本发明属于铁矿石选矿技术领域，特别涉及一种高寒地区镜铁矿粉矿的选矿工艺。
背景技术：
在我国甘肃嘉峪关地区蕴藏有丰富的镜铁矿石，该地区矿石工业类型主要为镜铁矿石、镜铁矿菱铁矿混合矿石和镜铁矿褐铁矿混合矿石。其中可选矿物镜铁矿和褐铁矿为弱磁性矿物，当前的选矿方法为两段磨矿-强磁粗选-粗选尾矿粗细分级-强磁再选，采用该方法的酒钢选矿厂最终铁精矿品位45.46％，Si02品位11.66％，铁回收率65.3％，实践表明该工艺金属回收率低、精矿质量差。对于镜铁矿为了提高其铁的回收率和品位，一般采取还原焙烧的方法，当前的焙烧工艺主要为竖炉还原焙烧和回转窑还原焙烧。由于粉状矿石的缝隙小，空气不能流通，所以竖炉焙烧只能用于块状矿石的焙烧。而回转窑虽可实现全粒级焙烧，但是回转窑焙烧粉状矿石的生产实践表明，回转窑焙烧需60分钟以上，矿石还原不均匀，焙烧成本高，设备投资大，热量利用率低，对物料、燃料、含水量、焙烧气氛、温度等要求严格，需精确控制，否则容易结窑结圈，导致工业生产难以顺行，所以回转窑焙烧镜铁矿一直未在我国工业上建厂应用。而当前东北大学开发的悬浮磁化焙烧用于镜铁矿焙烧的实验表明，其所用悬浮焙烧炉作为高效的流态化焙烧处理设备，特别适合粉矿焙烧，且其具有产能大、运转率高、热效率高、单位矿石投资成本低、尾气环保排放、占地面积小和自动化程度高的特点。而悬浮磁化焙烧后原矿中铁矿物除硅酸铁和硫化铁外，全部转化为Fe3O4，然后在冷却过程中氧化成强磁性的γ-Fe2O3，为获得好的选矿指标创造了条件。悬浮磁化焙烧作为能有效提高镜铁矿磁性的焙烧方法，而该工艺若要实现在工业实践中的应用，必须研究适合该焙烧工艺给矿和排矿的选矿工艺，且为了降低整个工艺的能耗，必须尽可能的将焙烧的余热在选矿工艺中合理的利用。在嘉峪关这种富含镜铁矿的海拔高，冬天寒冷的高寒地区，为了开发这种地区的镜铁矿资源，还必须解决矿粉防冻和气压低过滤困难的难题。
技术实现要素：
针对现有技术存在的问题，本发明提供一种高寒地区镜铁矿粉矿的选矿工艺，目的是适应悬浮磁化焙烧工艺，提高镜铁矿粉矿选矿指标，解决矿粉防冻问题并有效实现高寒地区过滤作业，并兼具节能环保的优点。
实现本发明目的的技术方案按照以下步骤进行：
(1)焙烧前选矿：将破碎后粒度≤12mm的镜铁矿原矿送入焙烧前选矿系统进行一段球磨-分级作业和焙烧前脱水作业，一段球磨机的排矿给入一段旋流器组进行分级，一段旋流器组的溢流给入高频细筛分级，高频细筛的筛分粒度为0.3mm，高频细筛的筛上和一段旋流器组的沉砂返回一段球磨机形成闭路，筛下给入浓缩机，浓缩成重量浓度60％-65％的矿浆，将矿浆给入加压式圆盘过滤机进行正压过滤脱水作业，加压压力为3-4个当地大气压，出料过滤产品水分重量≤11％；
(2)悬浮磁化焙烧：将过滤产品通过螺旋给料机给入文丘里干燥器，利用磁悬浮焙烧烧的余热将过滤产品干燥至水分重量≤1％，干燥后的粒度≤0.3mm的粉矿给入储矿仓储存，作为悬浮磁化焙烧的原料给入悬浮磁化焙烧系统，得到磁性焙烧产品，加水配制成重量浓度为30％的矿浆；
(3)焙烧后选矿：将矿浆给入一段弱磁选机，得到一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿，其中一段弱磁选精矿给入二段旋流器组，二段旋流器组的沉砂给入二段球磨机形成闭路，溢流给入二段弱磁选机，得到二段弱磁选尾矿和二段弱磁选精矿，其中的二段弱磁选精矿经浓缩机浓缩成重量浓度为30％的矿浆给入一段搅拌槽进行反浮选作业，反浮选作业由一段粗浮选，一段精浮选和四段扫浮选组成，一段搅拌槽中加有400g/t给矿的硫酸作为pH调整剂，30g/t给矿的石英捕收剂和起泡剂GE609，一段搅拌槽后设有二段搅拌槽，二段搅拌槽中加有30g/t给矿的淀粉；
粗浮选得到粗浮选精矿和粗浮选尾矿，粗浮选精矿底流给入精浮选，精浮选加入PH值调整剂250g/t浮选给矿的硫酸、20g/t浮选给矿的石英捕收剂和起泡剂GE609，精浮选得到精浮选尾矿和精浮选精矿；其中对粗浮选尾矿进行四段扫浮选，一段扫浮选精矿底流和精浮选尾矿返回浓缩机作为粗浮选给矿，其余段扫浮选精矿返回上一段流程形成闭路，每段扫浮选尾矿最为下一段扫浮选的给矿，其中第四段扫浮选尾矿和一段弱磁选尾矿、二段弱磁选尾矿合并，最为最终的尾矿；
所述的精浮选精矿底流经加压式圆盘过滤机进行正压过滤脱水作业，过滤后的滤饼作为最终铁精矿产品，铁精矿品位60％，铁的回收率为82％-84％。
其中，所述的镜铁矿原矿品位为30％-35％。
所述的步骤(2)中的磁性焙烧产品品位为33％-38％。
所述的步骤(3)中的一段弱磁选精矿品位45％，回收率93.5％。
