一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法与流程

[0001]
本发明涉及高硫难选细粒铁矿的选矿技术领域，具体为一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法。


背景技术：

[0002]
现有技术方案：某钨钼铋萤石复杂多金属矿，原矿磁性铁品位约1.8％，主干流程为：铁磁选—钼铋硫全浮选—黑白钨混合浮选—萤石浮选，主要有价产品为钨精矿、钼精矿、铋精矿和萤石精矿，副产为硫精矿、铁精矿。原矿磨矿细度-200目占70％左右，矿浆浓度31％左右，矿浆先经过一次中磁粗选(磁场强度2500gs)，中磁粗选尾矿进入浓缩池浓缩以供后续选别作业，中磁粗选精矿进入弱磁精选一(磁场强度1500gs)，弱磁精选一尾矿返回二段磨矿作业，弱磁精选一精矿进入弱磁精选二，弱磁精选二尾矿返回二段磨矿作业，弱磁精选二精矿(-200目66～70％、-400目38～42％，铁品位37～42％、含硫3.5～4.5％)进入水力旋流器分级，水力旋流器沉砂先进入一段球磨机再磨，一段球磨机再磨后排矿产物(-400目54％左右)再与弱磁精选二精矿一起返回水力旋流器分级，水力旋流器溢流(-400目75～80％)进入弱磁精选三(磁场强度1350gs)，弱磁精选三尾矿直接丢尾，弱磁精选三精矿进入弱磁精选四(磁场强度1200gs)，弱磁精选四尾矿直接丢尾，弱磁精选四精矿即为最终铁精矿，铁品位48～52％、含硫5～6％。
[0003]
(2)存在缺点：最终铁精矿(弱磁精选四铁精矿)铁品位低、只有48～52％，含硫高、达5～6％。
[0004]
(3)分析原因：磁铁矿嵌布粒度微细，现场磨矿细度达不到要求，导致铁精矿品位低；有害成分硫主要为磁黄铁矿，导致铁精矿中硫含量高。


