统，预选尾按合格尾矿排出，本发明主要针对难选铁矿石宽粒级范围入炉磁化焙烧造成焙烧矿质量不均匀，导致选别尾矿品位偏高，存在资源利用率不高的问题，难选铁矿石通过闭路焙烧方法处理后，金属回收率能够提高15个百分点以上。

说明书

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种难选铁矿悬浮焙烧干式预选尾矿返矿炉再焙烧方法。

背景技术

我国铁矿石资源贫矿多、磁性矿少，难选铁矿石约占总储量的70%以上，难选铁矿石属弱磁性矿物，需经磁化焙烧处理，才能够转变为强磁性矿物，进行低成本弱磁选处理，获得质量符合烧结配料要求的合格铁精矿。悬浮焙烧是近几年新开发的磁化焙烧方法，-20目占50%粒级入炉磁化焙烧，粒级范围为0-0.297mm，属宽粒级范围入炉磁化焙烧，由于难选铁矿石不同粒级具有不同磁化焙烧参数，尤其是焙烧时间差异较大，难免存在焙烧矿质量不均匀的问题，导致后续选别尾矿品位高，金属回收率低。如酒钢镜铁山铁矿石，原矿品位31-34%，悬浮焙烧后进行弱磁选，铁精矿品位60%，尾矿品位达到13-15%，金属回收率仅为72-74%，造成资源浪费。

发明内容

针对上述现有技术中存在的问题及不足，本发明提供一种难选铁矿悬浮焙烧干式预选尾矿返矿炉再焙烧方法，解决了难选铁矿石悬浮磁化焙烧质量不均匀、磁选尾矿品位高、金属回收率低的问题。

为实现上述目的，本发明提供如下技术方案：

一种难选铁矿悬浮焙烧干式预选尾矿返矿炉再焙烧方法，其特征在于，该方法按照下述步骤进行：

步骤A：将已破碎为0-15mm粒度的难选铁矿石干磨或湿磨烘干至-200目占45-50%打散；

步骤B：将步骤A中的铁矿石采用悬浮焙烧炉进行温度550-650℃、时间5-8min的磁化焙烧，冷却至70-80℃；

步骤C：将磁化焙烧后的铁矿石打散后在2000-3000 Oe磁场强度条件下采用全密封螺旋干式磁选机进行干式预选，预选精作为合格焙烧矿进入磨选系统，而预选尾进入返矿悬浮炉再次进行温度550-650℃、时间3-6min的磁化焙烧，冷却至70-80℃，打散后在2000-3000 Oe磁场强度条件下采用全密封螺旋干式磁选机进行再次干式预选，预选精作为合格焙烧矿进入磨选系统处理，预选尾品位控制在8%以下作为合格尾矿外排。

进一步的，步骤A中的难选铁矿包括镜铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿以及复杂共生铁矿石。

与现有技术相比，本发明的有益效果是：

本发明根据难选铁矿石如赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿及镜铁矿等属弱磁性矿物，经磁化焙烧还原后，才能够变为强磁性矿物，由于不同粒级难选铁矿石具有不同磁化焙烧参数，尤其是焙烧时间差异较大，导致悬浮炉焙烧矿质量不均匀，使得尾矿品位偏高，金属回收率较低，造成资源浪费，采用该闭路焙烧方法处理后，将烧生矿采用返矿炉再次磁化焙烧，在保证铁精矿品位60%以上前提下，使得尾矿品位由13%降低到8%以下，金属回收率由72-74提高到88%，有效地提高了资源利用率。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图和具体实施方式对本发明进行详细说明。

实施例1

本实施例氧化难选铁矿石来源于镜铁山矿桦树沟矿区，铁品位32%，属赤铁矿、菱铁矿和褐铁矿共生难选矿，围岩为含铁千枚岩、碧玉等，按以下步骤进行处理：

步骤A：将已破碎为0-15mm粒度的难选铁矿石干磨至-200目占比45%；

步骤B：将步骤A中的铁矿石采用悬浮焙烧炉进行磁化焙烧，焙烧温度650℃、焙烧时间8min，焙烧完毕冷却至70℃；烧损10%，焙烧矿铁品位35.55%。

步骤C：将磁化焙烧后的铁矿石冷却完毕打散后，在2000-3000 Oe磁场强度条件下采用全密封螺旋干式磁选机进行干式预选，预选精矿铁品位40.44%，预选尾矿品位16%，产率80%，金属回收率91%， 预选精铁作为合格焙烧矿进入磨选系统，而预选尾进入返矿悬浮炉再次进行温度550℃、时间3min的磁化焙烧，冷却至70℃，打散后在2000-3000 Oe磁场强度条件下采用全密封螺旋干式磁选机进行再次干式预选，预选精矿铁品位30.1%，预选尾矿品位8%，产率36%，金属回收率67.73%，预选精作为合格焙烧矿进入磨选系统处理，预选尾品位控制在8%以下作为合格尾矿外排。

