CN101862701A - 一种高磷硫菱铁矿的综合处理方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种高磷硫菱铁矿的综合处理方法，经过磨矿、反浮选脱硫、反浮选脱磷、扫选脱磷、还原焙烧、磨矿弱磁选，得到铁品位达60％以上，铁回收率达70％以上的高品质铁精矿，且含磷0.08％以下，含硫0.30％以下，含硅8％以下，使高磷硫菱铁矿资源得到合理利用，彻底解决了目前铁矿资源供需矛盾的问题，本发明不向外排放任何弃物，浮选的滤液全部返回本工艺步骤中循环使用，浮选出的含硫、含磷泡沫回收后再加工，即成为有价物，因此，工艺简便，生产成本低，选别质量高。
Description
技术领域
本发明涉及一种菱铁矿的处理方法，尤其是一种高磷硫菱铁矿的综合处理方法，属于选矿技术领域。
背景技术
对于磷硫等杂质含量较高的菱铁矿，国内外试验研究很多，但投入开发利用的实例很少，主要原因是选矿指标不理想，成本过高。如用单一的浮选工艺对高磷硫菱铁矿进行浮选后，虽有一定效果，但铁精矿品位较低，仅为32～37％，回收率为33～45％，而且铁精矿中硫、磷、硅含量较高，极不利于高炉冶炼。
中国专利2008年公开了一名称为“低品位及复杂铁矿高效分选方法”(CN101413057)的专利申请，该专利申请是将不同品位和种类的复杂铁矿石分类进行处理，分别得到块矿和矿粉，再对粉矿进行造球、干燥、预热、还原焙烧，冷却后，经磨矿、磁选，或者经磨矿、磁选、反浮选，从而得到铁精矿或还原铁粉。分类处理是指，即：将含铁品位为50％-56％的铁矿石经破碎、筛分后，得到的筛上矿直接进行干燥预热，而筛下的细粒矿粉则经过磨矿、洗矿、再磨矿、脱泥后，分选得到含铁58-60％的铁精矿和矿泥，之后将洗矿、脱泥和分选的矿泥收集后进行脱水、干燥，并在其中加入添加剂混匀后造球；将含铁品位40％-50％的铁矿石经破碎、筛分，得到的筛上块矿直接进行干燥预热，而筛下的细粒矿粉则经过干式磨矿后得到细铁矿粉，在细铁矿粉中加入添加剂混匀后造球；将含铁品位为25％-40％的铁矿石经破碎、筛分，得到的筛上块矿直接进行干燥预热，而筛下的细粒矿粉则经过磨矿、重选或高梯度磁选、反浮选得到粗铁精粉，在粗铁精粉中加入添加剂混匀后造球。用该专利申请提供的方法处理高磷硫菱铁矿时，先进行焙烧作业的脱磷效果要比先进行反浮选作业的脱磷效果差。
目前，国内处理菱铁矿的方法主要采取先焙烧再磁选的工艺，如陕西大西沟，用这种单一的处理方法处理硫磷等杂质含量较高的菱铁矿时，其产品质量难以达到要求，不利于资源的充分利用，更难于解决目前铁矿资源供需矛盾的问题。
发明内容
为合理利用高磷硫菱铁矿资源，彻底解决目前铁矿资源供需矛盾的问题，提高铁精矿品位及回收率，降低铁精矿中硫、磷、硅杂质含量，本发明提供一种高磷硫菱铁矿的综合处理方法。
本发明解决上述技术问题所采用的技术方案是这样一种高磷硫菱铁矿的综合处理方法，它经过下列工艺步骤：
A、将原矿进行磨矿，使-320目的细矿占90％以上质量比；
B、调整A步骤的磨矿pH值至4～6，温度至25～35℃，按300～600g/吨矿的量加入黄药，50～100g/吨矿的量加入2#油，进行反浮选脱硫，收集含硫泡沫；
