权利要求
1.一种弱磁性难选铁矿石粗颗粒短流程选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
A. 对含铁品位30%~35%、粒度100mm以下的弱磁性难选铁矿石，采用锤式破碎机破碎至10mm以下，并筛分为0-1mm、1-5mm、5-10mm三个粒级;
B. 根据各粒级特性分别进行选矿：
对0-1mm粒级，采用场强6000GS的高梯度湿式强磁选机进行粗颗粒湿式选矿，得到0-1mm精矿1和0-1mm尾矿1;
对1-5mm粒级，采用场强7000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿，得到1-5mm精矿和1-5mm尾矿;
对5-10mm粒级，采用场强7000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿，得到5-10mm精矿和5-10mm尾矿;
C. 将步骤B得到的1-5mm尾矿和5-10mm尾矿混合后破碎至3mm以下，采用场强8000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿，得到0-3mm精矿和0-3mm尾矿，其中0-3mm尾矿品位控制在8%以下;
D. 将步骤C得到的0-3mm精矿破碎至1mm以下，与步骤B得到的0-1mm尾矿1混合，采用场强8000GS的高梯度湿式强磁选机进行选矿，得到0-1mm精矿2和0-1mm尾矿2;
E. 将步骤B得到的0-1mm精矿1、1-5mm精矿、步骤D得到的0-1mm精矿2混合，得到0-5mm粗颗粒精矿，直接作为烧结配料使用;将步骤B得到的5-10mm精矿直接作为烧结配料或高炉块矿配料使用;将步骤C得到的0-3mm尾矿与步骤D得到的0-1mm尾矿2混合后外排;
所述方法全程不进行磨矿作业，直接产出粗颗粒合格精矿。
2.如权利要求1所述的一种弱磁性难选铁矿石粗颗粒短流程选矿方法，其特征是：步骤A所述的弱磁性难选铁矿石中，含有60%~65%品位45%以上的1-10mm块状铁矿石、25%~30%品位44%以上的1mm以下铁矿石，以及10%~15%品位5%~10%的含铁围岩和脉石。
3.如权利要求1所述的一种弱磁性难选铁矿石粗颗粒短流程选矿方法，其特征是：步骤B中，0-1mm粒级含有40%以上的-200目细粒级粉矿，分散度差，采用立环高梯度粗颗粒强磁选机湿式选别;1-5mm和5-10mm粒级分散度好，采用永磁辊式强磁选机干式选别。
4.如权利要求1所述的一种弱磁性难选铁矿石粗颗粒短流程选矿方法，其特征是：步骤C中，将1-5mm尾矿和5-10mm尾矿混合破碎至3mm以下，使其中未解离的低品位铁矿物与脉石实现解离，再经8000GS辊式强磁选机干式选矿，得到品位35%以上的0-3mm精矿和品位8%以下的合格尾矿。
5.如权利要求1所述的一种弱磁性难选铁矿石粗颗粒短流程选矿方法，其特征是：步骤D中，将品位35%以上的0-3mm精矿破碎至1mm以下，与0-1mm尾矿1混合后，经8000GS高梯度湿式强磁选机选矿，得到品位44%以上的0-1mm精矿2。
6.如权利要求1所述的一种弱磁性难选铁矿石粗颗粒短流程选矿方法，其特征是：步骤E中，0-5mm粗颗粒精矿品位达到45%以上，可直接用于烧结配料;5-10mm精矿品位达到47%以上，可直接作为高炉块矿配料或烧结配料;综合尾矿品位控制在10%以下，金属回收率达到88%以上。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种弱磁性难选铁矿石的粗颗粒短流程选矿工艺，特别适用于高、低品位混杂、铁矿物与脉石嵌布粒度不均的弱磁性难选铁矿石的无磨矿、低成本、低碳排放选矿。
