CN113877851B - 一种高碳酸盐难选铁矿石的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种高碳酸盐难选铁矿石的选矿方法。包括：a、将所述铁矿石进行X射线透射预选得到富含菱铁矿的预选精矿和预选尾矿；b、将所述富含菱铁矿的预选精矿进行磁化焙烧，将磁化焙烧产物经磨矿后进行弱磁选得到焙烧磁选精矿和焙烧磁选尾矿；c、将所述预选尾矿经磨矿后进行强磁选得到强磁选精矿和强磁选尾矿，将所述强磁选精矿进行反浮选得到反浮选精矿和反浮选尾矿。本发明实施例的选矿方法通过X射线透射预选，预先分离出铁矿石中的菱铁矿，降低入浮给矿中菱铁矿含量，防止菱铁矿附着于赤/磁铁矿颗粒表面阻隔浮选药剂与赤/磁铁矿颗粒的接触，从而提升浮选效果。

Description

一种高碳酸盐难选铁矿石的选矿方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种高碳酸盐难选铁矿石的选矿方法，更具体涉及一种高碳酸盐难选铁矿石的X射线透射预选-磁化焙烧/分散浮选的选矿方法。

背景技术

铁矿资源是我国最为重要的战略资源之一，是钢铁工业的命脉。我国铁矿石的主要特点是“贫”、“细”、“杂”，平均铁品位低，复杂难选的赤铁矿所占比例较大。高碳酸盐赤铁矿资源高效开发利用的瓶颈是铁精矿品位和回收率较低，难以满足后续冶炼工艺的要求。

随着开采深度的增加，目前鞍钢矿业公司齐大山铁矿开采的矿石中碳酸亚铁含量已高达13％，碳酸亚铁主要以菱铁矿的矿相形式存在。矿山企业通过将不同开采区的铁矿石进行配矿来降低入选物料中的碳酸亚铁含量(降低到3％以下)，并通过“阶段磨矿、粗细分选、重选-磁选-阴离子反浮选”工艺流程来进行分选，导致矿产资源的极度浪费。而若不经过配矿而直接进行选别处理，铁矿石中碳酸亚铁含量较高会导致浮选指标严重下降，甚至出现精矿和尾矿无法分离的现象。

发明内容

本发明是基于发明人对以下事实和问题的发现和认识做出的：现有的“阶段磨矿、粗细分选、重选-磁选-阴离子反浮选”工艺流程仅限于菱铁矿含量3％以下的铁矿石，而对高碳酸盐含量的铁矿石则难以处理。铁矿石中碳酸亚铁含量较高会导致浮选指标严重下降，甚至出现精矿和尾矿无法分离的现象，影响选矿效果。发明人通过研究首次发现，影响铁矿石浮选效果的主要原因在于，浮选作业中，化学成分为碳酸亚铁的菱铁矿附着于赤铁矿或磁铁矿(赤/磁铁矿)颗粒表面，阻隔了浮选药剂与赤/磁铁矿颗粒的接触。发明人通过进一步研究发现，菱铁矿附着包覆赤/磁铁矿的原因在于，菱铁矿的硬度明显低于赤/磁铁矿的硬度，在浮选前的磨矿作业中，在赤/磁铁矿粒度达到入浮要求时，菱铁矿往往已出现过磨现象，呈细泥态，并附着于赤/磁铁矿颗粒表面。因此，在浮选作业前预先分离出铁矿石中的菱铁矿，是提升整体选矿效果的有效途径。

本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的实施例提供一种高碳酸盐难选铁矿石的选矿方法，目的是利用X射线透射预选技术，将铁矿石中的菱铁矿与赤/磁铁矿进行预先分离，并对分离后的赤/磁铁矿部分通过强化分散浮选工艺进行处理，而对分离后的预选精矿通过悬浮磁化焙烧-磁选工艺进行回收，以有效开发利用高碳酸盐的铁矿石。

