阅读说明：本技术 一种鞍山式铁尾矿中铁资源的强化回收方法 (Reinforced recovery method of iron resource in Anshan-type iron tailings ) 是由 杨光 高鹏 马自飞 孙永升 金磊 袁立宾 于 2021-08-23 设计创作，主要内容包括：本发明涉及一种鞍山式铁尾矿中铁资源的强化回收方法,其特征在于,对于品位18～26％、单体解离度<40％的铁尾矿的强化回收方法,包括下述步骤：1)强磁预选抛尾提质；2)强磁精矿的搅拌磨机细磨,获得为-0.025mm含量占85～97％的排矿产品；3)排矿产品的流态化焙烧；4)焙烧产品的弱磁选别,获得铁品位62％以上、铁回收率60％以上的弱磁精矿。本发明的优点是：强磁预选抛尾,减少后续流程处理量,节能降耗,提高效率；2)搅拌磨机细磨,减少过磨,增大反应的活性位点,强化还原,提高焙烧反应速率,缩短10％以上的焙烧时间；3)相比于“先焙烧-后细磨”流程,在精矿品位稳定情况下,提高回收率2个百分以上。(The invention relates to a method for strengthening and recovering iron resources in Anshan-type iron tailings, which is characterized by comprising the following steps of: 1) carrying out strong magnetic preselection and tailing discarding for quality improvement; 2) fine grinding the strong magnetic concentrate by using a stirring mill to obtain an ore discharge product with the content of-0.025 mm accounting for 85-97%; 3) fluidized roasting of the ore discharge product; 4) and (3) carrying out weak magnetic separation on the roasted product to obtain weak magnetic concentrate with the iron grade of more than 62% and the iron recovery rate of more than 60%. The invention has the advantages that: the tail is thrown in the strong magnetic preselection process, so that the subsequent process treatment capacity is reduced, the energy is saved, the consumption is reduced, and the efficiency is improved; 2) the stirring mill is used for fine grinding, over-grinding is reduced, active sites of reaction are increased, reduction is enhanced, the roasting reaction rate is improved, and the roasting time is shortened by over 10%; 3) compared with the flow of roasting before fine grinding, the recovery rate is improved by more than 2 percent under the condition of stable concentrate grade.)

一种鞍山式铁尾矿中铁资源的强化回收方法

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种鞍山式尾矿中铁资源的强化回收方法。

背景技术

我国铁矿资源贫矿多、富矿少，存在原矿品位低、矿物组成复杂、嵌布粒度细等特点。导致大量贫铁矿被低效率开采，产生了大量的铁尾矿，其无序堆放不仅严重影响了周边环境，更是铁矿资源的浪费。由于铁尾矿具有含铁量高、粒度细，无采矿和破碎成本等优势，对铁尾矿中的有价的铁矿物进行回收再利用，是处理铁尾矿的最佳方法。从铁尾矿中回收铁不仅减少了铁尾矿排放量，而且对提高了铁矿资源的综合利用率，创造了新的经济价值。

由于铁尾矿存在铁矿物嵌布粒度细，单体解离度偏低等特点，因此常规回收铁尾矿中铁资源的工艺，必须包括细磨作业以提高铁矿物的单体解离度，然后采用常规选矿方法进行选别回收。但是实际应用中，常规选矿方法重选，磁选，浮选及联合工艺均难达到较好的效果。例如，经过细磨后的铁尾矿，重选不能处理粉状矿石；磁选场强低易造成微细粒铁矿物流失，降低回收率，磁选场强高易造成磁团聚，降低产品质量；对于浮选来说，细磨后会造成浮选矿浆泥化，浮选效果变差，浮选药剂用量急剧升高，成本更要增加。另外，有研究表明，采用对强磁选富集后的铁尾矿磁化焙烧后再进行细磨弱磁选的工艺，效果好于采用常规选矿方法进行铁尾矿的再回收利用，但是磁化焙烧方法的不足之处是能耗偏高，成本增加。

综上所述，现有技术铁尾矿中铁资源的回收工艺存在以下两个难点：一、铁尾矿粒度细且铁矿物单体解离度低，必须进行细磨矿，但过磨又易导致后续作业铁矿物流失；二、铁矿物与脉石间磁性差异小，磁选机场强低铁易流失，回收率降低，磁选机场强高易造成磁团聚，精矿质量难以保证。磁化焙烧工艺有应用前景，但是尚需作进一步深入研究探讨。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种鞍山式铁尾矿中铁资源的强化回收方法，本发明通过对强磁精矿的窄级别磨矿，强化铁矿物单体解离，同时增大比表面积和活性位点，促进和强化还原焙烧的效果，利于通过后续弱磁选作业回收铁精矿，提高铁矿资源回收率。

本发明是通过下述技术方案实现的：

本发明的一种鞍山式铁尾矿中铁资源的强化回收方法，其特征在于包括下述步骤：

步骤1、铁尾矿的强磁预选抛尾提质

将铁尾矿给入强磁选机进行预选抛尾提质，抛除强磁尾矿，获得铁品位为30～40％、铁回收率为75～86％的强磁精矿；

步骤2、强磁精矿的搅拌磨机细磨

将强磁精矿给入搅拌磨机进行窄级别细磨，获得为-0.025mm含量占85～97％的搅拌磨机排矿产品；

步骤3、搅拌磨机排矿产品的流态化焙烧

将搅拌磨机排矿产品烘干，混匀，给入焙烧炉进行流态化焙烧，获得焙烧产品；流态化焙烧的工艺参数为：焙烧炉内焙烧温度为500～580℃，通入焙烧炉内的氮气和CO或H₂的比例为1:1～5:1，焙烧时间为10～30min。在此阶段，还原性气体与Fe₂O₃发生的主要反应如下，生成强磁性的磁铁矿Fe₃O₄：