背景技术
[0002]我国弱磁性难选铁矿石资源储量丰富，约占铁矿石总储量的70%以上，其中以酒钢镜铁山矿为代表的菱铁矿、褐铁矿、赤铁矿混合型矿石尤为典型。该类矿石的特点是：各矿体矿石品位高低不均，采出后混合输出，平均品位仅30%~35%;矿石中含有60%~65%品位45%以上的1-10mm块状铁矿石、25%~30%品位44%以上的1mm以下粉矿，以及10%~15%品位5%~10%的含铁围岩(千枚岩)和脉石(碧玉、石英)。理论上，该类矿石在粗颗粒状态下即可实现高品位铁矿石与含铁围岩、脉石的分离，并不适宜传统细磨选矿工艺。
[0003]目前，针对该类弱磁性难选铁矿石，工业上主要采用以下两种处理路线：
(1)细磨-强磁选工艺：将0-15mm粉矿磨至-300目占90%以上，再采用高梯度强磁选机选别。该工艺存在精矿品位低(仅43%左右)、金属回收率低(约65%)的问题。其根本原因是：细磨后，高品位铁矿石发生过粉碎，与易磨细、易泥化的千枚岩等脉石矿物粘附在一起，难以有效分离。
[0004](2)磁化焙烧-弱磁选-反浮选工艺：将15-100mm块矿采用竖炉磁化焙烧，或0-15mm粉矿采用悬浮炉磁化焙烧，再经弱磁选、反浮选得到铁精矿。该工艺虽可获得品位56%~59%、回收率70%~89%的精矿指标，但存在能耗高、工艺流程长、设备投资大、生产成本高、二氧化碳排放量大等突出问题。
[0005]近年来，有研究者提出采用“破碎-分级-分粒级干式预选”的思路处理弱磁性铁矿石。例如，已有公开技术将弱磁性铁矿石破碎至80mm以下，分级为多个粒级，分别采用干式强磁选机、跳汰机等设备进行预选抛尾。然而，此类技术仍存在以下不足：
仅作为预选环节，预选精矿仍需进入后续磨矿-选别系统，未能实现“无磨矿”直接产出最终产品;
采用全干式工艺，对0-1mm细粒级粉矿(尤其含-200目细粉)分散度差，干式选矿效果不佳，精矿品位难以提高;
未形成闭环循环，干选尾矿直接抛弃，其中仍含有未解离的低品位铁矿石，造成资源浪费;
未实现粗颗粒精矿直接作为烧结或高炉配料，预选产品粒度较粗，仍需进一步处理才能利用。
[0006]综上所述，现有弱磁性难选铁矿石选矿工艺存在“细磨难分离、焙烧高能耗、预选不彻底”的技术瓶颈，亟需开发一种能够在粗颗粒状态下实现高效分离、无需磨矿、直接产出可销售精矿的短流程选矿工艺，以降低选矿成本、提高资源利用率、减少碳排放。
发明内容
[0007]本发明针对弱磁性难选铁矿石选矿领域中存在的上述技术缺陷，提供一种弱磁性难选铁矿石粗颗粒短流程选矿工艺。本发明所要解决的技术问题是：针对弱磁性难选铁矿石中高品位铁矿物与低品位围岩在粗颗粒状态下已实现天然解离的特性，克服传统选矿工艺中“细磨难分离、焙烧高能耗、预选不彻底”的技术瓶颈，解决强磁选工艺精矿品位低、金属回收率低，以及磁化焙烧-弱磁选-反浮选工艺能耗高、成本高、碳排放高、工艺流程长的问题，同时解决现有粗颗粒预选工艺仅作为预选环节、未能实现无磨矿直接产出最终产品的问题，实现弱磁性难选铁矿石在粗颗粒状态下的高效分离与直接利用。
[0008]为实现上述目的，本发明采用以下技术方案。
[0009]一种弱磁性难选铁矿石粗颗粒短流程选矿工艺，其包括以下步骤：
A. 对含铁品位30%~35%、粒度100mm以下的弱磁性难选铁矿石，采用锤式破碎机破碎至10mm以下，并筛分为0-1mm、1-5mm、5-10mm三个粒级。
[0010]所述弱磁性难选铁矿石属于高、低品位矿石混杂、铁矿物嵌布粒度粗细不均的难选弱磁性铁矿石，其中含有60%~65%品位45%以上的1-10mm块状铁矿石、25%~30%品位44%以上的1mm以下铁矿石，以及10%~15%品位5%~10%的含铁围岩千枚岩、脉石碧玉和石英。该类矿石中铁矿物与脉石在粗颗粒状态下已实现天然解离，为粗颗粒选矿提供了有利条件。