根据本发明实施例的一种高碳酸盐难选铁矿石的选矿方法，包括如下步骤：

a、将所述铁矿石进行X射线透射预选得到富含菱铁矿的预选精矿和预选尾矿；

b、将所述富含菱铁矿的预选精矿进行磁化焙烧，将磁化焙烧产物经磨矿后进行弱磁选得到焙烧磁选精矿和焙烧磁选尾矿；

c、将所述预选尾矿经磨矿后进行强磁选得到强磁选精矿和强磁选尾矿，将所述强磁选精矿进行反浮选得到反浮选精矿和反浮选尾矿。

根据本发明实施例的选矿方法带来的优点和技术效果，1、通过X射线透射预选，预先分离出铁矿石中的菱铁矿，降低入浮给矿中菱铁矿含量，防止菱铁矿附着于赤/磁铁矿颗粒表面阻隔浮选药剂与赤/磁铁矿颗粒的接触，从而提升浮选效果；2、菱铁矿的预选也大大降低了入浮给矿量，节约浮选药剂，简化浮选流程，降低选矿成本及二氧化碳排放量；3、由于菱铁矿与赤/磁铁矿之间的硬度差异，混合磨矿时菱铁矿处于过磨状态，不仅会附着于赤/磁铁矿颗粒表面干扰浮选，而且菱铁矿的过磨也造成了不必要的能量损耗，而磨矿作业是选矿流程中主要能耗之一，因此，本发明实施例的选矿方法可实现菱铁矿与赤/磁铁矿的分别磨矿，避免了混合磨矿造成的菱铁矿过磨后附着于赤/磁铁矿颗粒表面，也可依据矿料硬度控制不同矿料的磨矿程度，降低磨矿能耗；4、本发明实施例的选矿方法可对矿物种类较多的铁矿石进行处理中，特别是对碳酸亚铁含量高达3-15wt％的铁矿石仍可进行有效处理；5、本发明实施例的选矿方法，对我国同类型矿石的开发利用提供了一种资源回收工艺，且该选别工艺运行平稳，经本方法处理后获得的反浮选精矿的纯度高，提纯效果高，按重量百分比含TFe 66.5-68.5％，铁回收率为60-70％，对我国高碳酸盐铁矿石资源的有效利用具有重要的工业意义；6、目前由于技术水平限制，国内大多数碳酸盐含量较高型矿山企业均将该类铁矿石堆存或者通过配矿来降低菱铁矿含量，导致矿产资源的极度浪费，本发明实施例的选矿方法可有效回收利用我国碳酸盐含量较高型铁矿资源，将目前被抛弃的矿产资源“变废为宝”，据统计，目前东鞍山铁矿每年约堆存该类铁矿石超过100万吨，通过应用本发明实施例的方法，可直接创造效益近1000万元。

根据本发明实施例的选矿方法，所述铁矿石包含菱铁矿，以及赤铁矿和/或磁铁矿，所述菱铁矿含量为3-15wt％。

根据本发明实施例的选矿方法，所述步骤a中，所述X射线透射预选采用X射线透射预选机，设置X射线的能量为50-400keV，控制所述预选尾矿中菱铁矿含量＜3wt％。

根据本发明实施例的选矿方法，所述步骤b中，所述预选精矿的磁化焙烧为还原磁化焙烧，焙烧温度500-650℃，焙烧时间10-30min，还原剂用量10-45m³/t预选精矿；和/或，

所述磁化焙烧产物的磨矿粒度为-200目85-95％；和/或，

所述弱磁选的磁场强度0.15-0.3T。

根据本发明实施例的选矿方法，所述步骤c中，所述预选尾矿的磨矿粒度为-200目80-85％；和/或，

所述强磁选的磁场强度0.8-1T。

根据本发明实施例的选矿方法，所述步骤c中，所述预选尾矿的反浮选包括粗选、精选、扫选，所述强磁选精矿进行所述粗选得到粗选精矿和粗选尾矿；所述粗选精矿进行所述精选得到精选精矿和精选尾矿，所述精选精矿为所述反浮选精矿，所述精矿尾矿返回所述粗选；所述粗选尾矿进行扫选得到扫选精矿和扫选尾矿，所述扫选尾矿为所述反浮选尾矿，所述扫选精矿返回所述粗选。

根据本发明实施例的选矿方法，所述步骤c中，所述扫选包括一次扫选和二次扫选，所述粗选尾矿进行一次扫选得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，所述一次扫选精矿返回所述粗选；所述一次扫选尾矿进行所述二次扫选得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，所述二次扫选尾矿为所述反浮选尾矿，所述二次扫选精矿返回所述一次扫选。

