一种低品位难选冶钛磁铁矿的高效选矿方法与流程

本发明属于黑色金属选矿技术领域，具体涉及一种工艺简单、易操作、成本低、选矿效率和铁钛回收率高的低品位难选冶钛磁铁矿的高效选矿方法。

背景技术：

我国95％以上的铁矿石储量为贫矿，平均品位仅32.00％左右。由于受技术水平和经济效益的制约，一方面大多数现有铁矿山在开采过程中剥离出的大量超贫表外矿和贫杂矿矿石被堆置而未利用，另一方面还有大量超贫铁矿石至今尚未开发利用。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，因此低品位铁矿资源化利用已迫在眉睫，这对于挖掘铁矿资源的潜力，提高国内铁矿资源保障安全程度等均具有重要意义。

但是，低品位铁矿石的利用存在以下几方面技术难题。

(1)低品位矿石铁品位极低，近矿围岩与矿石呈渐变关系，矿石与围岩界线不清，采用目前成熟的大块干式磁选抛尾或大块跳汰技术，入选矿石品位一般仅提高2个百分点，同时抛尾量很少、铁金属损失很大。

(2)采矿过程中，矿石损失率和废石混入率难以控制，导致入选矿石的品位难以控制。

(3)由于矿石的铁品位低、相对难磨难选、选矿比大，若采用常规的选矿技术处理，将造成精矿成本高、矿山经济效益差或亏损。

(4)由于受干式磁选设备分选原理限制，矿石在较细的粒度下采用干式磁选抛尾效果差，而目前尚未有成熟的适合细碎产品抛尾的高效湿式磁选设备。

对品位较低的贫磁铁矿而言，国内外大部分磁铁矿选矿厂均采用粗粒干式磁选抛尾的方法，在原矿入磨前抛弃大量尾矿来达到提高处理量、提高入选品位及降低生产成本的目的。但对于品位20％左右及以下的超贫磁铁矿矿石而言，由于品位极低且铁矿物嵌布粒度很细，在矿石与围岩之间的品位差别很小时，干式磁选机的分选效果均不理想。

现有技术认为对磁铁矿而言，强磁预选工艺对于节能降耗、有效利用极贫铁矿石和提高最终铁精矿质量具有特别重要的意义。但由于强磁预选设备因磁场强度较高磁场力较大，对磁铁矿的选别有强大的磁团聚作用，因此存在“磁性夹杂”和“非磁性夹杂”，而使精矿中含有较多的脉石，严重影响精矿品位。为了解决强磁选设备导致的磁性和非磁性夹杂，采取了诸如增加筒式磁选机的极数，适当降低精矿端的磁场强度，在精矿端箱体内加冲洗水；研制振动磁选机、脉动磁场及旋转磁场磁选机等。但上述种种办法，提高磁场精矿铁品位的幅度均不高，通常只有0.5~1.5%，也造成工艺流程长而复杂，中矿循环量过大，消耗高，选矿成本居高不下。

目前，对于钛磁铁矿及钒钛磁铁矿的选矿普遍采用“先选铁、后选钛”的原则或“铁、钛共磨分选”原则。“先选铁、后选钛”的原则包括彼此较为独立的铁矿生产线和钛矿生产线，矿物通过铁矿生产线处理完毕后的低铁含量的矿物进入钛矿生产线继续处理，存在选矿流程长、设备配置多、建设投资与管理运行成本高等问题；“铁、钛共磨分选”原则中铁矿和钛矿的选别基本同步地进行，在磨矿步骤中，矿物的颗粒度控制存在难题，导致钛铁矿过磨泥化现象严重，矿物颗粒中的矿物不能被很好地回收，钛资源利用率低。

