白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺

1366 编辑：中冶有色技术网来源：包头钢铁（集团）有限责任公司

2022-02-21 15:58:45

权利要求

1.白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，其特征在于，包括如下步骤：

S1、原料经过二段闭路球磨后进行分级，得到一次细颗粒；其中原料的全铁品位在27％以上，亚铁品位在10％以上，氟品位在8％以上，一次细颗粒的粒度范围是-200目在86-92％之间；

S2、一次细颗粒进行一粗一精弱磁选别，得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁尾矿输送至下游进行稀土、萤石的综合回收；

S3、弱磁精矿经过二次球磨分级后，得到二次细颗粒产品；

S4、二次细粒产品进行脱泥作业，得到脱泥精矿和脱泥尾矿；

S5、脱泥精矿进行淘洗选别，得到淘洗精矿和淘洗尾矿；

S6、淘洗精矿进行铁反浮除氟作业，得到铁反浮选精矿和铁反浮选尾矿，反浮选尾矿、脱泥尾矿、淘洗尾矿均排尾。

2.根据权利要求1所述的白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，其特征在于，弱磁精矿的品位在50-56％。

3.根据权利要求1所述的白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，其特征在于，二次细颗粒产品的粒度范围是-200目在95-98％之间。

4.根据权利要求1所述的白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，其特征在于，脱泥给矿的浓度控制在25-40％之间。

5.根据权利要求4所述的白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，其特征在于，脱泥给矿的浓度控制在30-35％之间。

6.根据权利要求1所述的白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，其特征在于，铁反浮选使用的抑制剂为水玻璃，捕收剂为GE28、GQ601、TD-Ⅴ、BF—DW中的一种或多种。

7.根据权利要求1所述的白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，其特征在于，最终铁精矿的氟含量≦0.42％。

8.根据权利要求1所述的白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，其特征在于，淘洗给矿的浓度控制在35-45％之间。

9.根据权利要求1所述的白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，其特征在于，淘洗精矿控制在62-65％之间。

说明书

技术领域

本发明涉及矿山资源高效利用领域，尤其涉及白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺。

背景技术

白云鄂博矿是世界上公认的复杂难选多金属矿，也是包钢乃至全中国的重要原料基地。随着白云矿开采面的延续，萤石型高磁铁矿的比重越来越大，而传统的白云鄂博矿选矿工艺虽然能把氟降至0.5％以下，但整体工艺的药剂单耗高、回收率低，铁精矿成本大幅度的升高，对下游产品影响较大。因此，寻找一种针对白云鄂博萤石型高磁矿低成本选矿工艺显得尤为重要。

发明内容

本发明的目的是提供一种白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，降低铁精矿氟含量，提高铁精矿收率，降低成本。

为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：

本发明一种白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺，包括如下步骤：S1、原料经过二段闭路球磨后进行分级，得到一次细颗粒；其中原料的全铁品位在27％以上，亚铁品位在10％以上，氟品位在8％以上，一次细颗粒的粒度范围是-200目在86-92％之间；

S2、一次细颗粒进行一粗一精弱磁选别，得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁尾矿输送至下游进行稀土、萤石的综合回收；

S3、弱磁精矿经过二次球磨分级后，得到二次细颗粒产品；

S4、二次细粒产品进行脱泥作业，得到脱泥精矿和脱泥尾矿；

S5、脱泥精矿进行淘洗选别，得到淘洗精矿和淘洗尾矿；

S6、淘洗精矿进行铁反浮除氟作业，得到铁反浮选精矿和铁反浮选尾矿，反浮选尾矿、脱泥尾矿、淘洗尾矿均排尾。

进一步的，弱磁精矿的品位在50-56％。

进一步的，二次细颗粒产品的粒度范围是-200目在95-98％之间。

进一步的，脱泥给矿的浓度控制在25-40％之间。

进一步的，脱泥给矿的浓度控制在30-35％之间。

进一步的，铁反浮选使用的抑制剂为水玻璃，捕收剂为GE28、GQ601、TD-Ⅴ、BF—DW中的一种或多种。

进一步的，最终铁精矿的氟含量≦0.42％。

进一步的，淘洗给矿的浓度控制在35-45％之间。

进一步的，淘洗精矿控制在62-65％之间。

与现有技术相比，本发明的有益技术效果：

可将白云鄂博高氟、高磷复杂矿全流程铁精矿回收率提高1.0-2.5％、抑制剂药剂单耗基本不发生变化，捕收剂药剂单耗降低0.25-0.40kg/吨精矿，蒸汽单耗降低0.150-0.230吉焦/吨精矿，降低下游钢铁产品的成本。

附图说明

下面结合附图说明对本发明作进一步说明。

图1为本发明白云鄂博高氟、高磷复杂矿的选矿工艺流程图。

具体实施方式

如图1所示，一种白云鄂博高氟复杂矿(髙磷)的选矿工艺，包括

S1、原料经过二段闭路球磨后进行分级，得到一次细颗粒；

S2、一次细颗粒进行一粗一精弱磁选别，得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁尾矿输送至下游进行稀土、萤石的综合回收；