C、调整B步骤底流pH值至9～12，温度至25～35℃，按900～1500g/吨矿的量加入脂肪酸，1900～2300g/吨矿的量加入水玻璃，230～400g/吨矿的量加入淀粉，140～260g/吨矿的量加入碱木质素，进行反浮选脱磷，收集含磷泡沫，底流过滤得滤渣和滤液，滤液送调节池返回系统循环使用；
D、在C步骤的含磷泡沫中，按600～700g/吨矿的量加入脂肪酸，400～500g/吨矿的量加入水玻璃，50～100g/吨矿的量加入淀粉，20～40g/吨矿的量加入碱木质素，进行扫选，收集含磷泡沫，底流过滤得滤渣和滤液，滤液送调节池返回系统循环使用；
E、在C步骤、D步骤的滤渣中，按3～6％的质量比加入碳酸钠或碳酸钙，按5～9％的质量比加入煤粉，在950～1100℃温度下，还原焙烧1～2小时，得焙烧还原矿；
F、将E步骤的焙烧还原矿磨细至-200目的占90％以上质量比，经常规弱磁选，得到铁精矿。
所述B步骤的反浮选脱硫至少进行一次，优选二次，且浮选剂用量依次递减，即一次反浮选脱硫用的浮选剂量是：黄药300～400g/吨矿，2#油40～50g/吨矿；二次反浮选脱硫用的浮选剂量是：黄药50～150g/吨矿，2#油20～40g/吨矿。
所述C步骤的反浮选脱磷至少进行一次，优选二次，且浮选剂用量依次递减，即一次反浮选脱磷用的浮选剂量是：脂肪酸600～1000g/吨矿，水玻璃1500～1750g/吨矿，淀粉220～350g/吨矿，碱木质素100～200g/吨矿；二次反浮选脱磷用的浮选剂量是：脂肪酸300～500g/吨矿，水玻璃400～600g/吨矿，淀粉30～50g/吨矿，碱木质素40～60g/吨矿。
所述B步骤的黄药、2#油为市购的常规药剂；C步骤中的脂肪酸、水玻璃、淀粉、碱木质素均为市购的常规药剂。
所述E步骤的还原焙烧在常规焙烧炉中，按常规焙烧方法完成的焙烧。
所述F步骤的弱磁选是用常规弱磁选机完成的。
本发明的关键在于：
1、控制磨矿细度，通过磨矿达到单体解离的效果，有利于提高选矿质量，但过磨，不但会增加生产成本，同时会降低选矿指标，所以要控制磨矿产品，使-320目的细矿占90％以上质量比。
2、控制浮选步骤的PH值，pH值调整不当，浮选作业指标将会受到很大影响甚至无选别效果，要求反浮选脱硫步骤pH值控制在4～6之间，反浮选脱磷步骤中pH值控制在9～12之间。
3、温度在浮选步骤中也是一个重要的影响因素，保持25～35℃温度能有效增加选矿药剂的活性，降低药剂的使用量，提高反浮选效率。
4、控制浮选剂用量，浮选剂用量不足会影响浮选工艺指标，浮选剂过量不但会影响指标，同时会增加生产成本。
本发明与现有技术相比具有下列优点和效果：采用上述方案，可将硫、磷等杂质经反浮选而先行选出并回收，底流中的铁矿物经过滤、还原焙烧、磨细、弱磁选，得到铁品位达60％以上，铁回收率达70％以上的高品质铁精矿，且含磷0.08％以下，含硫0.30％以下，含硅8％以下，使高磷硫菱铁矿资源得到合理利用，彻底解决了目前铁矿资源供需矛盾的问题，本发明不向外排放任何弃物，浮选的滤液全部返回本工艺步骤中循环使用，浮选出的含硫、含磷泡沫回收后再加工，即成为有价物，因此，工艺简便，生产成本低，选别质量高，是一理想的高磷硫菱铁矿综合处理方法。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明做进一步说明。
实施例1
1、将含铁30.82％，含磷1.06％，含硫1.30％的原矿破碎磨矿至-320目的细矿占90％以上质量比；