低品位钛磁铁矿中，诸如昆钢玉河寨铁矿原矿含铁20%左右，属于低品位矿，矿石中的有害元素为p，二氧化钛含量5%左右。原矿主要金属矿物有磁铁矿、钛磁铁矿，脉石矿物以角闪石、歪长石、绿泥石等。经镜下观察，单矿物化学分析、人工重砂分析及x-衍射分析，矿石中的铁有两种赋存状态：一种以独立矿物的形式赋存在磁铁矿、钛铁矿及少量褐（赤）铁矿；一种以类质同象的形式赋存在辉石、角闪石及少量黑云母、绿泥石中。原矿矿物组成经镜下观察、人工重砂分析及x-衍射分析，矿石中有氧化物、硅酸盐、硫化物、磷酸盐四类17种矿物存在。硅酸盐主要，占矿石的76%±；氧化物次要，占矿石的17.2%±；磷酸盐占矿石的6.7%；硫化物少量。其中铁与钛的矿石矿物占矿石的16.2%。昆钢玉河寨铁矿属于典型的低品位、难选冶的钛磁铁矿。因此，提供一种工艺简单且经济、选矿效率和铁钛回收率高的低品位难选冶钛磁铁矿选矿方法，将能够提高铁矿资源的利用率和企业的经济效益。

技术实现要素：

本发明的目的在于提供一种工艺简单、易操作、成本低、选矿效率和铁钛回收率高的低品位难选冶钛磁铁矿的高效选矿方法。

本发明的目的是这样实现的：包括破碎、一段磨矿分级、一段弱磁选、筛分分级、二段磨矿分级、二段弱磁选步骤，具体包括：

a、破碎：将低品位难选冶钛磁铁矿原矿破碎至粒度-10mm；

b、一段磨矿分级：将破碎后的钛磁铁矿磨矿ⅰ至细度-200目占70%以上且浓度为25～35%的矿浆并经旋流分级ⅰ，得到细颗粒溢流ⅰ和粗粒矿浆ⅰ，粗粒矿浆ⅰ经磨矿ⅱ再磨后返回旋流分级ⅰ；

c、一段弱磁选：将旋流分级ⅰ后的细颗粒溢流ⅰ经磁感应强度为150～220mt的弱磁选ⅰ得到铁精矿浆ⅰ和尾矿浆ⅰ；

d、筛分分级：将c步骤得到的尾矿浆ⅰ经孔径2mm的筛分得到筛上粗矿和筛下尾矿浆，将筛下尾矿浆抛尾；

e、二段磨矿分级：将c步骤得到的铁精矿浆ⅰ与d步骤得到的筛上粗矿合并后进行旋流分级ⅱ，得到细度-200目占95%以上的细颗粒溢流ⅱ和粗粒矿浆ⅱ，粗粒矿浆ⅱ经磨矿ⅲ再磨后返回旋流分级ⅱ；

f、二段弱磁选：将e步骤得到的细颗粒溢流ⅱ经磁感应强度为80～150mt的弱磁选ⅱ得到铁精矿浆ⅱ和尾矿浆ⅱ，将尾矿浆ⅱ抛尾。

本发明针对低品位难选冶磁铁矿铁矿物嵌布粒度较细，矿石与围岩之间的品位差别较小的特点，对于现有技术中普遍采用的干式磁选抛尾和大块跳汰抛尾量很少、铁金属损失，而又尚未有成熟的适合细碎产品抛尾的高效湿式磁选设备；以及强磁预选抛尾效果好但因磁场强度较高磁场力较大，对磁铁矿的选别有强大的磁团聚作用，因此存在“磁性夹杂”和“非磁性夹杂”，而使精矿中含有较多的脉石，严重影响精矿品位等诸多问题。本发明采用多段阶段磨矿旋流分级、多阶段弱磁选别的交叉组合技术方案，并优化组合各阶段的技术参数，在即弱化磁选设备选别时的磁团聚作用，降低“磁性夹杂”和“非磁性夹杂”影响，从而有效降低铁精矿中的脉石的同时，也通过多阶段弱磁选来提高铁元素的回收率和精矿的品位。本发明相对传统的“铁、钛共磨分选”在磨矿步骤中矿物的颗粒度难以控制，导致钛铁矿过磨泥化现象严重，矿物颗粒中的矿物不能被很好地回收的难题，采用了多阶段磨矿以逐步细化矿物，配合交叉的多阶段弱磁选工艺，通过一段磨矿分级配合一段弱磁选，能将弱磁性、高硬度的少量钛铁矿和强磁性、低硬度的磁铁矿、钛磁铁矿彼此分离，避免硬度相差较大的矿物在后期的磨矿处理时产生过细的矿物颗粒而出现过磨泥化现象影响回收，同时也达到大量抛尾，减少后期磨矿和弱磁选的处理量目的，有效降低生产成本和提高选矿效率。再通过后期二段磨分配合二段弱磁选，进一步细化矿物以解离脉石，从而将磁性较强的磁铁矿、钛磁铁颗粒从一端弱磁选的铁精矿浆ⅰ磁选出来，以有效提高铁精矿的铁品位达50%以上。因此，本发明具有工艺简单、易操作、成本低、选矿效率和铁钛回收率高的特点。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图之一；