根据本发明实施例的选矿方法，所述步骤c中，所述反浮选为分散强化反浮选，使用的分散剂包括柠檬酸和硅酸钠。

附图说明

图1是本发明实施例的高碳酸盐难选铁矿石的选矿方法流程示意图。

具体实施方式

下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

根据本发明实施例的一种高碳酸盐难选铁矿石的选矿方法，包括如下步骤：

a、将所述铁矿石进行X射线透射预选得到富含菱铁矿的预选精矿和预选尾矿；

b、将所述富含菱铁矿的预选精矿进行磁化焙烧，将磁化焙烧产物经磨矿后进行弱磁选得到焙烧磁选精矿和焙烧磁选尾矿；

c、将所述预选尾矿经磨矿后进行强磁选得到强磁选精矿和强磁选尾矿，将所述强磁选精矿进行反浮选得到反浮选精矿和反浮选尾矿。

根据本发明实施例的一种高碳酸盐难选铁矿石的选矿方法，1、通过X射线透射预选，预先分离出铁矿石中的菱铁矿，降低入浮给矿中菱铁矿含量，防止菱铁矿附着于赤/磁铁矿颗粒表面阻隔浮选药剂与赤/磁铁矿颗粒的接触，从而提升浮选效果；2、菱铁矿的预选也大大降低了入浮给矿量，节约浮选药剂，简化浮选流程，降低选矿成本及二氧化碳排放量；3、由于菱铁矿与赤/磁铁矿之间的硬度差异，混合磨矿时菱铁矿处于过磨状态，不仅会附着于赤/磁铁矿颗粒表面干扰浮选，而且菱铁矿的过磨也造成了不必要的能量损耗，而磨矿作业是选矿流程中主要能耗之一，因此，本发明实施例的选矿方法可实现菱铁矿与赤/磁铁矿的分别磨矿，避免了混合磨矿造成的菱铁矿过磨后附着于赤/磁铁矿颗粒表面，也可依据矿料硬度控制不同矿料的磨矿程度，降低磨矿能耗；4、本发明实施例的选矿方法可对矿物种类较多的铁矿石进行处理中，特别是对碳酸亚铁含量高达3-15wt％的铁矿石仍可进行有效处理；5、本发明实施例的选矿方法，对我国同类型矿石的开发利用提供了一种资源回收工艺，且该选别工艺运行平稳，经本方法处理后获得的反浮选精矿的纯度高，提纯效果高，按重量百分比含TFe 66.5-68.5％，铁回收率为60-70％，对我国高碳酸盐铁矿石资源的有效利用具有重要的工业意义；6、目前由于技术水平限制，国内大多数碳酸盐含量较高型矿山企业均将该类铁矿石堆存或者通过配矿来降低菱铁矿含量，导致矿产资源的极度浪费，本发明实施例的选矿方法可有效回收利用我国碳酸盐含量较高型铁矿资源，将目前被抛弃的矿产资源“变废为宝”，据统计，目前东鞍山铁矿每年约堆存该类铁矿石超过100万吨，通过应用本发明实施例的方法，可直接创造效益近1000万元。

在本发明实施例的选矿方法中，经过X射线透射预选，铁矿石中大部分菱铁矿进入预选精矿，其它矿相的矿石例如赤铁矿和磁铁矿进入预选尾矿。步骤b中，尽管X射线透射机选择性预选菱铁矿，但分离选择性有限，为保证预选尾矿中碳酸亚铁含量保持较低水平，少量赤铁矿和磁铁矿不可避免地伴随菱铁矿进入预选精矿。为使预选精矿中所有矿相的铁元素均能被磁选选出，本发明实施例的选矿方法对预选精矿进行了还原磁化焙烧处理，将其中的赤铁矿还原为磁铁矿，因此，本发明实施例的选矿方法对预选精矿采用磁化焙烧-磁选相结合方式进行分选。

在本发明实施例的选矿方法的步骤c中，预选尾矿中主要矿相为赤铁矿和磁铁矿，赤铁矿磁性较弱，为保证赤铁矿和磁铁矿进入反浮选，需采用强磁选对预选尾矿进行选别，防止铁元素流失，提高金属回收率。

根据本发明实施例的选矿方法，所述铁矿石包含菱铁矿，以及赤铁矿和/或磁铁矿，所述菱铁矿含量为3-15wt％。本发明实施例的选矿方法可处理高菱铁矿(碳酸亚铁)含量的铁矿石。

在本发明实施例的选矿方法中，所述处理的高碳酸盐铁矿石中铁物相组成，包含赤铁矿15-30wt％，磁铁矿5-10wt％，菱铁矿3-15wt％，黄铁矿0.1-1wt％，余量为含铁硅酸盐等杂质。

进一步的，本发明实施例的选矿方法所处理的铁矿石的化学成分，按重量百分比含有TFe 30-45％，CaO 0.1-2％，MgO 0.1-2％，SiO₂ 30-40％，S 0.01-0.1％，P 0.01-0.1％，余量为杂质。

根据本发明实施例的选矿方法，步骤a中，所述X射线透射预选采用X射线透射预选机，设置所述X射线透射预选机的X射线的能量为50-400keV，皮带宽度为1.6m，给矿速度为60-120t/h，皮带输送速度为1-4m/s，控制所述预选尾矿中菱铁矿含量＜3wt％。本发明实施例的X射线透射预选中，大部分菱铁矿进入预选精矿，赤铁矿和磁铁矿进入预选尾矿，随之预选尾矿中碳酸亚铁含量降低。发明人经过多次试验探究得出，预选尾矿中碳酸亚铁含量＜3wt％时可保证预选尾矿具有良好的浮选效果，若碳酸亚铁含量过高会导致浮选效果下降。

在本发明实施例的选矿方法中，经X射线透射预选后，所述预选精矿按重量百分比含TFe 25-40％，CaO 0.1-2％，MgO 0.1-2％，SiO₂ 10-30％，S 0.01-0.1％，P 0.01-0.1％，余量为杂质；所述预选尾矿按重量百分比含TFe 30-50％，CaO 0.1-2％，MgO 0.1-2％，SiO₂15-50％，S 0.01-0.1％，P 0.01-0.1％，余量为杂质。

本发明实施例的选矿方法优选了步骤b所述预选精矿的分选方法，包括：

(1)磁化焙烧：将所述预选精矿加入悬浮磁化焙烧炉中，在焙烧温度500-650℃、流化剂N₂用量40-50m³/t_预选精矿、还原剂CO用量10-45m³/t_预选精矿条件下进行还原磁化焙烧，焙烧时间为10-30min，获得磁化焙烧产物；

(2)磨矿-弱磁选：将磁化焙烧产物经球磨机粉磨至得到的矿石物料中细度小于200目质量占磁化焙烧产物总质量的85-95％，获得的磨矿产品进入磁选机在磁场强度为0.15-0.3T的条件下进行弱磁选作业，获得焙烧磁选精矿和焙烧磁选尾矿。