2、调整1步骤的磨矿pH值至5，温度28℃，按350g/吨矿的量加入黄药，45g/吨矿的量加入2#油，进行一次反浮选脱硫，收集含硫泡沫；
3、在上述2步骤余下的底流中，再按100g/吨矿的量加入黄药，30g/吨矿的量加入2#油，进行二次反浮选脱硫，收集含硫泡沫；
4、将上述3步骤的底流pH值调至11，温度28℃，并加入脂肪酸800g/吨矿，水玻璃1650g/吨矿，淀粉280g/吨矿，碱木质素150g/吨矿，进行一次反浮选脱磷，收集含磷泡沫；
5、在上述4步骤的底流中加入脂肪酸400g/吨矿，水玻璃500g/吨矿，淀粉40g/吨矿，碱木质素50g/吨矿，进行二次反浮选脱磷，收集含磷泡沫；
6、将4、5步骤收集的含磷泡沫合并，在其中加入脂肪酸640g/吨矿，水玻璃440g/吨矿，淀粉70g/吨矿，碱木质素30g/吨矿，进行扫选，收集含磷泡沫；
7、将5步骤、6步骤的底流过滤，得滤渣和滤液，滤液送调节池以备循环使用，在滤渣中加入质量比为5％的碳酸钠，质量比为7％的煤粉，在980℃温度下，还原焙烧2小时，得焙烧还原矿；
8、将上述7步骤的焙烧还原矿磨细至-200目的占90％以上质量比，经常规弱磁选，得到最终铁精矿，所得精矿指标为：铁精矿含铁86.33％，含磷0.08％，含硫0.30％，含硅7.97％，铁回收率为71.08％。
实施例2
1、将含铁31.53％，含磷1.04％，含硫1.29％的原矿破碎磨矿至-320目的细矿占90％以上质量比；
2、调整1步骤的磨矿pH值至4，温度25℃，按300g/吨矿的量加入黄药，40g/吨矿的量加入2#油，进行一次反浮选脱硫，收集含硫泡沫；
3、在上述2步骤余下的底流中，再按50g/吨矿的量加入黄药，20g/吨矿的量加入2#油，进行二次反浮选脱硫，收集含硫泡沫；
4、将上述3步骤的底流pH值调至9，温度25℃，并加入脂肪酸600g/吨矿，水玻璃1500g/吨矿，淀粉200g/吨矿，碱木质素100g/吨矿，进行一次反浮选脱磷，收集含磷泡沫；
5、在上述4步骤的底流中加入脂肪酸300g/吨矿，水玻璃400g/吨矿，淀粉30g/吨矿，碱木质素40g/吨矿，进行二次反浮选脱磷，收集含磷泡沫；
6、将4、5步骤收集的含磷泡沫合并，在其中加入脂肪酸600g/吨矿，水玻璃400g/吨矿，淀粉50g/吨矿，碱木质素20g/吨矿，进行扫选，收集含磷泡沫；
7、将5步骤、6步骤的底流过滤，得滤渣和滤液，滤液送调节池以备循环使用，在滤渣中加入质量比为3％的碳酸钙，质量比为5％的煤粉，在950℃温度下，还原焙烧2小时，得焙烧还原矿；
8、将上述7步骤的焙烧还原矿磨细至-200目的占90％以上质量比，经常规弱磁选，得到最终铁精矿，所得精矿指标为：铁精矿含铁846.28％，含磷0.07％，含硫0.31％，含硅7.88％，铁回收率为70.88％。
实施3
1、将含铁32.23％，含磷1.09％，含硫1.32％的原矿破碎磨矿至-320目的细矿占90％以上质量比；
2、调整1步骤的磨矿pH值至6，温度35℃，按400g/吨矿的量加入黄药，50g/吨矿的量加入2#油，进行一次反浮选脱硫，收集含硫泡沫；
3、在上述2步骤余下的底流中，再按150g/吨矿的量加入黄药，50g/吨矿的量加入2#油，进行二次反浮选脱硫，收集含硫泡沫；