所述的步骤(3)中二段旋流器组的溢流中粒度-0.050mm的物料占溢流总物料重量90％。
所述的步骤(3)中的二段弱磁选精矿品位55％，回收率88％。
所述的步骤(3)中的粗浮选精矿品位为58％。
所述的步骤(3)中的精浮选尾矿品位为52％。
所述的步骤(3)中一段扫浮选精矿品位为53％。
与现有技术相比，本发明的特点和有益效果是：
(1)本发明的工艺中镜铁矿粉矿经悬浮磁化焙烧后的产品经过一段磁选-二段磨矿分级-二段磁选-浮选作业后得到铁精矿品位60％，回收率82％-84％，相较于传统的两段磨矿—强磁粗选—粗选尾矿粗细分级—强磁再选，最终铁精矿品位提高约15％，回收率提高17％-19％，大大优化了选矿指标提高了选矿厂效益。
(2)本发明的工艺中焙烧前选矿系统，将焙烧给矿的粒度控制在≤0.3mm，不仅适应了悬浮焙烧的流化粒度要求，而且比表面积大，颗粒焙烧均匀彻底，有效的保证了焙烧效果。
(3)本发明的工艺，利用焙烧的余热对过滤产品进行干燥，不仅对余热进行了有效合理的利用，降低了整个系统的能耗，而且干燥后的焙烧给矿的水分降低到≤1％，有效的杜绝了寒冷地区矿粉含水过大导致的矿仓堵塞问题。
(4)本发明的工艺，在焙烧前过滤和焙烧后过滤都采用了加压过滤，过整个过滤机位于一个密闭的加压仓内，加压仓内的压力可达3-4个当地的大气压，从而实现了正压过滤，其过滤时的气压是传统圆盘过滤机(真空过滤)的2-3倍，有效的解决了高海拔地区，气压不足，真空度低，使用传统真空圆盘过滤机，过滤产品水分过高的问题。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图进一步说明本发明的具体实施方式。
如图1所示，本实施例的高寒地区镜铁矿粉矿的选矿工艺由焙烧前选矿、磁悬浮焙烧和焙烧后选矿步骤组成，具体按照以下步骤进行：
(1)焙烧前选矿：将破碎后粒度≤12mm的镜铁矿原矿送入焙烧前选矿系统进行一段球磨-分级作业和焙烧前脱水作业，一段球磨机的排矿给入一段旋流器组进行分级，一段旋流器组的溢流给入高频细筛分级，高频细筛的筛分粒度为0.3mm，高频细筛的筛上和一段旋流器组的沉砂返回一段球磨机形成闭路，筛下给入浓缩机，浓缩成重量浓度60％-65％的矿浆，将矿浆给入加压式圆盘过滤机进行正压过滤脱水作业，加压压力为3-4个当地大气压，出料过滤产品水分重量≤11％；
(2)悬浮磁化焙烧：将过滤产品通过螺旋给料机给入文丘里干燥器，利用磁悬浮焙烧烧的余热将过滤产品干燥至水分重量≤1％，干燥后的粒度≤0.3mm的粉矿给入储矿仓储存，作为悬浮磁化焙烧的原料给入悬浮磁化焙烧系统，得到磁性焙烧产品，加水配制成重量浓度为30％的矿浆；
(3)焙烧后选矿：将矿浆给入一段弱磁选机，得到一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿，其中一段弱磁选精矿给入二段旋流器组，二段旋流器组的沉砂给入二段球磨机形成闭路，溢流给入二段弱磁选机，得到二段弱磁选尾矿和二段弱磁选精矿，其中的二段弱磁选精矿经浓缩机浓缩成重量浓度为30％的矿浆给入一段搅拌槽进行反浮选作业，反浮选作业由一段粗浮选，一段精浮选和四段扫浮选组成，一段搅拌槽中加有400g/t给矿的硫酸作为pH调整剂，30g/t给矿的石英捕收剂和起泡剂GE609，一段搅拌槽后设有二段搅拌槽，二段搅拌槽中加有30g/t给矿的淀粉；
粗浮选得到粗浮选精矿和粗浮选尾矿，粗浮选精矿底流给入精浮选，精浮选加入PH值调整剂250g/t浮选给矿的硫酸、20g/t浮选给矿的石英捕收剂和起泡剂GE609，精浮选得到精浮选尾矿和精浮选精矿；其中对粗浮选尾矿进行四段扫浮选，一段扫浮选精矿底流和精浮选尾矿返回浓缩机作为粗浮选给矿，其余段扫浮选精矿返回上一段流程形成闭路，每段扫浮选尾矿最为下一段扫浮选的给矿，其中第四段扫浮选尾矿和一段弱磁选尾矿、二段弱磁选尾矿合并，最为最终的尾矿；
所述的精浮选精矿底流经加压式圆盘过滤机进行正压过滤脱水作业，过滤后的滤饼作为最终铁精矿产品，铁精矿品位60％，铁的回收率为82％-84％。
其中，所述的镜铁矿原矿品位为30％-35％。
所述的步骤(2)中的磁性焙烧产品品位为33％-38％。
所述的步骤(3)中的一段弱磁选精矿品位45％，回收率93.5％。
所述的步骤(3)中二段旋流器组的溢流中粒度-0.050mm的物料占溢流总物料重量90％。
所述的步骤(3)中的二段弱磁选精矿品位55％，回收率88％。
所述的步骤(3)中的粗浮选精矿品位为58％。
所述的步骤(3)中的精浮选尾矿品位为52％。
所述的步骤(3)中一段扫浮选精矿品位为53％。