本发明实施例的选矿方法优选了步骤b中磁化焙烧温度。由于常规磁化焙烧技术中，还原剂CO对赤铁矿的还原效率较低，实际工业中磁化焙烧温度需达750℃才可保证赤铁矿的还原磁化效果；在本发明实施例中，由于原矿石经X射线透射机预选后，获得的预选精矿中菱铁矿含量显著增加，而赤铁矿、磁铁矿的含量明显降低，由于菱铁矿磁化焙烧所需的温度较低，且矿石中菱铁矿的分解会提高还原剂CO与赤铁矿的接触面积，从而加快矿石中赤铁矿的还原效率，因此此处焙烧温度可降低，大大降低了磁化焙烧的能量消耗。

此外，本发明实施例的选矿方法优化了弱磁选作业的磁场强度，由于磁化焙烧产物中矿石已被磁化，磁性较强，因此对磁化焙烧产物进行弱磁选即可实现磁选。

根据本发明实施例的选矿方法，步骤c中，所述预选尾矿的反浮选包括粗选、精选、扫选，所述强磁选精矿进行所述粗选得到粗选精矿和粗选尾矿；所述粗选精矿进行所述精选得到精选精矿和精选尾矿，所述精选精矿为所述反浮选精矿，所述精矿尾矿返回所述粗选；所述粗选尾矿进行扫选得到扫选精矿和扫选尾矿，所述扫选尾矿为所述反浮选尾矿，所述扫选精矿返回所述粗选。

根据本发明实施例的选矿方法，步骤c中，所述扫选包括一次扫选和二次扫选，所述粗选尾矿进行一次扫选得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，所述一次扫选精矿返回所述粗选；所述一次扫选尾矿进行所述二次扫选得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，所述二次扫选尾矿为所述反浮选尾矿，所述二次扫选精矿返回所述一次扫选。

在本发明实施例的选矿方法中，步骤c中反浮选包括粗选、精选和至少一次扫选，保证分散反浮的分选效果。需要说明的是，本发明实施例的选矿方法中反浮选精选和反浮选扫选的具体次数取决于原料性质及最终产品要求，在此不做具体限定。

根据本发明实施例的选矿方法，所述反浮选使用的分散剂包括柠檬酸和硅酸钠。现有的浮选工艺中，由于菱铁矿、绿泥石等微细粒脉石矿物极易黏附于赤/磁铁矿表面，常规单一分散剂对此类黏附行为的分散效果有限，因此本发明实施例的选矿方法采用强化分散浮选技术，以提高矿物的分散效果。本发明实施例的选矿方法优选了分散剂的配方，在硅酸钠的基础上复配柠檬酸，以强化微细粒矿物颗粒的分散效果，从而实现赤/磁铁矿与脉石矿物的有效分选。

根据本发明实施例的选矿方法，所述反浮选中，捕收剂KS-Ⅲ与复配分散剂(硅酸钠-柠檬酸)的配合使用，可以在有效分散绿泥石等脉石矿物的基础上，将赤/磁铁矿表面暴露出来，从而提高捕收剂KS-Ⅲ与赤/磁铁矿的捕收性能。

本发明实施例的选矿方法优选了步骤c所述预选尾矿的分选方法，包括：

(1)磨矿-强磁选：将预选尾矿经球磨机粉磨至得到的矿石物料中细度小于200目质量占预选尾矿总质量的80-85％，然后通过磁场强度为0.8-1T的强磁选机对矿石进行选别，获得强磁选精矿和强磁选尾矿，强磁选精矿含铁品位30-37％、碳酸亚铁含量0.1-3％，强磁选尾矿抛尾；

(2)反浮选粗选：向强磁选精矿中加水制成重量浓度30-35％的反浮选粗选矿浆并送入浮选设备，搅拌速度1200-1400rpm条件下快速搅拌2-3min，同时加入分散剂柠檬酸与硅酸钠强化矿浆分散程度，搅拌2-3min，柠檬酸加入量为25-50g/t_矿浆，硅酸钠加入量为10-50g/t_矿浆，然后加入pH调整剂NaOH，调节浮选矿浆pH至11-12，并搅拌2-3min，再加入抑制剂淀粉并搅拌2-3min，淀粉加入量为200-400g/t_矿浆，再加入CaCl₂并搅拌2-3min，CaCl₂加入量为250-400g/t_矿浆，再加入捕收剂KS-Ⅲ并搅拌2-3min，捕收剂加入量为600-800g/t_矿浆，最后进行反浮选粗选，粗选时间3-4min，得到反浮选粗选精矿和反浮选粗选尾矿；

(3)反浮选精选：将反浮选粗选精矿加水配制成重量浓度为20-30％的反浮选粗选精矿矿浆，同时加入分散剂柠檬酸与硅酸钠并搅拌2-3min，柠檬酸加入量为10-30g/t_矿浆，硅酸钠加入量为10-30g/t_矿浆，再加入抑制剂淀粉并搅拌2-3min，淀粉加入量为100-200g/t_矿浆，最后进行反浮选精选，精选时间2-3min，得到反浮选精选精矿和反浮选精选尾矿，反浮选精选尾矿返回至反浮选粗选矿浆，再次进行反浮选粗选；

