高硫赤铁矿选矿工艺的制作方法

文档序号:5071929阅读:240来源:国知局
专利名称:高硫赤铁矿选矿工艺的制作方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,特别是一种高硫赤铁矿选矿工艺。
背景技术
随着钢铁工业的快速发展,铁矿需求逐年上升,与世界铁矿石资源相比,我国的铁矿石资源总量较多,但铁矿石品质差、结构复杂、嵌布粒度细、铁矿物品种不单一,富矿含量少,97. 5%的矿石需要选矿后方能利用。目前含硫质量分数大于0. 3的赤铁矿石称为高硫赤铁矿。高硫赤铁矿在炼钢的时候会排出二氧化硫气体污染大气,同时钢里含硫过高会使钢质变脆,因此世界各国钢铁厂都努力通过降低铁矿石中硫的含量来提高钢铁的质量。现有的脱硫方法有物理法、化学法和生物法。目前工业上普遍采用的脱硫方法是物理法,即通过洗选,如重选、磁选、浮选或其联合流程,使铁、硫双资源得到合理的利用。而采用物理法使铁矿石提铁脱硫的难度在于如何用浮选方法分离铁矿物与硫矿物。由于矿石中的硫矿物主要以黄铁矿形式存在,一般采用的浮选药剂为黄药和2#油。铁矿物与硫矿物分离的方法有两种,一种是选铁矿物之前先选硫矿物,但由于2#油起泡性能强,药剂本身作用时间也较长,选硫后残留在矿浆中的药剂对后续浮选降硅作业造成影响,在现场实际生产中出现中矿返回泡沫较多、不易消泡的现象,且随着中矿不断返回,漂浮在矿浆表面的泡沫使粗选作业的泡沫量增多,使药剂的选择性变差、分选过程受到影响,最终影响到铁精矿品位,所以选择黄药作为选硫药剂。第二种是先选铁矿物后选硫矿物,由于选铁过程中加入的淀粉,对黄铁矿有抑制作用,铁精矿中的硫难以脱除,所以通常是先选硫矿物。目前,铁矿石提铁降硅较多采用阴离子反浮选,阴离子捕收剂具有选择性强且在浮选过程中可以通过多个药剂变量实现浮选作业的控制,但是阴离子反浮选目前普遍采用常温选矿捕收剂,要求温度在30°C左右才能具有良好的选矿效果。在北方冬季的情况下,采用阴离子反浮选工艺提铁降硅,效果不理想,而阳离子捕收剂具有良好的耐低温性能,可在 10°C左右实现工业生产,从而节省加温费用降、低生产成本且浮选药剂制度简单。目前,在高硫赤铁矿的选矿工艺中,在提铁的同时既要降硅又要降硫,暂时还没有具体实例。

发明内容
本发明提供一种高硫赤铁矿选矿工艺,其目的是在满足铁精矿品位和回收率的同时,降低铁精矿中硅和有害杂质硫的含量,为炼钢生产提供高质量的铁精矿。本发明的目的是通过下述技术方案来实现的
本发明的高硫赤铁矿选矿工艺,其特征在于将品位为30— 33%、含硫质量分数大于 0. 3%的高硫赤铁矿原矿进行二段连续磨矿,磨至粒度为-200目含量90%以上的产品给入磁选,对获得的磁选精矿采用阴离子反浮选进行降硫降硅,对获得的阴离子反浮选扫选的精矿采用阳离子反浮选进行提铁降硅,最终获得高质量铁精矿,具体步骤如下1)将品位为30—33%、含硫质量分数大于0.3%的高硫赤铁矿原矿给入二段连续球磨, 筛分,
2)将其粒度为-200目含量90%以上的排矿给入弱磁,弱磁的尾矿给入强磁,
3)弱磁选的精矿与强磁选的精矿合并获得了铁品位为43.0%-47. 30%、硫含量为 0.6% -1. 0%的粗精矿一起给入阴离子反浮选粗选,并加入脱硫剂丁基黄药80— 100g/t, PH 调整剂 NaOH 950— 1150g/t,抑制剂 DF 450— 800g/t,活化剂 CaO 320—420g/t,捕收剂 600—1000g/t,
4)获得的阴离子反浮选粗选的精矿给入阴离子反浮选精选,并加入捕收剂300— 500g/t,阴离子反浮选精选的尾矿与阴离子反浮选粗选的尾矿一起给入阴离子反浮选扫选,
5)获得的阴离子反浮选扫选的精矿给入阳离子反浮选粗选,并加入捕收剂十二胺 30—80g/t,
6)获得的阳离子反浮选粗选的精矿给入阳离子反浮选精选,并加入捕收剂十二胺 10—30g/t,阳离子反浮选精选的精矿与阴离子反浮选精选的精矿合为最终铁精矿,其品位为67. 0-67. 3%,硫含量0. 030—0. 040%, SiO2含量3. 3-4. 5%,阴离子反浮选扫选的尾矿、阳离子反浮选粗选的尾矿和阳离子反浮选精选的尾矿构成浮选尾矿,此浮选尾矿与强磁尾矿合为最终尾矿,其品位12. 0-14. 5%。本发明的高硫赤铁矿选矿工艺的特点是
1、仅用黄铁矿的捕收剂丁基黄药,并利用阴离子捕收剂的起泡性能,将黄铁矿与二氧化硅一同浮出,在铁精矿脱硫方式上有重大突破。此外,在脱硫过程中不添加2#油,不需考虑油类起泡剂所产生的大量泡沫对选铁过程的影响,降低了药剂成本,简化了工艺流程;
2、阴离子反浮选扫选获得的精矿采用阳离子反浮选,又可得到一小部分铁精矿,提高精矿回收率;
3、由于阴离子反浮选预先获得了大部分铁精矿,所以减少了进入阳离子反浮选作业的矿量,从而减少了阳离子反浮选药剂用量;
4、在工艺流程中,由于硫主要从阴离子反浮选泡沫产品中排出,且每段的尾矿均没有向前一作业的返回,对阴离子反浮选扫选所得的精矿进行阳离子反浮选再选,既保证了对铁精矿的进一步的回收,同时保证了铁精矿的较低含硫量;
5、在阴离子反浮选工艺中所使用的捕收剂为低温捕收剂,浮选时的矿浆温度为 10-15°C。本发明在提铁的同时,既降硅,又降硫,其铁精矿的品位为67. 0-67.3%,硫含量 0. 030—0. 040%, SiO2含量3. 3-4. 5%,为炼钢生产提供高质量的铁精矿。同时铁回收率达到 84. 04—91. 00%,提高了经济效益。而且本发明还适用于高硫磁铁矿的选别。