图2为本发明的工艺流程示意图之二；

图中：1-磨矿ⅰ，2-磨矿ⅱ，3-磨矿ⅲ。

具体实施方式

下面结合附图和实施例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更或改进，均属于本发明的保护范围。

如图1和2所示，本发明包括破碎、一段磨矿分级、一段弱磁选、筛分分级、二段磨矿分级、二段弱磁选步骤，具体包括：

a、破碎：将低品位难选冶钛磁铁矿原矿破碎至粒度-10mm；

b、一段磨矿分级：将破碎后的钛磁铁矿磨矿ⅰ至细度-200目占70%以上且浓度为25～35%的矿浆并经旋流分级ⅰ，得到细颗粒溢流ⅰ和粗粒矿浆ⅰ，粗粒矿浆ⅰ经磨矿ⅱ再磨后返回旋流分级ⅰ；

c、一段弱磁选：将旋流分级ⅰ后的细颗粒溢流ⅰ经磁感应强度为150～220mt的弱磁选ⅰ得到铁精矿浆ⅰ和尾矿浆ⅰ；

d、筛分分级：将c步骤得到的尾矿浆ⅰ经孔径2mm的筛分得到筛上粗矿和筛下尾矿浆，将筛下尾矿浆抛尾；

e、二段磨矿分级：将c步骤得到的铁精矿浆ⅰ与d步骤得到的筛上粗矿合并后进行旋流分级ⅱ，得到细度-200目占95%以上的细颗粒溢流ⅱ和粗粒矿浆ⅱ，粗粒矿浆ⅱ经磨矿ⅲ再磨后返回旋流分级ⅱ；

f、二段弱磁选：将e步骤得到的细颗粒溢流ⅱ经磁感应强度为80～150mt的弱磁选ⅱ得到铁精矿浆ⅱ和尾矿浆ⅱ，将尾矿浆ⅱ抛尾。

所述b步骤中钛磁铁矿磨至细度-200目占50%以上的矿浆，然后经筛分得到细度-200目占70%以上的筛下矿浆和筛上粗矿，所述筛下矿浆经旋流分级ⅰ，所述筛上粗矿返回经磨矿ⅰ再磨。

所述d步骤得到的筛下尾矿浆经磁感应强度为1～1.2t的强磁选ⅰ得到强磁精矿ⅰ和强磁尾矿ⅰ，所述强磁精矿ⅰ合并入铁精矿浆ⅰ，所述强磁尾矿ⅰ抛尾。

所述f步骤得到的尾矿浆ⅱ给入浓缩设备浓缩得到浓度不大于5%的浓缩尾矿浆，所述浓缩尾矿浆经1～2级强磁选得到强磁精矿和强磁尾矿，所述强磁精矿合并入铁精矿浆ⅱ，所述强磁尾矿抛尾。