(4)反浮选一次扫选：将反浮选粗选尾矿加水配制成重量浓度为20-30％的反浮选扫选矿浆，随后同时加入分散剂柠檬酸与硅酸钠并搅拌2-3min，柠檬酸加入量为10-20g/t_矿浆，硅酸钠加入量为10-20g/t_矿浆，再加入抑制剂淀粉并搅拌2-3min，淀粉加入量为50-100g/t_矿浆，再加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2-3min，捕收剂加入量为100-150g/t_矿浆，最后进行反浮选一次扫选，扫选时间3-4min，得到反浮选一次扫选精矿和反浮选一次扫选尾矿，反浮选一次扫选精矿返回至反浮选粗选矿浆，再次进行反浮选粗选，反浮选一次扫选尾矿抛尾。

本发明实施例的选矿方法进一步优选了预选尾矿的分选方法，还任选地包括反浮选二次扫选，反浮选二次扫选具体为：向反浮选一次扫选尾矿中同时加入分散剂柠檬酸与硅酸钠并搅拌2-3min，柠檬酸加入量为10-20g/t_矿浆，硅酸钠加入量为10-20g/t_矿浆，再加入抑制剂淀粉并搅拌2-3min，淀粉加入量为50-100g/t_矿浆，再加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2-3min，捕收剂加入量为100-150g/t_矿浆，最后进行反浮选二次扫选，扫选时间2-4min，得到反浮选二次扫选精矿和反浮选二次扫选尾矿，反浮选二次扫选精矿返回至反浮选一次扫选矿浆，再次进行反浮选一次扫选，反浮选二次扫选尾矿抛尾。

下面结合具体实施例和附图详细描述本发明。

本发明实施例中采用的铁矿石为辽宁鞍山地区矿产，矿石从采矿场开采出来，经颚式破碎机粉碎后的产物。

本发明实施例中X射线透射预选所采用的是XNDT型分选机；本发明实施例中对预选精矿的弱磁选作业采用的磁选机为筒式磁选机，对预选尾矿的强磁选作业选用的磁选机为Slon立环高梯度磁选机；本发明实施例中采用的球磨机为XMCQ型瓷衬球磨机，反浮选采用的浮选设备为XFLB型微型闭路连续浮选机。

实施例1

本实施例选取鞍山地区高碳酸盐铁矿石，经破碎及筛分闭路作业后获得粒度小于40mm的物料，大于40mm的矿石返回破碎机进行再次破碎；破碎后物料的化学成分，按重量百分比含TFe 39.3％，CaO 1.58％，MgO 1.61％，SiO₂ 37.7％，S 0.02％，P 0.1％，余量为杂质，其中菱铁矿含量为8.65wt％。

a、将破碎筛分后获得的物料，经X射线透射预选机进行选别得到预选精矿和预选尾矿，预选工作中设置所述X射线透射预选机的X射线的能量为150keV，皮带宽度为1.6m，给矿速度为110t/h，皮带输送速度为3.5m/s，得到的预选尾矿中菱铁矿含量2.27wt％。

b、对预选精矿进行分选，包括如下步骤：

(1)磁化焙烧：将预选精矿加入悬浮磁化焙烧炉中，调节焙烧温度为650℃、流化剂N₂用量为50m³/t_预选精矿、还原剂CO用量为40m³/t_预选精矿的条件下进行还原磁化焙烧，焙烧时间为15min，获得磁化焙烧产物；

(2)磨矿-弱磁选：将磁化焙烧产物经球磨机粉磨至得到的矿石中细度小于200目质量占磁化焙烧产物总质量的95％，获得的磨矿产品移入磁场强度为0.25T的磁选机进行弱磁选作业，获得焙烧磁选精矿和含有焙烧磁选尾矿。

c、对预选尾矿进行分选，包括如下步骤：

(1)磨矿-强磁选：将预选尾矿经球磨机粉磨至得到的矿石物料中细度小于200目质量占预选尾矿总质量的85％，然后通过磁场强度为1.0T的强磁选机对矿石进行选别，获得强磁选精矿和强磁选尾矿，强磁选尾矿抛尾；

(2)反浮选粗选：向磁选铁精矿中加水制成重量浓度33％的反浮选粗选矿浆并加入浮选设备中，在搅拌速度1250rpm条件下快速搅拌2min，同时加入提前配制好的分散剂柠檬酸与硅酸钠混合液，搅拌3min，柠檬酸加入量为50g/t_矿浆，硅酸钠加入量为45g/t_矿浆，然后加入pH调整剂NaOH，调节矿浆pH至12，并搅拌2min，再加入抑制剂淀粉并搅拌3min，淀粉加入量为400g/t_矿浆，再加入CaCl₂并搅拌3min，CaCl₂加入量为400g/t_矿浆，最后加入捕收剂KS-Ⅲ并搅拌2min，捕收剂加入量为750g/t_矿浆，然后进行3min的反浮选粗选，得到反浮选粗选精矿和反浮选粗选尾矿；