经过该方法处理所得的综合预选精矿品位39.6%，产率87.2%，金属回收率97.1%，综合预选精作为合格焙烧矿进入磨选系统处理，经过精选方法后，最终获得精矿品位60.02%，综合金属回收率89.44%，综合尾品位控制在8%以下的指标。

实施例2

本实施例氧化难选铁矿石来源于镜铁山矿黑沟矿区，铁品位34%，属赤铁矿、菱铁矿和褐铁矿共生难选矿，围岩为含铁千枚岩、碧玉等，按以下步骤进行处理：

步骤A：将已破碎为0-15mm粒度的难选铁矿石干磨至-200目占比48%；

步骤B：将步骤A中的铁矿石采用悬浮焙烧炉进行磁化焙烧，焙烧温度600℃、焙烧时间6min，焙烧完毕冷却至75℃；烧损9%，焙烧矿铁品位37.36%。

步骤C：将磁化焙烧后的铁矿石冷却完毕打散后在2000-3000 Oe磁场强度条件下采用全密封螺旋干式磁选机进行干式预选，预选精矿铁品位42.14%，预选尾矿品位17%，产率81%，金属回收率91.35%， 预选精铁作为合格焙烧矿进入磨选系统，而预选尾进入返矿悬浮炉再次进行温度600℃、时间4min的磁化焙烧，冷却至75℃，打散后在2500 Oe磁场强度条件下采用全密封螺旋干式磁选机进行再次干式预选，预选精矿铁品位32.64%，预选尾矿品位7.96%，产率36.9%，金属回收率70.85%，预选精作为合格焙烧矿进入磨选系统处理，预选尾品位控制在8%以下作为合格尾矿外排。

经过该方法处理所得的综合预选精矿品位41.38%，产率88.01%，金属回收率97.48%，综合预选精作为合格焙烧矿进入磨选系统处理，经过精选方法后，最终获得精矿品位60.33%，综合金属回收率89.89%，综合尾品位控制在8%以下的指标。

实施例3

本实施例氧化难选铁矿石来源于镜铁山矿桦树沟矿区Ⅴ矿体，铁品位25%，属赤铁矿、菱铁矿和褐铁矿共生难选矿，围岩为含铁千枚岩、碧玉等，按以下步骤进行处理：

步骤A：将已破碎为0-15mm粒度的难选铁矿石湿磨烘干至-200目占比50%；

步骤B：将步骤A中的铁矿石采用悬浮焙烧炉进行磁化焙烧，焙烧温度650℃、焙烧时间8min，焙烧完毕冷却至80℃；烧损10%，焙烧矿铁品位27.77%。

步骤C：将磁化焙烧后的铁矿石冷却完毕打散后在3000 Oe磁场强度条件下采用全密封螺旋干式磁选机进行干式预选，预选精矿铁品位31.65%，预选尾矿品位14%，产率78%，金属回收率88.91%， 预选精铁作为合格焙烧矿进入磨选系统，而预选尾进入返矿悬浮炉再次进行温度650℃、时间6min的磁化焙烧，冷却至80℃，打散后在3000 Oe磁场强度条件下采用全密封螺旋干式磁选机进行再次干式预选，预选精矿铁品位27.36%，预选尾矿品位7.68%，产率32.12%，金属回收率62.77%，预选精作为合格焙烧矿进入磨选系统处理，预选尾品位控制在8%以下作为合格尾矿外排。

经过该方法处理所得的综合预选精矿品位31.29%，产率85.07%，金属回收率95.85%，综合预选精作为合格焙烧矿进入磨选系统处理，经过精选方法后，最终获得精矿品位59.12%，综合金属回收率88.33%，综合尾品位控制在8%以下的指标。