图1为本发明的工艺流程图。
具体实施例方式下面结合

本发明的具体实施方式

如图1所示,本发明的高硫赤铁矿选矿工艺,其特征在于将品位为30— 33%、含硫质量分数大于0.3%高硫赤铁矿原矿进行二段连续磨矿,磨至粒度为-200目含量90% 以上的产品给入磁选,其强磁尾矿产率为35%-40%,品位为8-10%,最后获得了铁品位为 43. 0% -47. 30%、硫含量为0. 6% -1. 0%的粗精矿。将获得的磁选粗精矿采用阴离子反浮选进行降硫降硅,对获得的阴离子反浮选扫选的精矿采用阳离子反浮选进行提铁降硅,最终获得高质量铁精矿。具体步骤如下
实施例一
1)将品位为30.5%的高硫赤铁矿原矿给入二段连续球磨,筛分,
2)其粒度为-200目含量90%以上的排矿给入弱磁,弱磁的尾矿给入强磁,
3)弱磁的精矿与强磁的精矿合并获得了铁品位为45.30%、硫含量为0. 85%, SiO2含量为26. 82%的粗精矿一起给入阴离子反浮选粗选,并加入脱硫剂丁基黄药80— 100g/t, PH 调整剂 NaOH 950— 1150g/t,抑制剂 DF 450— 800g/t,活化剂 CaO 320— 420g/t,捕收剂 600—1000g/t,
4)获得的阴离子反浮选粗选的精矿给入阴离子反浮选精选,并加入捕收剂300— 500g/t,阴离子反浮选精选的尾矿与阴离子反浮选粗选的尾矿一起给入阴离子反浮选扫选,
5)获得的品位为50.2—53. 1%、硫含量为0. 03—0. 05%、SiO2含量为8. 5—9. 1%的阴离子反浮选扫选的精矿给入阳离子反浮选粗选,并加入捕收剂十二胺30—80g/t,
6)获得的阳离子反浮选粗选的精矿给入阳离子反浮选精选,并加入捕收剂十二胺 10—30g/t,阳离子反浮选精选的精矿与阴离子反浮选精选的精矿合为最终铁精矿,其品位为67. 15—67. 20%,硫含量为0. 035—0. 040%, SiO2含量为3. 5—4. 2%,阴离子反浮选扫选的尾矿、阳离子反浮选粗选的尾矿和阳离子反浮选精选的尾矿构成浮选尾矿,此浮选尾矿与强磁尾矿合为最终尾矿,其品位为12. 82—14. 20%。实施例二
1)将品位为33%的高硫赤铁矿原矿给入二段连续球磨,筛分,
2)其粒度为-200目含量90%以上的排矿给入弱磁,弱磁的尾矿给入强磁,
3)弱磁的精矿与强磁的精矿合并获得了铁品位为47.30%,含硫量为1. 0%,Si02含量为 25. 42%的粗精矿一起给入阴离子反浮选粗选,并加入脱硫剂丁基黄药80— 100g/t,PH调整剂 NaOH 950— 1150g/t,抑制剂 DF 450— 800g/t,活化剂 CaO 320— 420g/t,捕收剂 600— 1000g/t,
4)获得的阴离子反浮选粗选的精矿给入阴离子反浮选精选,并加入捕收剂300— 500g/t,阴离子反浮选精选的尾矿与阴离子反浮选粗选的尾矿一起给入阴离子反浮选扫选,
5)获得的品位为53.3—55. 6%、硫含量为0. 035—0. 053%、SiO2含量为8. 0—8. 9%的阴离子反浮选扫选的精矿给入阳离子反浮选粗选,并加入捕收剂十二胺30—80g/t;