技术实现要素：

[0005]
针对现有技术的不足，本发明提供了一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，解决了上述背景技术中提出铁精矿品位低，铁精矿有害成分硫高的问题。
[0006]
为实现以上目的，本发明通过以下技术方案予以实现：一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，包括以下步骤：
[0007]
s1、中磁粗选：原矿矿浆先经过一次中磁粗选，中磁粗选尾矿进入浓缩池浓缩以供后续选别作业，中磁粗选精矿进入弱磁精选一；
[0008]
s2、弱磁精选一：弱磁精选一尾矿返回主干流程二段磨矿作业，弱磁精选一精矿进入弱磁精选二；
[0009]
s3、弱磁精选二：弱磁精二尾矿返回主干流程二段磨矿作业，弱磁精二精矿进入脱硫反浮选作业；
[0010]
s4、脱硫反浮选：脱硫反浮选作业流程为一次粗选，添加药剂后搅拌，再进行充气、刮泡反浮选，脱硫反浮选刮出泡沫即为浮选高硫铁精矿，脱硫反浮选尾矿进入一段磨矿-分级回路；
[0011]
s5、一段磨矿-分级：脱硫反浮选尾矿进入一段水力旋流器分级，水力旋流器溢流进入弱磁精选三，水力旋流器沉砂进入一段球磨机进行再磨，球磨排矿产物随脱硫反浮选尾矿一起返回一段水力旋流器，构成一段磨矿-分级回路；
[0012]
s6、弱磁精选三：弱磁精三尾矿丢尾，弱磁精三精矿进入进入二段磨矿-分级回路；
[0013]
s7、二段磨矿-分级：弱磁精三精矿进入二段水力旋流器，水力旋流器溢流进入弱磁精选四，水力旋流器沉砂进入二段搅拌磨进行再磨，搅拌磨排矿产物随弱磁精三精矿一起返回二段水力旋流器，构成二段磨矿-分级回路；
[0014]
s8、弱磁精选四：弱磁精四尾矿丢尾，弱磁精四精矿进入提精降渣磁选精五；
[0015]
s9、提精降渣磁选机精选五：提精降渣磁选机精选五尾矿丢尾，提精降渣磁选机精选五精矿进入脱硅反浮选；
[0016]
s10、脱硅反浮选：脱硅反浮选采用一次粗选流程，添加药剂后搅拌，然后进行充气刮泡反浮选，脱硅反浮选泡沫丢尾，脱硅反浮选尾矿即为最终铁精矿。
[0017]
可选的，所述步骤s1、中磁粗选中，磨矿细度-200目占70％左右，矿浆浓度31％左右，以及湿式永磁磁选机磁场强度2500gs。
[0018]
可选的，所述步骤s2、弱磁精选一中，湿式永磁磁选机磁场强度1500gs。
[0019]
可选的，所述步骤s3、弱磁精选二中，弱磁精选二获得精矿-200目占66～70％、其中-400目占38～42％，铁品位37～42％、含硫3.5～4.5％，湿式永磁磁选机磁场强度1350gs。
[0020]
可选的，所述步骤s4、脱硫反浮选中，脱硫反浮选作业为一次粗选流程，浮选依次添加6～12g/t用量的硫酸铜、8～16g/t用量的丁黄药和1～4g/t用量的丁铵黑药，以及所有药剂用量均对原矿矿石处理量计，药剂分别搅拌，再充气刮泡浮选。其中，丁黄药与丁铵黑药按4:1配比添加，同时丁黄药、丁铵黑药可溶解在一起配制使用。脱硫反浮选获得泡沫产品高硫铁精矿的产率8～15％、含铁51～57％、含硫10～18％。
[0021]
可选的，所述步骤s5、一段磨矿-分级中，一段水力旋流器溢流为-400目占85～90％，一段球磨排矿产物为-400目占58～62％。
[0022]
可选的，所述步骤s6、弱磁精选三中，弱磁精三精矿铁品位50～54％、含硫0.4～0.7％，湿式永磁磁选机磁场强度1200gs。
[0023]
可选的，所述步骤s7、二段磨矿-分级中，二段水力旋流器溢流为-400目占95～98％，二段搅拌磨排矿产物为-400目占82～88％。
[0024]
可选的，所述步骤s8、弱磁精四中，弱磁精四精矿铁品位55～57％、含硫0.5～0.8％，湿式永磁磁选机磁场强度1000gs。
[0025]
可选的，所述步骤s9、提精降渣磁选精五中，提精降渣磁选精五精矿铁品位59～61％、含硫0.5～0.9％，提精降渣磁选机磁场强度3500gs。
[0026]
可选的，所述步骤s10、脱硅反浮选中，脱硅反浮选为一次粗选流程，浮选依次添加5～10g/t用量的十二胺和1～2g/t用量的丁铵黑药，以及所有药剂用量均对原矿矿石处理量计，药剂分别搅拌，再充气刮泡浮选。反浮选所得泡沫直接丢尾，最终铁精矿铁品位65％以上、含硫小于1％，整个磁选作业磁性铁回收率80～86％。
[0027]
本发明提供了一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，具备以下有益效果：
[0028]
找到了一种处理高硫难选细粒铁矿的选矿方法，提高铁精矿品位到65％以上，降
低铁精矿中有害成分硫含量至1％以下，铁精矿提质降杂显著，大幅度提高了铁精矿经济效益。
[0029]
本发明解决了微细粒铁矿精矿品位低和有害元素硫(主要为磁黄铁矿)高的问题。
附图说明
[0030]
图1为本发明高硫细粒铁矿选矿工艺流程图。
具体实施方式
[0031]
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。
