高氟、高钾钠氧化铁矿提铁降氟、降钾钠选矿工艺

摘要

本发明公开了一种高氟、高钾钠氧化铁矿提铁降氟、降钾钠选矿工艺，包括以下工艺、步骤：氧化铁矿石经过破碎、磨矿、分级作业，给入弱磁选作业获得弱磁选精矿；弱磁选精矿经过反浮选提铁降杂，获得弱精反浮精矿；弱磁选尾矿经过中磁选作业、强磁选作业，获得中磁精矿、强磁精矿；中磁精矿、强磁精矿合并后，给入反浮选作业，获得反浮选精矿；反浮选精矿经过正浮粗选、正浮精选作业获得正浮精矿；弱精反浮精矿、正浮精矿合并后，获得最终的氧化矿精矿。本发明根据铁矿物及脉石矿物浮游性和浮游速度差异，采用弱碱性介质中反浮选降氟、在弱酸性介质中正浮选降钾钠的分步浮选组合新工艺，铁精矿品位高、铁回收率高、铁精矿中氟(F)、钾钠(K

说明书

技术领域

本发明涉及一种铁矿石提铁降杂的选矿方法，尤其是涉及一种高氟、高钾钠氧化铁矿提铁降氟、降钾钠选矿工艺，可用于高氟、高钾钠氧化氧化铁矿的选矿，也可用于针铁矿、菱铁矿、褐铁矿等弱磁性铁矿物的选别。

背景技术

我国铁矿石的主要特点是“贫”、“细”、“杂”，平均铁品位32％，比世界平均品位低11个百分点。其中97％的铁矿石需要选矿处理，并且复杂难选的红铁矿占的比例大，约占铁矿石储量的20.8％。

我国铁矿石杂质含量高，除含有常规的杂质元素钙(Ca)、镁(Mg)、硅(Si)、铝(Al)外，有的还含有(S)、磷(P)、钾(K)、钠(Na)等有害杂质，一些铁矿石中还含有氟(F)，如包钢白云鄂博铁矿。铁精矿中氟含量高，在高炉冶炼中造成铁矿粉的液相流动性指数增大，粘结相自身强度下降，从而对高炉冶炼产生不利影响，而且还会造成对大气的污染，对土壤、农作物造成危害。

铁矿石中的钾、钠易挥发，会在炉内循环累积，降低矿石的软化温度，引起球团矿异常膨胀而严重粉化，并可促进强化焦炭的气化反应能力，使焦炭强度急剧降低而粉化，造成高炉料柱透气性严重恶化，危及正常生产。液态或固态碱金属粘附于炉衬上能使炉墙严重结瘤，又破坏炉衬。入炉铁矿石碱金属钾、钠含量太多，超过高炉排碱能力，就会形成碱金属富集，导致高炉中上部炉料碱金属含量大大超过入炉料原始水平。铁矿石含有较多的碱金属极易造成软化温度降低，软熔带上移，不利于发展间接还原，造成焦比升高。球团含有碱金属会造成球团异常膨胀引起严重粉化，恶化料柱透气性。碱金属对焦炭性能破坏也很严重。另外，高炉中上部碱金属化合物黏附在炉墙上，促使炉墙结厚、结瘤并破坏砖衬。因此，铁矿石含碱金属越低越好。

目前，处理高氟、高钾钠氧化氧化铁矿一般采用“弱磁选-强磁选-反浮选回收铁”工艺，该选矿工艺具有一定的提铁降硅效果，氧化矿精矿铁品位64％以下，SiO₂含量在4％左右，K₂O+Na₂O含量0.5％左右，F含量在0.55％左右，铁回收率71％，铁精矿品位偏低，杂质含量偏高。

发明内容

本发明的目的就是针对现有技术中存在的上述缺陷，而提供一种铁精矿品位高、铁回收率高、铁精矿中氟(F)、钾钠(K₂O+Na₂O)含量低的高氟、高钾钠氧化铁矿提铁降氟、降钾钠选矿工艺。