所述浓缩尾矿浆经磁感应强度为1～1.2t的强磁选ⅱ得到强磁精矿ⅱ和强磁尾矿ⅱ，所述强磁精矿ⅱ合并入铁精矿浆ⅱ。

所述强磁精矿ⅱ经磁感应强度为1.2～1.5t的强磁选ⅲ得到强磁精矿ⅲ和强磁尾矿ⅲ，所述强磁精矿ⅲ合并入铁精矿浆ⅱ，所述强磁尾矿ⅲ合并入强磁尾矿ⅱ抛尾。

所述b步骤得到的细颗粒溢流ⅰ细度-200目占75%以上且浓度为15～20%。

所述低品位难选冶钛磁铁矿原矿的fe品位为17～23%、tio2品位为4.5～6%、p品位不小于1%、磁铁矿在总铁分布率中不小于50%。

所述铁精矿浆ⅱ浓度不小于40%且fe品位不小于50%。

所述铁精矿浆ⅱ给入淘洗磁选机得到浓度不小于60%的淘洗精矿和淘洗尾矿。

所述淘洗磁选机的供水水压不小于0.25mpa、工作电压380v、磁场强度0～300gs可调节。

实施例1

如图1所示，玉河寨铁矿原矿铁品位19.29%、tio2品位5.03%，原矿含水率3.3%。上述原矿按下述步骤选：

s100：将上述原矿通过pe900×1200鄂式破碎机破碎至粒度-10mm；

s200：将破碎后的原矿经φ5.5×1.8半自动磨闭路湿式磨矿，得到细度-200目占70%以上且浓度为30.5%的矿浆，矿浆经φ350水力旋流器ⅰ分级，得到浓度为17.4%的细颗粒溢流ⅰ和粗粒矿浆ⅰ，将粗粒矿浆ⅰ经φ3.2×5.4球磨湿式再磨后返回φ350水力旋流器ⅰ再进行分级；

s300：将细颗粒溢流ⅰ经磁感应强度为200mt的弱磁选ⅰ得到浓度为35.2%的铁精矿浆ⅰ和尾矿浆ⅰ；

s400：将上步得到的尾矿浆ⅰ经孔径2mm的圆筒筛筛分得到筛上粗矿和浓度为14.64%的筛下尾矿浆，将筛下尾矿浆抛尾；

s500：将上述铁精矿浆ⅰ与筛上粗矿合并，经φ350水力旋流器ⅱ分级，得到浓度为9.76%、细度-200目占95%以上的细颗粒溢流ⅱ和粗粒矿浆ⅱ，粗粒矿浆ⅱ经φ2.7×3.6球磨湿式再磨后返回φ350水力旋流器ⅱ再进行分级；

s600：将上述细颗粒溢流ⅱ经磁感应强度为100mt的弱磁选ⅱ得到铁精矿浆ⅱ和尾矿浆ⅱ，将尾矿浆ⅱ给入φ24m浓缩池浓缩得到浓度2.68%的浓缩尾矿浆并抛尾。

按上述步骤工业试验玉河寨铁磁铁矿原矿，最终得到的铁精矿浆ⅱ浓度为41.32%、铁品位51.97%、tio2品位14.76%、产率18.22%、铁收率49.09%、钛收率53.46%，选比为5.5；s600的浓缩尾矿浆合并s400的筛下尾矿浆浓度为6.9%、铁品位12.01%、tio2品位2.86%、产率81.78%。

实施例2

如图2所示，玉河寨铁矿原矿铁品位21.37%、tio2品位4.95%，原矿含水率3.5%。上述原矿按下述步骤选：

s100：将上述原矿通过pe900×1200鄂式破碎机破碎至粒度-10mm；

s200：将破碎后的原矿经φ5.5×1.8半自动磨闭路湿式磨矿，得到细度-200目占70%以上且浓度为32.8%的矿浆，矿浆经φ350水力旋流器ⅰ分级，得到浓度为18.3%的细颗粒溢流ⅰ和粗粒矿浆ⅰ，将粗粒矿浆ⅰ经φ3.2×5.4球磨湿式再磨后返回φ350水力旋流器ⅰ再进行分级；