(3)反浮选精选：将反浮选粗选精矿加水配制成重量浓度为30％的反浮选精选矿浆，同时加入提前配制好的分散剂柠檬酸与硅酸钠混合液，并搅拌3min，柠檬酸加入量为30g/t_矿浆，硅酸钠加入量为30g/t_矿浆，再加入抑制剂淀粉并搅拌2min，淀粉加入量为180g/t_矿浆，然后进行3min的反浮选精选，获得反浮选精选精矿和反浮选精选尾矿，反浮选精选尾矿返回至反浮选粗选矿浆，再次进行反浮选粗选；

(4)反浮选一次扫选：将反浮选粗选尾矿加水配制成重量浓度为30％的反浮选一次扫选矿浆，同时加入提前配制好的分散剂柠檬酸与硅酸钠混合液，并搅拌2min，柠檬酸加入量为20g/t_矿浆，硅酸钠加入量为18g/t_矿浆，再加入抑制剂淀粉并搅拌3min，淀粉加入量为80g/t_矿浆，最后加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2min，捕收剂加入量为150g/t_矿浆，然后进行3min的反浮选一次扫选，得到反浮选一次扫选精矿和反浮选一次扫选尾矿，反浮选一次扫选精矿返回至反浮选粗选矿浆，再次进行反浮选粗选；

(5)反浮选二次扫选：将一次反浮选扫选尾矿同时加入配制好的分散剂柠檬酸与硅酸钠混合液，并搅拌3min，柠檬酸加入量为12g/t反浮选粗选尾矿矿浆，硅酸钠加入量为10g/t_矿浆，再加入抑制剂淀粉并搅拌2min，淀粉加入量为50g/t_矿浆，最后加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌3min，捕收剂加入量为150g/t_矿浆，然后进行2min的反浮选二次扫选，得到反浮选二次扫选精矿和反浮选二次扫选尾矿，反浮选二次扫选精矿返回至反浮选一次扫选矿浆，再次进行反浮选一次扫选，反浮选二次扫选尾矿抛尾。

本实施例中，预选精矿分选获得的焙烧磁选精矿的化学成分，按重量百分比含TFe68.6％，铁回收率为26.9％；预选尾矿分选获得的反浮选精选精矿的化学成分，按重量百分比含TFe 67.3％，铁回收率为68.7％。由此，焙烧磁选精矿和反浮选精选精矿构成的综合铁精矿的铁回收率为95.6％。

实施例2

本实施例选取鞍山地区高碳酸盐铁矿石，经破碎及筛分闭路作业后获得粒度小于40mm的物料，大于40mm的矿石返回破碎机进行再次破碎；破碎后物料的化学成分，按重量百分比含TFe 33.5％，CaO 0.42％，MgO 0.17％，SiO₂ 32.3％，S 0.015％，P 0.021％，余量为杂质，其中菱铁矿含量为11.81wt％。

a、将破碎筛分后获得的物料，经X射线透射预选机进行选别得到预选精矿和预选尾矿，预选工作中设置所述X射线透射预选机的X射线的能量为300keV，皮带宽度为1.6m，给矿速度为100t/h，皮带输送速度为3.5m/s，得到的预选尾矿中菱铁矿含量2.05wt％。

b、对预选精矿进行分选，包括如下步骤：

(1)磁化焙烧：将预选精矿加入悬浮磁化焙烧炉中，调节焙烧温度为550℃、流化剂N₂用量为40m³/t_预选精矿、还原剂CO用量为30m³/t_预选精矿的条件下进行还原磁化焙烧，焙烧时间为30min，获得磁化焙烧产物；

(2)磨矿-弱磁选：将磁化焙烧产物经球磨机粉磨至得到的矿石中细度小于200目质量占磁化焙烧产物总质量的85％，获得的磨矿产品移入磁场强度为0.2T的磁选机进行弱磁选作业，获得焙烧磁选精矿和含有焙烧磁选尾矿。

c、对预选尾矿进行分选，包括如下步骤：

(1)磨矿-强磁选：将预选尾矿经球磨机粉磨至得到的矿石物料中细度小于200目质量占预选尾矿总质量的81.5％，然后通过磁场强度为0.8T的强磁选机对矿石进行选别，获得强磁选精矿和强磁选尾矿，强磁选尾矿抛尾；

(2)反浮选粗选：向磁选铁精矿中加水制成重量浓度30％的反浮选粗选矿浆并加入浮选设备中，在搅拌速度1400rpm条件下快速搅拌3min，同时加入提前配制好的分散剂柠檬酸与硅酸钠混合液，搅拌3min，柠檬酸加入量为35g/t_矿浆，硅酸钠加入量为30g/t_矿浆，然后加入pH调整剂NaOH，调节矿浆pH至11.5，并搅拌3min，再加入抑制剂淀粉并搅拌2min，淀粉加入量为300g/t_矿浆，再加入CaCl₂并搅拌3min，CaCl₂加入量为350g/t_矿浆，最后加入捕收剂KS-Ⅲ并搅拌3min，捕收剂加入量为800g/t_矿浆，然后进行4min的反浮选粗选，得到反浮选粗选精矿和反浮选粗选尾矿；