为实现本发明之目的，本发明高氟、高钾钠氧化铁矿提铁降氟、降钾钠选矿工艺通过以下技术方案来实现。

本发明高氟、高钾钠氧化铁矿提铁降氟、降钾钠选矿工艺包括以下工艺、步骤：

(1)弱磁选作业：氧化铁矿石经过破碎、磨矿、分级作业，给入弱磁选作业获得弱磁选精矿、弱磁选尾矿；

(2)弱磁选精矿反浮选作业：弱磁选精矿经过反浮选提铁降杂，获得弱精反浮精矿；

在此阶段，反浮选的泡沫部分作为尾矿排出。

(3)中磁-强磁作业：弱磁选尾矿经过中磁选作业、强磁选作业，分别获得中磁精矿、强磁精矿；

在此阶段，分别排出强磁中矿、强磁尾矿。

(4)反浮选作业：中磁精矿、强磁精矿合并后，经过浓缩作业给入反浮选作业，获得反浮选精矿；

在此阶段抛出反浮选尾矿。

(5)正浮选作业：反浮选精矿经过浓缩作业给入正浮粗选、正浮精选作业获得正浮精矿；

在此阶段，排出正浮尾矿。正浮精选的底流部分返回前段的浓缩作业。

(6)弱精反浮精矿、正浮精矿合并后，获得最终的氧化矿精矿。

上述反浮选作业在弱碱性矿浆介质中进行，矿浆PH值的范围为7.5-9，以8.0-8.5为宜，采用水玻璃做铁矿物抑制剂，捕收剂采用铁矿石阴离子反浮选捕收剂；上述正浮选作业是在弱酸性矿浆介质中进行，矿浆PH值的范围为5.0-6.5，以5.5-6.0为宜，以硫酸作为调整剂，通过调整矿浆的PH值，以达到抑制含铁硅酸盐矿物上浮的目的，采用铁矿物阴离子正浮选捕收剂。

上述弱磁选作业采用永磁筒式磁选机，磁感应强度范围为0.1-0.25特斯拉；上述中磁选作业、强磁选作业皆采用电磁脉动高梯度磁选机，中磁选作业的磁感应强度为0.3-0.5特斯拉，强磁选作业的磁感应强度为0.8-1.5特斯拉。

所述的强磁选作业采用强磁粗选、强磁精选两段串联作业为宜。

与现有工艺相比，该工艺特点有：

(1)将弱磁选精矿与强磁选精矿由混合反浮选改为单独反浮选；

(2)对强磁选精矿采用反浮选——正浮选的工艺，首先在碱性矿浆中利用反浮选，将强磁精矿中重晶石、萤石、稀土、碳酸盐等易浮矿物抛出，再在酸性介质中利用正浮选抑制含铁硅酸盐矿物而浮出弱磁性铁矿物，达到“硅铁”分离的目的，从而获得优质正浮精矿。正浮选精矿与弱精反浮选精矿合并作为氧化矿混合精矿输出。

(3)本发明针对铁矿氧化矿系列精矿品位低、含钾钠高的缺点，根据强磁作业精矿中铁矿物及脉石矿物浮游性和浮游速度差异，采用反浮选降氟，除氟率高；在弱酸性介质中正浮选降钾钠的分步浮选组合新工艺，获得了满意的结果。

附图说明

图1为现有技术采用的氧化铁矿选矿工艺流程图；

图2为本发明高氟、高钾钠氧化铁矿提铁降氟、降钾钠选矿工艺流程图。

具体实施方式

为进一步描述本发明，下面以包钢白云鄂博氧化铁矿选矿为例，结合附图和实施例，对本发明高氟、高钾钠氧化铁矿提铁降氟、降钾钠选矿工艺作更详细的描述。

矿样为中贫氧化矿，原矿多元素分析结果见表1，矿物组成分析见表2，铁物相分析见表3。

表1  原矿多元素分析结果(％)

