本发明涉及氧化铁选矿工艺技术领域，特别涉及一种氧化铁矿石联合选矿工艺。
背景技术：
我国铁矿石资源储量丰富，超过600亿吨，预测未查明资源在1000亿吨以上，另外还有相当数量的低品位铁矿资源，其中大中型矿山深边部近期可利用的铁矿资源约200亿吨。虽然我国铁矿石资源丰富，但可利用率并不高，不到35%，多为氧化矿，占总储量的65%左右，而氧化铁矿石的利用目前一般采用如下工艺进行选矿：一是原矿—磨矿—强磁选，绝大部分氧化铁矿石选矿厂采用该原则流程，如酒钢、包钢、鞍钢东鞍山选矿厂及大量小型选矿厂等，二是原矿—磨矿—强磁选—浮选，如鞍钢部分选矿厂，为进一步提高精矿品位。
上述现有氧化铁矿石选矿工艺缺点：一是精矿铁品位低，杂质含量高，如酒钢精矿品位仅为46%左右，sio2含量12%左右；二是铁回收率低，大部分在60%-80%之间，资源浪费严重；三是生产成本高，工艺效率低，精矿产出少。
技术实现要素：
本发明针对现有的选矿工艺存在的精矿铁品位低，杂质含量高，铁回收率低，资源浪费严重，生产成本高，工艺效率低，精矿产出少的技术问题，提供一种高效、低能耗的干选抛尾干式磨矿流态化还原焙烧联合选矿工艺。
为了实现上述目的，本发明的技术方案具体如下：
一种氧化铁矿石联合选矿工艺，包括以下步骤：
（1）氧化铁矿石干选抛废：将采出的氧化铁矿石破碎至粒度小于30mm，筛分为30-5mm粗粒级和小于5mm细粒级两个产品，分别进入磁场强度大于0.8t的干式强磁选机对由围岩和夹石组成的废石进行干选抛除，分别获得预选粗粒级矿石、预选细粒级矿石和废石；
（2）高压辊磨破碎：将步骤（1）中得到的预选粗粒级矿石，给入高压辊磨机进行破碎，破碎至粒度小于8mm；
（3）干式磨矿：将步骤⑵中破碎产品和步骤⑴中预选细粒级矿石合并进行干式闭路磨矿，获得粒度小于200目的粒级含量30%-80%的磨矿产品；
（4）流态化还原焙烧：
a.将步骤⑶所得磨矿产品给入流态化还原焙烧炉中；
b.在200-250℃的气流中进行预热；
c.在加热炉对磨矿产品进行加热，加热温度800-900℃；
d.进入还原炉进行磁化焙烧，还原温度520-530℃；
e.还原后的焙烧矿在隔绝空气的状态下冷却至200℃以下，获得磁铁矿物含量大于90%的焙烧矿；
（5）焙烧矿选矿：
a.对步骤（4）中得到的焙烧矿进行湿式磨矿，获得粒度小于300目的粒级含量80%-93.2%的磨矿产品；
b.将得到的磨矿产品给入磁选机，进行三段精选，得到磁性产品和非磁性产品；
c.将磁性产品给入浮选机，进行浮选，得到品位为57%-65%铁精矿产品。
其中，所述步骤（1）中的干式强磁选机为磁场强度0.8-1.1t、滚筒线速度1.2-1.8m/s的滚筒式强磁选机。
其中，所述步骤⑵中，预选粗粒级矿石进入高压辊磨机进行闭路或开路破碎。
其中，所述步骤⑶中，磨矿产品中粒度超过1.0mm的大颗粒筛除后返回再磨。
其中，所述步骤⑷中，所采用的还原剂为煤气。
其中，所述煤气为高炉煤气或煤制气。
其中，所述高炉煤气的co含量为25%，煤制气的co含量为37%-43%。
其中，所述步骤⑸中，磁选机的磁场强度为0.15-0.18t
其中，所述步骤⑸中，浮选为正浮选或反浮选。
本发明的有益效果是：
1.本工艺方法能够及早抛除围岩、夹石等废石，降低运输、磨矿等费用；
2.本发明中的干磨产品可直接入流态化炉还原焙烧，减少了过滤及烘干环节，进一步降低成本和能耗；
3.步骤（4）流态化还原焙烧还原后再磁选—浮选，能够有效提高精矿品位和回收率，精矿品位能够达到57%-65%，而回收率达到80%以上，如酒钢矿石，采用本发明工艺，精矿品位提高13个百分点，回收率提高20个百分点，指标优势极其明显；
4.经过步骤（1）氧化铁矿石干选抛废之后，岩石被抛出，不再进入磨矿工艺，降低了磨矿成本，提高了效率；
5.高压辊磨产品使矿石变得易磨，降低了磨矿能耗；
6.弱磁性氧化铁矿物相变为强磁性磁铁矿，更加易选，精矿品位和回收率双双大幅度提高，资源利用率高；
7.可适用于所有含弱磁性铁矿物的矿石及废渣等。
8.步骤（1）氧化铁矿石干选抛废，其干选抛除对象为采矿混入的围岩、夹石及低品位连生体矿石，预抛废目的，提高矿石品位，减少后续作业处理量。
9.步骤（2）高压辊磨破碎，能够进一步提高破碎比，并使矿石变得易于磨矿，为均匀磨矿和降低能耗创造条件。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
以国内某铁品位为34%的氧化铁矿的选矿为例。
采用如图1所示的本发明一种氧化铁矿石联合选矿工艺，其工艺步骤如下：