s300：将细颗粒溢流ⅰ经磁感应强度为150mt的弱磁选ⅰ得到浓度为35.9%的铁精矿浆ⅰ和尾矿浆ⅰ；

s400：将尾矿浆ⅰ经孔径2mm的圆筒筛筛分得到筛上粗矿和筛下尾矿浆，将筛下尾矿浆经磁感应强度为1t的强磁选ⅰ得到强磁精矿ⅰ和强磁尾矿ⅰ，将筛上粗矿、强磁精矿ⅰ合并入铁精矿浆ⅰ，强磁尾矿ⅰ抛尾；

s500：将上述铁精矿浆ⅰ、强磁精矿ⅰ与筛上粗矿合并，经φ350水力旋流器ⅱ分级，得到浓度为10.48%、细度-200目占95%以上的细颗粒溢流ⅱ和粗粒矿浆ⅱ，粗粒矿浆ⅱ经φ2.7×3.6球磨湿式再磨后返回φ350水力旋流器ⅱ再进行分级；

s610：将上述细颗粒溢流ⅱ经磁感应强度为80mt的弱磁选ⅱ得到铁精矿浆ⅱ和尾矿浆ⅱ；

s620：将尾矿浆ⅱ给入φ24m浓缩池浓缩得到浓度3.17%的浓缩尾矿浆，浓缩尾矿浆经磁感应强度为1.2t的强磁选ⅱ得到强磁精矿ⅱ和强磁尾矿ⅱ，强磁精矿ⅱ合并入铁精矿浆ⅱ得到最终的铁精矿浆，强磁尾矿ⅱ合并强磁尾矿ⅰ抛尾。

按上述步骤工业试验玉河寨铁磁铁矿原矿，最终得到的铁精矿浆浓度为43.51%、铁品位53.25%、tio2品位15.04%、产率18.54%、铁收率51.73%、钛收率54.51%，选比为5.4；合并尾矿浆浓度为6.72%、铁品位11.66%、tio2品位2.72%、产率83.07%。

实施例3

如图2所示，玉河寨铁矿原矿铁品位18.86%、tio2品位5.11%，原矿含水率3.2%。上述原矿按下述步骤选：

s100：将上述原矿通过pe900×1200鄂式破碎机破碎至粒度-10mm；

s210：将破碎后的原矿经φ5.5×1.8半自动磨闭路湿式磨矿，得到细度-200目占50%以上的矿浆；

s220：将s210磨矿得到的矿浆经直线筛筛分得到细度-200目占70%以上且浓度为29.34%的筛下矿浆和筛上粗矿，将筛上粗矿返回经φ5.5×1.8半自动磨闭路湿式再磨；

s230：将筛下矿浆经φ350水力旋流器ⅰ分级，得到浓度为17.06%的细颗粒溢流ⅰ和粗粒矿浆ⅰ，将粗粒矿浆ⅰ经φ3.2×5.4球磨湿式再磨后返回φ350水力旋流器ⅰ再进行分级；

s300：将细颗粒溢流ⅰ经磁感应强度为220mt的弱磁选ⅰ得到浓度为34.83%的铁精矿浆ⅰ和尾矿浆ⅰ；

s400：将尾矿浆ⅰ经孔径2mm的圆筒筛筛分得到筛上粗矿和筛下尾矿浆，将筛下尾矿浆经磁感应强度为1.2t的强磁选ⅰ得到强磁精矿ⅰ和强磁尾矿ⅰ，将筛上粗矿、强磁精矿ⅰ合并入铁精矿浆ⅰ，强磁尾矿ⅰ抛尾；

s500：将上述铁精矿浆ⅰ、强磁精矿ⅰ与筛上粗矿合并，经φ350水力旋流器ⅱ分级，得到浓度为9.28%、细度-200目占95%以上的细颗粒溢流ⅱ和粗粒矿浆ⅱ，粗粒矿浆ⅱ经φ2.7×3.6球磨湿式再磨后返回φ350水力旋流器ⅱ再进行分级；

s610：将上述细颗粒溢流ⅱ经磁感应强度为150mt的弱磁选ⅱ得到铁精矿浆ⅱ和尾矿浆ⅱ；

s620：将尾矿浆ⅱ给入φ24m浓缩池浓缩得到浓度2.85%的浓缩尾矿浆，浓缩尾矿浆经磁感应强度为1t的强磁选ⅱ得到强磁精矿ⅱ和强磁尾矿ⅱ；

s630：将强磁精矿ⅱ经磁感应强度为1.2t的强磁选ⅲ得到强磁精矿ⅲ和强磁尾矿ⅲ，将强磁精矿ⅲ合并入铁精矿浆ⅱ得到最终的铁精矿浆，强磁尾矿ⅲ、强磁尾矿ⅱ合并入强磁尾矿ⅰ抛尾。