成分TFeFeOSFeFe₂O₃FSiO₂MgOCaO  含量  31.8  8.9  9.3  7.29  18.05  成分  BaO  K₂O  Na₂O  P  S  ReO  Nb₂O₅  Al₂O₃  含量  2.06  0.364  0.788  0.088  1.04  0.150  0.78

表2  原矿矿物组成(％)

表3  铁物相分析结果(％)

  铁物相  磁性铁  赤褐铁矿中铁  硅酸盐中铁  硫化矿中铁  总计  含量  24.7  3.6  2.4  0.10  30.8  分布率  80.19  11.69  7.79  0.33  100.00

从上表看出，试验期间氧化矿原矿含TFe 31.8％、K₂O+Na₂O1.15％、SiO₂ 7.29％、F 9.3％，原矿F含量较高。而且原矿中磁性铁含量较高24.7％，所占比例高达80.19％。

原矿中铁矿物主要有磁铁矿、赤铁矿，占原矿总矿物量的44.32％；脉石矿物主要有萤石、角闪石、辉石、白云石、方解石、石英、长石等。

从图1所示的现有技术采用的氧化铁矿选矿工艺流程图看出，现有技术采用的氧化铁矿选矿流程为弱磁——中磁、强磁——反浮选工艺，反浮选作业采用水玻璃做铁矿物抑制剂，采用张家口金科化工有限公司生产的GE-28药剂为萤石、稀土等易浮矿物的捕收剂。选矿指标为氧化矿精矿铁品位64％以下，SiO₂含量在4％左右，K₂O+Na₂O含量0.5％左右，F含量在0.55％左右，铁回收率71％，铁精矿品位偏低，杂质含量偏高。

从图2所示的本发明高氟、高钾钠氧化铁矿提铁降氟、降钾钠选矿工艺流程图看出，本发明采用弱磁-中磁、强磁-反浮选-正浮选工艺。反浮选作业仍采用水玻璃做铁矿物抑制剂，GE-28药剂为萤石、稀土等易浮矿物的捕收剂；浮选采用浓硫酸作为调整剂，通过调整矿浆的PH值，以达到抑制含铁硅酸盐矿物上浮的目的，捕收剂采用张家口金科化工有限公司研制的GK-68，该药剂总有机物的含量50％，试验时配制成20％浓度。其中GE-28药剂为铁矿石阴离子反浮选捕收剂，GK-68为铁矿石阴离子正浮选捕收剂，也可以用其他市场上销售的类似性质的铁矿石捕收剂。

药剂配制方法

(1)捕收剂的配制方法

将一定量的捕收剂吊装至配药槽中，加清水至刻度，通蒸汽加热70℃～80℃溶化配制成浓度为20％(0.2千克/升)的溶液，从过药车间用泵送到选矿车间九系列正浮作业药箱中，药剂输送温度须保证70℃以上。

(2)H₂SO₄的运输及添加

H₂SO₄的浓度为92.5％，采用汽车运输至主厂房储酸罐，泵送至药箱。添加时直接自流加入药点，加药量采用无源恒定流量计计量。

浮选作业条件

(1)反浮选作业

①浓缩作业底流浓度45～50％

②浮选作业的温度为28℃±

③浮选作业矿浆PH值8.5～9

(2)正浮选作业

①浓缩作业底流浓度30～40％

②浮选作业的温度为30℃±

③浮选作业矿浆PH值5.5

浮选作业的药剂制度见表4。

表4  浮选作业药剂制度

本发明根据强磁精矿中铁矿物及脉石矿物浮游性和浮游速度差异，采用GE-28反浮选降氟-GK-68在弱酸性介质中正浮选降钾钠的分步浮选组合新工艺。

应用于包钢选矿厂工业生产实践表明，本发明高氟、高钾钠氧化铁提铁降氟、降钾钠选矿工艺应用后使铁精矿品位由62.27％提高至65.07％，氟(F)含量由0.76％降至0.35％，并使强磁精矿的反浮选铁精矿中钾钠(K₂O+Na₂O)含量由1.23％降至0.99％。为降低冶炼成本，提高高炉利用系数，获取更大经济效益提供了原料保证。