(3)反浮选精选：将反浮选粗选精矿加水配制成重量浓度为25％的反浮选精选矿浆，同时加入提前配制好的分散剂柠檬酸与硅酸钠混合液，并搅拌2min，柠檬酸加入量为20g/t_矿浆，硅酸钠加入量为15g/t_矿浆，再加入抑制剂淀粉并搅拌2min，淀粉加入量为120g/t_矿浆，然后进行2min的反浮选精选，获得反浮选精选精矿和反浮选精选尾矿，反浮选精选尾矿返回至反浮选粗选矿浆，再次进行反浮选粗选；

(4)反浮选扫选：将反浮选粗选尾矿加水配制成重量浓度为20％的反浮选扫选矿浆，同时加入提前配制好的分散剂柠檬酸与硅酸钠混合液，并搅拌3min，柠檬酸加入量为12g/t_矿浆，硅酸钠加入量为15g/t_矿浆，再加入抑制剂淀粉并搅拌3min，淀粉加入量为100g/t_矿浆，最后加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2min，捕收剂加入量为100g/t_矿浆，然后进行3min的反浮选扫选，得到反浮选扫选精矿和反浮选扫选尾矿，反浮选扫选精矿返回至反浮选粗选矿浆，再次进行反浮选粗选，反浮选扫选尾矿。

本实施例中，预选精矿分选获得的焙烧磁选精矿的化学成分，按重量百分比含TFe67.9％，铁回收率为26.3％；预选尾矿分选获得的反浮选精选精矿的化学成分，按重量百分比含TFe 66.7％，铁回收率为65.5％。由此，焙烧磁选精矿和反浮选精选精矿构成的综合铁精矿的铁回收率为91.8％。

实施例3

本实施例选取鞍山地区高碳酸盐铁矿石，经破碎及筛分闭路作业后获得粒度小于40mm的物料，大于40mm的矿石返回破碎机进行再次破碎；破碎后物料的化学成分，按重量百分比含TFe42.35％，CaO 1.83％，MgO 1.38％，SiO₂ 38.4％，S 0.012％，P 0.091％，余量为杂质，其中碳酸亚铁含量为14.5wt％。

a、将破碎筛分后获得的物料，经X射线透射预选机进行选别得到预选精矿和预选尾矿，预选工作中设置所述X射线透射预选机的X射线的能量为350keV，皮带宽度为1.6m，给矿速度为80t/h，皮带输送速度为1.5m/s，得到的预选尾矿中菱铁矿含量2.83wt％。

b、对预选精矿进行分选，包括如下步骤：

(1)磁化焙烧：将预选精矿加入悬浮磁化焙烧炉中，调节焙烧温度为550℃、流化剂N₂用量为45m³/t_预选精矿、还原剂CO用量为25m³/t_预选精矿的条件下进行还原磁化焙烧，焙烧时间为25min，获得磁化焙烧产物；

(2)磨矿-弱磁选：将磁化焙烧产物经球磨机粉磨至得到的矿石中细度小于200目质量占磁化焙烧产物总质量的90％，获得的磨矿产品移入磁场强度为0.15T的磁选机进行弱磁选作业，获得焙烧磁选精矿和含有焙烧磁选尾矿。

c、对预选尾矿进行分选，包括如下步骤：

(1)磨矿-强磁选：将预选尾矿经球磨机粉磨至得到的矿石物料中细度小于200目质量占预选尾矿总质量的81.5％，然后通过磁场强度为1.0T的强磁选机对矿石进行选别，获得强磁选精矿和强磁选尾矿，强磁选尾矿抛尾；

(2)反浮选粗选：向磁选铁精矿中加水制成重量浓度30％的反浮选粗选矿浆并加入浮选设备中，在搅拌速度1350rpm条件下快速搅拌3min，同时加入提前配置好的分散剂柠檬酸与硅酸钠混合液，搅拌2min，柠檬酸加入量为30g/t反浮选矿浆，硅酸钠加入量为15g/t_矿浆，然后加入pH调整剂NaOH，调节矿浆pH至11.3，并搅拌2min，再加入抑制剂淀粉并搅拌3min，淀粉加入量为250g/t_矿浆，再加入CaCl₂并搅拌3min，CaCl₂加入量为300g/t_矿浆，最后加入捕收剂KS-Ⅲ并搅拌2min，捕收剂加入量为650g/t_矿浆，然后进行3min的反浮选粗选，得到反浮选粗选精矿和反浮选粗选尾矿；

(3)反浮选精选：将反浮选粗选精矿加水配制成重量浓度为30％的反浮选精选矿浆，同时加入提前配制好的分散剂柠檬酸与硅酸钠混合液，并搅拌3min，柠檬酸加入量为15g/t_矿浆，硅酸钠加入量为15g/t_矿浆，再加入抑制剂淀粉并搅拌3min，淀粉加入量为180g/t_矿浆，然后进行3min的反浮选精选，获得反浮选精选精矿和反浮选精选尾矿，反浮选精选尾矿返回至反浮选粗选矿浆，再次进行反浮选粗选；