6)获得的阳离子反浮选粗选的精矿给入阳离子反浮选精选,并加入捕收剂十二胺 10—30g/t,阳离子反浮选精选的精矿与阴离子反浮选精选的精矿合为最终铁精矿,其品位为67. 3—67. 42%,硫含量为0. 037—0. 039%, SiO2含量为3. 3—4. 1%,阴离子反浮选扫选的尾矿、阳离子反浮选粗选的尾矿和阳离子反浮选精选的尾矿构成浮选尾矿,此浮选尾矿与强磁尾矿合为最终尾矿,其品位为12. 78—14. 16%。 本发明在提铁的同时,既降硅,又降硫,其铁精矿的品位其品位为67. 0-67.3%,硫含量0. 030—0. 040%, SiO2含量3. 3-4. 5%,为炼钢生产提供高质量的铁精矿。同时铁回收率达到84—91. 00%,提高了经济效益。而且本发明还适用于高硫磁铁矿的选别。
权利要求
1. 一种高硫赤铁矿选矿工艺,其特征在于将品位为30—33%、含硫质量分数大于0. 3% 的高硫赤铁矿原矿进行二段连续磨矿,磨至粒度为-200目的产品含量占90%以上给入磁选,经过弱磁-强磁选工艺获得粗铁精矿,对获得的磁选粗铁精矿采用阴离子反浮选进行提铁降硫降硅,对获得的阴离子反浮选扫选的精矿采用阳离子反浮选进行提铁降硅,最终获得高质量铁精矿,具体步骤如下1)将原矿品位为30—33%、含硫质量分数大于0.3%的高硫赤铁矿石给入二段连续球磨,筛分,2)将其粒度为-200目的产品含量占90%以上的排矿给入弱磁选,弱磁的尾矿给入强磁选,3)弱磁选的精矿与强磁选的精矿合并获得了铁品位为43.0%-47. 30%、硫含量为 0.6% -1. 0%的粗精矿一起给入阴离子反浮选粗选,并加入脱硫剂丁基黄药80— 100g/t, PH 调整剂 NaOH 950— 1150g/t,抑制剂 DF 450— 800g/t,活化剂 CaO 320— 420g/t,低温捕收剂 600—1000g/t,4)将获得的阴离子反浮选粗选的铁精矿给入阴离子反浮选精选,并加入捕收剂300— 500g/t,阴离子反浮选精选的尾矿与阴离子反浮选粗选的尾矿一起给入阴离子反浮选扫选,5)获得的阴离子反浮选扫选的精矿给入阳离子反浮选粗选,并加入捕收剂十二胺 30—80g/t,6)获得的阳离子反浮选粗选的精矿给入阳离子反浮选精选,并加入捕收剂十二胺 10—30g/t,阳离子反浮选精选的精矿与阴离子反浮选精选的精矿合为最终铁精矿,其品位为67. 0-67. 3%,硫含量0. 030—0. 040%, SiO2含量3. 3-4. 5%,阴离子反浮选扫选的尾矿、阳离子反浮选粗选的尾矿和阳离子反浮选精选的尾矿构成浮选尾矿,此浮选尾矿与强磁尾矿合为最终尾矿,其品位12. 0-14. 5%。
全文摘要
一种高硫赤铁矿选矿工艺。其特征是将原矿给入二段连续球磨、筛分,其排矿给入磁选,磁选精矿给入阴离子反浮选粗选,加入阴离子反浮选药剂,阴离子反浮选粗选精矿给入阴离子反浮选精选,阴离子反浮选精选尾矿与阴离子反浮选粗选尾矿合并给入阴离子反浮选扫选,阴离子反浮选扫选精矿给入阳离子反浮选粗选,加入捕收剂十二胺,阳离子反浮选粗选精矿给入阳离子反浮选精选,加入捕收剂十二胺,阳离子反浮选精选精矿与阴离子反浮选精选精矿合为最终铁精矿,阴离子反浮选扫选尾矿、阳离子反浮选粗选尾矿、阳离子反浮选精选尾矿和强磁尾矿合为最终尾矿。本发明在提铁同时,既降硅,又降硫,为炼钢生产提供高质量的铁精矿。本发明还适用于高硫磁铁矿的选别。
文档编号B03B1/04GK102553717SQ20121000978
公开日2012年7月11日 申请日期2012年1月13日 优先权日2012年1月13日
发明者张卓, 梁尔祝, 赵亮, 郭客, 陈巍 申请人:鞍钢集团矿业公司
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