4、将上述3步骤的底流pH值调至12，温度35℃，并加入脂肪酸1000g/吨矿，水玻璃1750g/吨矿，淀粉350g/吨矿，碱木质素200g/吨矿，进行一次反浮选脱磷，收集含磷泡沫；
5、在上述4步骤的底流中加入脂肪酸500g/吨矿，水玻璃600g/吨矿，淀粉50g/吨矿，碱木质素60g/吨矿，进行二次反浮选脱磷，收集含磷泡沫；
6、将4、5步骤收集的含磷泡沫合并，在其中加入脂肪酸700g/吨矿，水玻璃500g/吨矿，淀粉100g/吨矿，碱木质素40g/吨矿，进行扫选，收集含磷泡沫；
7、将5步骤、6步骤的底流过滤，得滤渣和滤液，滤液送调节池以备循环使用，在滤渣中加入质量比为6％的碳酸钠，质量比为9％的煤粉，在1100℃温度下，还原焙烧1小时，得焙烧还原矿；
8、将上述7步骤的焙烧还原矿磨细至-200目的占90％以上质量比，经常规弱磁选，得到最终铁精矿，所得精矿指标为：铁精矿含铁87.06％，含磷0.07％，含硫0.32％，含硅7.75％，铁回收率为72.99％。
Claims (3)
1.一种高磷硫菱铁矿的综合处理方法，其特征在于经过下列工艺步骤：
A、将原矿进行磨矿，使-320目的细矿占90％以上质量比；
B、调整A步骤的磨矿pH值至4～6，温度至25～35℃，按300～600g/吨矿的量加入黄药，50～100g/吨矿的量加入2#油，进行反浮选脱硫，收集含硫泡沫；
C、调整B步骤底流pH值至9～12，温度至25～35℃，按900～1500g/吨矿的量加入脂肪酸，1900～2300g/吨矿的量加入水玻璃，230～400g/吨矿的量加入淀粉，140～260g/吨矿的量加入碱木质素，进行反浮选脱磷，收集含磷泡沫，底流过滤得滤渣和滤液，滤液送调节池返回系统循环使用；
D、在C步骤的含磷泡沫中，按600～700g/吨矿的量加入脂肪酸，400～500g/吨矿的量加入水玻璃，50～100g/吨矿的量加入淀粉，20～40g/吨矿的量加入碱木质素，进行扫选，收集含磷泡沫，底流过滤得滤渣和滤液，滤液送调节池返回系统循环使用；
E、在C步骤、D步骤的滤渣中，按3～6％的质量比加入碳酸钠或碳酸钙，按5～9％的质量比加入煤粉，在950～1100℃温度下，还原焙烧1～2小时，得焙烧还原矿；
F、将E步骤的焙烧还原矿磨细至-200目的占90％以上质量比，经常规弱磁选，得到铁精矿。
2.如权利要求1所述的高磷硫菱铁矿的综合处理方法，其特征在于所述B步骤的反浮选脱硫至少进行一次，优选二次，且浮选剂用量依次递减，即一次反浮选脱硫用的浮选剂量是：黄药300～400g/吨矿，2#油40～50g/吨矿；二次反浮选脱硫用的浮选剂量是：黄药50～150g/吨矿，2#油20～40g/吨矿。
3.如权利要求1所述的高磷硫菱铁矿的综合处理方法，其特征在于所述C步骤的反浮选脱磷至少进行一次，优选二次，且浮选剂用量依次递减，即一次反浮选脱磷用的浮选剂量是：脂肪酸600～1000g/吨矿，水玻璃1500～1750g/吨矿，淀粉220～350g/吨矿，碱木质素100～200g/吨矿；二次反浮选脱磷用的浮选剂量是：脂肪酸300～500g/吨矿，水玻璃400～600g/吨矿，淀粉30～50g/吨矿，碱木质素40～60g/吨矿。
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