(4)反浮选扫选：将反浮选粗选尾矿加水配制成重量浓度为30％的反浮选扫选矿浆，同时加入提前配制好的分散剂柠檬酸与硅酸钠混合液，并搅拌3min，柠檬酸加入量为18g/t_矿浆，硅酸钠加入量为18g/t_矿浆，再加入抑制剂淀粉并搅拌2min，淀粉加入量为80g/t_矿浆，最后加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2min，捕收剂加入量为120g/t_矿浆，然后进行3min的反浮选扫选，得到反浮选扫选精矿和反浮选扫选尾矿，反浮选扫选精矿返回至反浮选粗选矿浆，再次进行反浮选粗选，反浮选扫选尾矿。

本实施例中，预选精矿分选获得的焙烧磁选精矿的化学成分，按重量百分比含TFe69.1％，铁回收率为28.5％；预选尾矿分选获得的反浮选精选精矿的化学成分，按重量百分比含TFe 67.9％，铁回收率为62.3％。由此，焙烧磁选精矿和反浮选精选精矿构成的综合铁精矿的铁回收率为90.8％。

对比例1

本对比例的铁矿石原料及选矿方法与实施例1相同，区别仅在于，未对铁矿石进行X射线透射预选。即，对破碎后的铁矿石按照实施例1的预选尾矿的分选方法进行选矿处理。

本对比例中，获得的反浮选精选精矿的化学成分，按重量百分比含TFe 63.25％，铁回收率为73.14％。

对比实施例1-3中铁矿石原料和预选尾矿中的碳酸亚铁含量，以及实施例1-3及对比例反浮选精选精矿的全铁品位及铁回收率可知，本发明实施例的选矿方法通过X射线透射预选预先分离出铁矿石中的菱铁矿，降低入浮给矿中碳酸亚铁含量，防止菱铁矿附着于赤/磁铁矿颗粒表面，阻隔浮选药剂与赤/磁铁矿颗粒的接触，从而提升浮选效果。

此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是至少两个，例如两个，三个等，除非另有明确具体的限定。

在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体；可以是机械连接，也可以是电连接或彼此可通讯；可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系，除非另有明确的限定。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。

在本发明中，除非另有明确的规定和限定，第一特征在第二特征“上”或“下”可以是第一和第二特征直接接触，或第一和第二特征通过中间媒介间接接触。而且，第一特征在第二特征“之上”、“上方”和“上面”可是第一特征在第二特征正上方或斜上方，或仅仅表示第一特征水平高度高于第二特征。第一特征在第二特征“之下”、“下方”和“下面”可以是第一特征在第二特征正下方或斜下方，或仅仅表示第一特征水平高度小于第二特征。

在本发明中，术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。

尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims (4)

1.一种高碳酸盐难选铁矿石的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：

a、将所述铁矿石进行X射线透射预选得到富含菱铁矿的预选精矿和预选尾矿；所述铁矿石包含菱铁矿，以及赤铁矿和/或磁铁矿，所述菱铁矿含量为3-15wt％；所述X射线透射预选采用X射线透射预选机，设置X射线的能量为50-400keV，控制所述预选尾矿中菱铁矿含量＜3wt％；

b、将所述富含菱铁矿的预选精矿进行磁化焙烧，将磁化焙烧产物经磨矿后进行弱磁选得到焙烧磁选精矿和焙烧磁选尾矿；所述预选精矿的磁化焙烧为还原磁化焙烧，焙烧温度500-650℃，焙烧时间10-30min，还原剂用量10-45m³/t_预选精矿；所述弱磁选的磁场强度0.15-0.3T；

c、将所述预选尾矿经磨矿后进行强磁选得到强磁选精矿和强磁选尾矿，将所述强磁选精矿进行反浮选得到反浮选精矿和反浮选尾矿；所述反浮选为分散强化反浮选，使用的分散剂包括柠檬酸和硅酸钠；捕收剂为KS-Ⅲ；所述预选尾矿中主要矿相为赤铁矿和磁铁矿；所述预选尾矿的磨矿粒度为-200目80-85％；所述强磁选的磁场强度0.8-1T。

2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤b中，所述磁化焙烧产物的磨矿粒度为-200目85-95％。

3.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤c中，所述预选尾矿的反浮选包括粗选、精选、扫选，所述强磁选精矿进行所述粗选得到粗选精矿和粗选尾矿；所述粗选精矿进行所述精选得到精选精矿和精选尾矿，所述精选精矿为所述反浮选精矿，所述精矿尾矿返回所述粗选；所述粗选尾矿进行扫选得到扫选精矿和扫选尾矿，所述扫选尾矿为所述反浮选尾矿，所述扫选精矿返回所述粗选。

4.根据权利要求3所述的选矿方法，其特征在于，所述步骤c中，所述扫选包括一次扫选和二次扫选，所述粗选尾矿进行一次扫选得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，所述一次扫选精矿返回所述粗选；所述一次扫选尾矿进行所述二次扫选得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，所述二次扫选尾矿为所述反浮选尾矿，所述二次扫选精矿返回所述一次扫选。