Fe₂O₃+CO→Fe₃O₄+CO₂

Fe₂O₃+H₂→Fe₃O₄+H₂O

步骤4、焙烧产品的弱磁选别

将焙烧产品给入常规湿式弱磁选机进行弱磁选别，弱磁尾矿抛尾，获得铁品位62％以上、铁回收率60％以上的弱磁精矿，弱磁精矿为最终精矿。

优选地，在步骤1中，所述的铁尾矿为-0.074mm粒级含量占50～90％、铁品位18～26％，铁矿物单体解离度<40％的铁尾矿。

优选地，在步骤1中，所述的强磁选机，其磁场强度范围为6000～10000Oe。

优选地，在步骤2中，所述的搅拌磨机，其规格型号为NEUMM-3型的陶瓷球搅拌磨磨机；

优选地，在步骤4中，所述的常规湿式弱磁选机，其磁场强度范围为1000～1800Oe。

与现有技术相比，本发明的优点是：

1、本发明通过强磁选预富集作业，可预先抛出部分脉石，减少后续流程处理量，节能降耗，节约成本，提高生产效率；

2、本发明采用以研磨作用为主的搅拌磨，实现铁矿物的窄级别细磨、超细磨，控制产品的粒度范围，减少过磨现象的发生；同时提高铁矿物的单体解离度，降低颗粒粒度，增大比表面积和反应的活性位点，有利于提高焙烧反应速率，缩短焙烧反应时间，从而达到强化还原的目的；

3、相比于传统焙烧方式，流态化焙烧的气固接触更加充分，传质传热效率更高。

4、相比于原来“先焙烧-后细磨”工艺流程，本发明可在精矿品位稳定情况下，提高最终精矿铁回收率1-3个百分点，同时，缩短10～20％的焙烧时间。

附图说明

图1为本发明实施的工艺流程。

图2原“先焙烧-后细磨”工艺流程。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明作进一步说明。

铁尾矿品位低，除了以脉石矿物为主以外，其特点普遍为强磁性铁矿物含量相对低、弱磁性铁矿物含量相对高、单体铁矿物和富连生体含量相对低、铁矿物贫连生体含量相对高。因此，首先对铁尾矿试样进行强磁抛尾预富集作业，以便减少后续作业的处理量，节能降耗，提高生产效率。

实施例1

铁尾矿：

选取鞍山地区某铁尾矿，有用矿物为赤铁矿和磁铁矿，脉石矿物主要为石英，粒度为-0.074mm含量占64％、铁品位19％、铁矿物单体解离度35％，

试验设备：

试验采用的弱磁选机规格型号为：RK/CRSΦ400×300型滚筒磁选机，武汉洛克制造有限公司；

强磁机规格型号为：LGS-1000立式感应湿式强磁选机，沈阳隆基电磁科技有限公司；

搅拌磨机规格型号为：NEUMM-3型陶瓷球搅拌磨磨机，东北大学；

流态化焙烧炉型号为：OTF-1200X-S-VT立式悬浮炉，合肥科晶。

具体实施过程如下：

步骤1、铁尾矿的强磁预选抛尾提质

将铁尾矿给入强磁选机进行预选抛尾提质(磁场强度10000Oe)，抛除强磁尾矿，获得铁品位为32.21％、铁回收率为84.10％的强磁精矿；

步骤2、强磁精矿的搅拌磨机细磨

将强磁精矿给入搅拌磨机进行窄级别细磨，获得-0.025mm含量占95％的搅拌磨机排矿产品；

步骤3、搅拌磨机排矿产品的流态化焙烧

将搅拌磨机排矿产品烘干、混匀后，给入焙烧炉进行流态化焙烧，获得焙烧产品；流态化焙烧的工艺参数为：焙烧炉内焙烧温度控制在510～530℃之间，通入焙烧炉内的氮气和CO或H₂的比例为4:1，焙烧时间为20min。在此阶段，还原性气体与Fe₂O₃发生的主要反应如下，生成强磁性的磁铁矿Fe₃O₄：

Fe₂O₃+CO→Fe₃O₄+CO₂

Fe₂O₃+H₂→Fe₃O₄+H₂O

步骤4、焙烧产品的弱磁选别

将焙烧产品给入湿式弱磁选机进行弱磁选别(磁场强度为1500Oe)，弱磁尾矿抛尾，获得铁品位62.51％，铁回收率61.41％的弱磁选铁精矿，弱磁精矿为最终精矿。

相比于“先焙烧-后细磨”流程的最终精矿品位62.45％、铁回收率60.01％的技术指标，本发明可在精矿品位稳定情况下，提高铁回收率1.41个百分点，同时，缩短15％的焙烧时间。

实施例2

实施例2使用设备及流程与实施例1相同，不同点在于：

铁尾矿矿样为铁品位23％，铁矿物单体解离度31％，-0.074mm含量为67％。

强磁(磁场强度8500Oe)预选抛尾提质获得了全铁品位为36％，铁回收率81％的强磁精矿；

搅拌磨机细磨产品粒度为-0.025mm含量91％；

流态化焙烧温度维持在540～560℃，炉体内通入比例为3.5:1的氮气和CO或H2；

焙烧产品采用普通湿式弱磁选机(磁场强度为1200Oe)进行磁选作业，最终得到铁品位63.23％，铁回收率60.67％的弱磁选铁精矿。

相比于“先焙烧-后细磨”流程的最终精矿品位63.16％、铁回收率58.52％的技术指标，本发明可在精矿品位稳定情况下，提高铁回收率2.15个百分点，同时，缩短12％的焙烧时间。