[0011]B. 根据0-1mm、1-5mm、5-10mm粒级弱磁性铁矿石的不同特性，分别采取不同的粗颗粒选矿工艺进行处理：
(1)对0-1mm粒级弱磁性铁矿石，该粒级含有约40%以上的-200目细粒级粉矿，分散度较差，无法采用干式选矿工艺进行处理，采用场强6000GS的立环高梯度粗颗粒强磁选机进行湿式选矿，得到0-1mm精矿1和0-1mm尾矿1，其中0-1mm精矿1品位达到45%以上;
(2)对1-5mm粒级弱磁性铁矿石，该粒级分散度好，适合永磁辊式强磁选机干式选矿，采用场强7000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿，得到1-5mm精矿和1-5mm尾矿，其中1-5mm精矿品位达到46%以上;
(3)对5-10mm粒级弱磁性铁矿石，该粒级分散度好，适合永磁辊式强磁选机干式选矿，采用场强7000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿，得到5-10mm精矿和5-10mm尾矿，其中5-10mm精矿品位达到47%以上。
[0012]C. 将步骤B得到的1-5mm尾矿和5-10mm尾矿混合后破碎至3mm以下。1-5mm尾矿和5-10mm尾矿中含有一部分未与脉石解离的低品位铁矿石以及围岩、已解离脉石，为进一步实现铁矿物与脉石解离，需要将该混合物破碎至3mm以下，经大量试验证明，破碎至该粒度后低品位铁矿物与脉石能够实现解离。随后采用场强8000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿，得到0-3mm精矿和0-3mm尾矿，其中0-3mm精矿品位达到35%以上，0-3mm尾矿品位控制在8%以下，作为合格尾矿外排。
[0013]D. 将步骤C得到的0-3mm精矿破碎至1mm以下，与步骤B得到的0-1mm尾矿1混合，各粒级破碎试验表明，0-3mm精矿破碎至1mm以下后与0-1mm尾矿1混合，能够进一步提高选矿效果。采用场强8000GS的高梯度粗颗粒强磁机进行湿式选矿，得到0-1mm精矿2和0-1mm尾矿2，其中0-1mm精矿2品位达到44%以上，0-1mm尾矿2与步骤C得到的0-3mm尾矿一同按合格尾矿外排，综合尾矿品位控制在10%以下。
[0014]E. 将步骤B得到的0-1mm精矿1、1-5mm精矿与步骤D得到的0-1mm精矿2混合，形成0-5mm粗颗粒精矿，可直接作为烧结配料使用;将步骤B得到的5-10mm精矿作为烧结配料使用，也可直接作为高炉块矿配料使用。由于0-5mm粒级范围的粗颗粒精矿能够增加烧结透气性，对烧结环节具有有利影响，而5-10mm精矿直接替代外购高品位块矿用于高炉配料，可省去焙烧、磨矿乃至烧结环节，实现显著的降本增效。
[0015]上述工艺自原矿破碎筛分至最终精矿产出，全程不进行磨矿作业，直接产出可供烧结或高炉使用的粗颗粒合格精矿。
[0016]与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
现有弱磁性难选铁矿石选矿工艺主要存在两条技术路线：一为细磨-强磁选工艺，需将矿石磨至-300目占90%以上，存在精矿品位低(仅43%左右)、金属回收率低(约65%)的问题;二为磁化焙烧-弱磁选-反浮选工艺，虽可获得品位56%~59%、回收率70%~89%的精矿指标，但能耗高、工艺流程长、设备投资大、生产成本高、二氧化碳排放量大。近年来出现的粗颗粒预选工艺仅作为预选环节，预选精矿仍需进入后续磨选系统，未能实现无磨矿直接产出最终产品。本发明通过上述技术方案，成功解决了上述技术问题，取得了以下有益效果。