[0032]
请参阅图1，本发明提供一种技术方案：一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，包括以下步骤：
[0033]
s1、中磁粗选：原矿矿浆先经过一次中磁粗选，中磁粗选尾矿进入浓缩池浓缩以供后续选别作业，中磁粗选精矿进入弱磁精选一；
[0034]
s2、弱磁精选一：弱磁精选一尾矿返回主干流程二段磨矿作业，弱磁精选一精矿进入弱磁精选二；
[0035]
s3、弱磁精选二：弱磁精二尾矿返回主干流程二段磨矿作业，弱磁精二精矿进入脱硫反浮选作业；
[0036]
s4、脱硫反浮选：脱硫反浮选作业流程为一次粗选，添加药剂后搅拌，再进行充气、刮泡反浮选，脱硫反浮选刮出泡沫即为浮选高硫铁精矿，脱硫反浮选尾矿进入一段磨矿-分级回路；
[0037]
s5、一段磨矿-分级：脱硫反浮选尾矿进入一段水力旋流器分级，水力旋流器溢流进入弱磁精选三，水力旋流器沉砂进入一段球磨机进行再磨，球磨排矿产物随脱硫反浮选尾矿一起返回一段水力旋流器，构成一段磨矿-分级回路；
[0038]
s6、弱磁精选三：弱磁精三尾矿丢尾，弱磁精三精矿进入进入二段磨矿-分级回路；
[0039]
s7、二段磨矿-分级：弱磁精三精矿进入二段水力旋流器，水力旋流器溢流进入弱磁精选四，水力旋流器沉砂进入二段搅拌磨进行再磨，搅拌磨排矿产物随弱磁精三精矿一起返回二段水力旋流器，构成二段磨矿-分级回路；
[0040]
s8、弱磁精选四：弱磁精四尾矿丢尾，弱磁精四精矿进入提精降渣磁选精五；
[0041]
s9、提精降渣磁选机精选五：提精降渣磁选机精选五尾矿丢尾，提精降渣磁选机精选五精矿进入脱硅反浮选；
[0042]
s10、脱硅反浮选：脱硅反浮选采用一次粗选流程，添加药剂后搅拌，然后进行充气刮泡反浮选，脱硅反浮选泡沫丢尾，脱硅反浮选尾矿即为最终铁精矿。
[0043]
该高硫难选细粒铁矿的选矿方法应用案例一：
[0044]
柿竹园钨钼铋萤石复杂多金属矿，原矿磁性铁品位约1.8％，主干流程为：铁磁选—钼铋硫全浮选—黑白钨混合浮选—萤石浮选，主要有价产品为钨精矿、钼精矿、铋精矿和萤石精矿，副产为硫精矿、铁精矿。磨矿细度-200目占70％左右，矿浆浓度32％左右，矿浆先经过一次中磁粗选(磁场强度2500gs)，中磁粗选尾矿进入浓缩池浓缩以供后续选别作业，中磁粗选精矿进入弱磁精选一(磁场强度1500gs)，弱磁精选一尾矿返回二段磨矿作业，
弱磁精选一精矿进入弱磁精选二，弱磁精选二尾矿返回二段磨矿作业，弱磁精选二精矿(-200目68％左右、-400目40％左右，铁品位38％左右、含硫4％左右，磁场强度1400gs)进入脱硫反浮选作业。脱硫浮选作业流程分为一次粗选和一次扫选，脱硫粗选作业添加12g/t用量的硫酸铜，搅拌3min，再添加16g/t用量的丁黄药、8g/t用量的丁铵黑药(所有药剂用量均对原矿矿石处理量计，丁黄药与丁铵黑药按4:1配比添加，同时丁黄药、丁铵黑药可溶解在一起配制使用)，搅拌3min，然后再进行充气刮泡浮选，脱硫粗选刮出泡沫即为浮选高硫铁精矿(产率13％、含铁56％、含硫16％左右)，脱硫粗选尾矿进入脱硫扫一作业，扫一作业空白浮选，扫一精矿返回粗选作业。脱硫扫一尾矿进入一段水力旋流器分级。一段水力旋流器溢流(-400目约占90％)进入弱磁精三(磁场强度1300gs)，水力旋流器沉砂进入一段球磨机进行一次再磨，一段球磨排矿产物(-400目占65％左右)合并到浮选脱硫尾矿一起返回一段水力旋流器。弱磁精三尾矿丢尾，弱磁精三精矿进入二段水力旋流器分级，二段水力旋流器沉砂进入二段球磨机进行二次再磨，二段球磨机排矿产物(-400目占83％左右)合并到弱磁精三精矿一起返回进入二段水力旋流器分级，二段水力旋流器溢流(-400目占96％左右)进入弱磁精四(磁场强度1200gs)；弱磁精四尾矿丢尾，弱磁精四精矿进入提精降渣磁选五(磁场强度3000gs)；提精降渣磁选五尾矿丢尾，提精降渣磁选五精矿再进入脱硅反浮选，反浮选作业采用一次粗选流程，添加6g/t十二胺和1g/t丁铵黑药进行浮选，浮选泡沫丢尾，浮选槽底物即为最终铁精矿，铁品位65.6％，含硫0.7％，整个磁性铁回收率约82.72％。
[0045]
即：目前该工艺已成功应用于柿竹园3700t/d多金属选矿厂铁回收系统，铁精矿由原来的铁48％左右、含硫4％左右，稳定保持在65％以上，含硫小于1％，磁性铁作业回收率82.72％，提质降硫效果显著。应用新工艺后铁精矿新增利润585万元/年，可为同类铁矿回收提供技术依据。
[0046]
该高硫难选细粒铁矿的选矿方法应用案例二：
[0047]
该新工艺推广应用于柿竹园3700t/d多金属选矿厂和东波3500t/d多金属选矿厂整合磁铁矿提质项目，铁精矿由原来的综合铁品位38％左右、含硫3.5％左右稳定提高至铁精矿铁品位65％以上、含硫小于1％，磁性铁作业回收率82％，利润1300万元/年，经济效益显著。
[0048]
以上，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。