（1）氧化铁矿石干选抛废：将采出的氧化铁矿石破碎至粒度小于30mm，筛分为30-5mm粗粒级和小于5mm细粒级两个产品，分别进入磁场强度1.1t，滚筒线速度1.2m/s的干式强磁选机对由围岩和夹石组成的废石进行干选抛除，分别获得预选粗粒级矿石、预选细粒级矿石和废石；
（2）高压辊磨破碎：将步骤（1）中得到的预选粗粒级矿石，给入高压辊磨机进行闭路破碎，破碎至粒度小于8mm；
（3）干式磨矿：将步骤⑵中破碎产品和步骤⑴中预选细粒级矿石合并进行干式闭路磨矿，磨矿产品中粒度超过1.0mm的大颗粒筛除后返回再磨，获得粒度小于200目的粒级含量30%的磨矿产品；
（4）流态化还原焙烧：
a.将步骤⑶所得磨矿产品给入流态化还原焙烧炉中；
b.在250℃的气流中进行预热；
c.在加热炉对磨矿产品进行加热，加热温度900℃；
d.进入还原炉进行磁化焙烧，还原温度530℃，还原剂为煤制气，煤制气中co含量43%；
e.还原后的焙烧矿在隔绝空气的状态下冷却至200℃以下，获得磁铁矿物含量大于90%的焙烧矿；
（5）焙烧矿选矿：
a.对步骤（4）中得到的焙烧矿进行湿式磨矿，获得粒度小于300目的粒级含量90%的磨矿产品；
b.将得到的磨矿产品给入磁场强度0.18t的磁选机，进行三段精选，得到磁性产品和非磁性产品；
c.将磁性产品给入浮选机，进行反浮选，剔除含硅脉石矿物，得到品位为65%铁精矿产品。
实施例2
以国内某铁品位为31%的氧化铁矿的选矿为例。
采用如图1所示的本发明一种氧化铁矿石联合选矿工艺，其工艺步骤如下：
（1）氧化铁矿石干选抛废：将采出的氧化铁矿石破碎至粒度小于30mm，筛分为30-5mm粗粒级和小于5mm细粒级两个产品，分别进入磁场强度0.9t，滚筒线速度1.5m/s的干式强磁选机对由围岩和夹石组成的废石进行干选抛除，分别获得预选粗粒级矿石、预选细粒级矿石和废石；
（2）高压辊磨破碎：将步骤（1）中得到的预选粗粒级矿石，给入高压辊磨机进行开路破碎，破碎至粒度小于8mm；
（3）干式磨矿：将步骤⑵中破碎产品和步骤⑴中预选细粒级矿石合并进行干式闭路磨矿，磨矿产品中粒度超过1.0mm的大颗粒筛除后返回再磨，获得粒度小于200目的粒级含量80%的磨矿产品；
（4）流态化还原焙烧：
a.将步骤⑶所得磨矿产品给入流态化还原焙烧炉中；
b.在200℃的气流中进行预热；
c.在加热炉对磨矿产品进行加热，加热温度850℃；
d.进入还原炉进行磁化焙烧，还原温度520℃，还原剂为煤制气，煤制气中co含量37%；
e.还原后的焙烧矿在隔绝空气的状态下冷却至200℃以下，获得磁铁矿物含量大于90%的焙烧矿；
（5）焙烧矿选矿：
a.对步骤（4）中得到的焙烧矿进行湿式磨矿，获得粒度小于300目的粒级含量93.2%的磨矿产品；
b.将得到的磨矿产品给入磁场强度0.18t的磁选机，进行三段精选，得到磁性产品和非磁性产品；
c.将磁性产品给入浮选机，进行反浮选，剔除含硅脉石矿物，得到品位为60.59%铁精矿产品。
实施例3
以国内某铁品位为30-48%的氧化铁矿的选矿为例。
采用如图1所示的本发明一种氧化铁矿石联合选矿工艺，其工艺步骤如下：
（1）氧化铁矿石干选抛废：将采出的氧化铁矿石破碎至粒度小于30mm，筛分为30-5mm粗粒级和小于5mm细粒级两个产品，分别进入磁场强度0.8t，滚筒线速度1.8m/s的干式强磁选机对由围岩和夹石组成的废石进行干选抛除，分别获得预选粗粒级矿石、预选细粒级矿石和废石；
（2）高压辊磨破碎：将步骤（1）中得到的预选粗粒级矿石，给入高压辊磨机进行闭路破碎，破碎至粒度小于8mm；
（3）干式磨矿：将步骤⑵中破碎产品和步骤⑴中预选细粒级矿石合并进行干式闭路磨矿，磨矿产品中粒度超过1.0mm的大颗粒筛除后返回再磨，获得粒度小于200目的粒级含量56%的磨矿产品；
（4）流态化还原焙烧：
a.将步骤⑶所得磨矿产品给入流态化还原焙烧炉中；
b.在240℃的气流中进行预热；
c.在加热炉对磨矿产品进行加热，加热温度800℃；
d.进入还原炉进行磁化焙烧，还原温度525℃，还原剂为高炉煤气，高炉煤气中co含量25%；
e.还原后的焙烧矿在隔绝空气的状态下冷却至180℃以下，获得磁铁矿物含量大于90%的焙烧矿；
（5）焙烧矿选矿：
a.对步骤（4）中得到的焙烧矿进行湿式磨矿，获得粒度小于200目的粒级含量80%的磨矿产品；
b.将得到的磨矿产品给入磁场强度0.15t的磁选机，进行三段精选，得到磁性产品和非磁性产品；
c.将磁性产品给入浮选机，进行正浮选，得到品位为64.5%铁精矿产品。