S3、弱磁精矿经过二次球磨分级后，得到二次细颗粒产品；

S4、二次细粒产品进行脱泥作业，得到脱泥精矿和脱泥尾矿；

S5、脱泥精矿进行淘洗选别，得到淘洗精矿和淘洗尾矿；

S6、淘洗精矿进行铁反浮除氟作业，得到铁反浮选精矿和铁反浮选尾矿，反浮选尾矿、脱泥尾矿、淘洗尾矿均排尾。

所述的原料的全铁品位在27％以上，亚铁品位在10％以上，氟含量在8％以上；所述的一次细颗粒的粒度范围是-200目在86-92％之间；所述的弱磁精矿的品位在弱磁精矿的品位在50-56％之间；所述的弱磁尾矿送至下游进行综合回收；所述的二次细颗粒产品的粒度范围是-200目在95-98％之间；所述的脱泥给矿的浓度控制在25-40％之间；所述的淘洗给矿的浓度控制在35-45％之间，淘洗精矿控制在62-65％之间；所述的铁反浮选使用的抑制剂为水玻璃，捕收剂为GE28、GQ601、TD-Ⅴ、BF—DW中的一种或多种；所述的最终铁精矿的氟含量≦0.42％。

实施例1

全铁品位为29.2％，亚铁为10.8％，氟含量为8.9％的原料经过二段闭路球磨后进行分级，得到-200目占87％的一次细颗粒矿物，该矿物进行一粗一精弱磁选别，得到品位为52.8％的弱磁精矿。该弱磁精矿球磨至-200目占96％之后进行脱泥作业，得到品位为59.2％的脱泥精矿；之后脱泥精矿进行淘洗作业，得到品位为64.5％，氟含量在0.76％的淘洗精矿；淘洗精矿进入铁反浮作业，采用BF—DW作为捕收剂，得到品位为66.5％，氟含量在0.29％的铁反浮精矿。在此过程中，铁精矿回收率由原工艺的69.1％提高至70.3％，捕收剂药剂单耗由原来的1.46kg/吨精矿降低至1.15kg/吨精矿，蒸汽单耗由原来的0.46吉焦/吨精矿降低至0.285吉焦/吨精矿。

实施例2

全铁品位为31.4％，亚铁为11.5％，氟含量为10.3％的原料经过二段闭路球磨后进行分级，得到-200目占91％的一次细颗粒矿物，该矿物进行一粗一精弱磁选别，得到品位为54.5％的弱磁精矿。该弱磁精矿球磨至-200目占95％之后进行脱泥作业，得到品位为61.5％的脱泥精矿；之后脱泥精矿进行淘洗作业，得到品位为65.0％，氟含量在0.69％的淘洗精矿；淘洗精矿进入铁反浮作业，采用GQ—601作为捕收剂，得到品位为67.1％，氟含量在0.40％的铁反浮精矿。在此过程中，铁精矿回收率由原工艺的69.8％提高至71.9％，捕收剂药剂单耗由原来的1.34kg/吨精矿降低至1.02kg/吨精矿，蒸汽单耗由原来的0.43吉焦/吨精矿降低至0.265吉焦/吨精矿。

实施例3

全铁品位为28.1％，亚铁为10.3％，氟含量为9.2％的原料经过二段闭路球磨后进行分级，得到-200目占90％的一次细颗粒矿物，该矿物进行一粗一精弱磁选别，得到品位为52.9％的弱磁精矿。该弱磁精矿球磨至-200目占95％之后进行脱泥作业，得到品位为60.1％的脱泥精矿；之后脱泥精矿进行淘洗作业，得到品位为63.8％，氟含量在0.57％的淘洗精矿；淘洗精矿进入铁反浮作业，采用BF—DW作为捕收剂，得到品位为66.1％，氟含量在0.36％的铁反浮精矿。在此过程中，铁精矿回收率由原工艺的68.2％提高至70.3％，捕收剂药剂单耗由原来的1.43kg/吨精矿降低至1.12kg/吨精矿，蒸汽单耗由原来的0.49吉焦/吨精矿降低至0.295吉焦/吨精矿。

实施例4

全铁品位为29.3％，亚铁为10.5％，氟含量为8.1％的原料经过二段闭路球磨后进行分级，得到-200目占89％的一次细颗粒矿物，该矿物进行一粗一精弱磁选别，得到品位为54.6％的弱磁精矿。该弱磁精矿球磨至-200目占96％之后进行脱泥作业，得到品位为58.9％的脱泥精矿；之后脱泥精矿进行淘洗作业，得到品位为64.5％，氟含量在0.51％的淘洗精矿；淘洗精矿进入铁反浮作业，采用GQ—601作为捕收剂，得到品位为66.6％，氟含量在0.29％的铁反浮精矿。在此过程中，铁精矿回收率由原工艺的70.7％提高至73.1％，捕收剂药剂单耗由原来的1.37kg/吨精矿降低至0.99kg/吨精矿，蒸汽单耗由原来的0.421吉焦/吨精矿降低至0.201吉焦/吨精矿。

以上所述的实施例仅是对本发明的优选方式进行描述，并非对本发明的范围进行限定，在不脱离本发明设计精神的前提下，本领域普通技术人员对本发明的技术方案做出的各种变形和改进，均应落入本发明权利要求书确定的保护范围内。