按上述步骤工业试验玉河寨铁磁铁矿原矿，最终得到的铁精矿浆浓度为42.94%、铁品位52.62%、tio2品位14.68%、产率18.79%、铁收率53.32%、钛收率52.84%，选比为5.3；合并尾矿浆浓度为6.47%、铁品位10.32%、tio2品位2.85%、产率84.24%。

实施例4

如图2所示，玉河寨铁矿原矿铁品位22.67%、tio2品位4.75%，原矿含水率3.5%。上述原矿按下述步骤选：

s100：将上述原矿通过pe900×1200鄂式破碎机破碎至粒度-10mm；

s210：将破碎后的原矿经φ5.5×1.8半自动磨闭路湿式磨矿，得到细度-200目占50%以上的矿浆；

s220：将s210磨矿得到的矿浆经直线筛筛分得到细度-200目占70%以上且浓度为34.11%的筛下矿浆和筛上粗矿，将筛上粗矿返回经φ5.5×1.8半自动磨闭路湿式再磨；

s230：将筛下矿浆经φ350水力旋流器ⅰ分级，得到浓度为19.31%的细颗粒溢流ⅰ和粗粒矿浆ⅰ，将粗粒矿浆ⅰ经φ3.2×5.4球磨湿式再磨后返回φ350水力旋流器ⅰ再进行分级；

s300：将细颗粒溢流ⅰ经磁感应强度为175mt的弱磁选ⅰ得到浓度为37.63%的铁精矿浆ⅰ和尾矿浆ⅰ；

s400：将尾矿浆ⅰ经孔径2mm的圆筒筛筛分得到筛上粗矿和筛下尾矿浆，将筛下尾矿浆经磁感应强度为1.1t的强磁选ⅰ得到强磁精矿ⅰ和强磁尾矿ⅰ，将筛上粗矿、强磁精矿ⅰ合并入铁精矿浆ⅰ，强磁尾矿ⅰ抛尾；

s500：将上述铁精矿浆ⅰ、强磁精矿ⅰ与筛上粗矿合并，经φ350水力旋流器ⅱ分级，得到浓度为10.71%、细度-200目占95%以上的细颗粒溢流ⅱ和粗粒矿浆ⅱ，粗粒矿浆ⅱ经φ2.7×3.6球磨湿式再磨后返回φ350水力旋流器ⅱ再进行分级；

s610：将上述细颗粒溢流ⅱ经磁感应强度为125mt的弱磁选ⅱ得到铁精矿浆ⅱ和尾矿浆ⅱ；

s620：将尾矿浆ⅱ给入φ24m浓缩池浓缩得到浓度3.17%的浓缩尾矿浆，浓缩尾矿浆经磁感应强度为1.1t的强磁选ⅱ得到强磁精矿ⅱ和强磁尾矿ⅱ；

s630：将强磁精矿ⅱ经磁感应强度为1.5t的强磁选ⅲ得到强磁精矿ⅲ和强磁尾矿ⅲ，将强磁精矿ⅲ合并入铁精矿浆ⅱ得到最终的铁精矿浆，强磁尾矿ⅲ、强磁尾矿ⅱ合并入强磁尾矿ⅰ抛尾。

按上述步骤工业试验玉河寨铁磁铁矿原矿，最终得到的铁精矿浆浓度为43.64%、铁品位54.16%、tio2品位14.95%、产率19.68%、铁收率55.83%、钛收率53.67%，选比为5.1；合并尾矿浆浓度为7.06%、铁品位10.18%、tio2品位2.77%、产率83.61%。