[0017](1)实现了弱磁性难选铁矿石的无磨矿选矿。本发明充分利用弱磁性难选铁矿石中铁矿物与脉石在粗颗粒状态下已实现天然解离的特性，采用“破碎-筛分-分粒级干湿联合选矿-尾矿归集再破碎再选”的工艺流程，全程不进行任何磨矿作业，从根本上消除了磨矿环节带来的能耗和过粉碎问题。经工业试验验证，对于含铁品位30%~35%的弱磁性难选铁矿石，该工艺可取得0-10mm粗颗粒精矿品位45.75%~46.63%、精矿产率57.89%~69.31%、金属回收率88.28%~92.34%的优异指标，精矿品位45%以上的强磁精矿扣除约18%的烧损后品位达到55%以上，属合格强磁铁精矿。
[0018](2)大幅降低了选矿加工成本。与传统磁化焙烧-弱磁选-反浮选工艺相比，本发明摒弃了焙烧、磨矿等高能耗环节，选矿加工成本降低50%以上。以酒钢镜铁山矿区为例，年创效可达亿元以上，对于提升钢铁产品市场竞争力具有重要意义。
[0019](3)显著降低了碳排放。本发明无需磁化焙烧，避免了焙烧过程产生的二氧化碳排放，是一种绿色低碳的选矿工艺，符合国家“双碳”目标下资源节约与环境保护并重的发展要求。
[0020](4)实现了粗颗粒精矿的直接利用。本发明产出的0-5mm粗颗粒精矿可直接作为烧结配料使用，0-5mm粒级范围能够增加烧结透气性，对烧结环节具有有利影响;5-10mm精矿既可作为烧结配料，也可直接替代外购高品位块矿作为高炉块矿配料使用，省去了焙烧、磨矿乃至烧结环节，进一步降低了钢铁生产的全流程成本。
[0021](5)工艺流程短、设备配置简单。本发明采用锤式破碎机、振动筛、辊式强磁选机、高梯度湿式强磁选机等常规选矿设备进行组合，无需建设焙烧炉窑、磨矿分级系统等复杂设备，投资少、建设周期短、操作维护简便、运行稳定可靠。
[0022](6)资源综合利用率高。本发明通过“尾矿归集再破碎再选”的闭环设计，将1-5mm尾矿和5-10mm尾矿混合破碎至3mm以下再选，使其中未解离的低品位铁矿物得到充分回收，综合尾矿品位控制在10%以下，最大限度减少了金属损失，提高了资源综合利用率。
附图说明
[0023]图1为本发明一种弱磁性难选铁矿石粗颗粒短流程选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
[0024]下面结合附图和具体实施例对本发明作进一步详细说明。以下实施例仅用于说明本发明，而非对本发明的保护范围构成任何限制。
[0025]实施例1
本实施例以含铁品位30%的弱磁性难选铁矿石为原料，采用本发明所述的粗颗粒短流程选矿工艺进行处理。
[0026]A. 破碎与筛分
取含铁品位30%、粒度100mm以下的弱磁性难选铁矿石，采用锤式破碎机破碎至10mm以下，经筛分得到0-1mm、1-5mm、5-10mm三个粒级产品。其中，0-1mm粒级占比20%，1-5mm粒级占比30%，5-10mm粒级占比50%。
[0027]B. 各粒级分选
(1)0-1mm粒级：采用场强6000GS的高梯度湿式强磁选机进行粗颗粒湿式选矿。获得0-1mm精矿1品位45%，精矿产率40%，尾矿1品位13.83%;折合对原矿的综合精矿产率为8%。
[0028](2)1-5mm粒级：采用场强7000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿。获得1-5mm精矿品位46%，精矿产率43%，尾矿品位15.82%;折合对原矿的综合精矿产率为12.9%。
[0029](3)5-10mm粒级：采用场强7000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿。获得5-10mm精矿品位47%，精矿产率45%，尾矿品位20.09%;折合对原矿的综合精矿产率为20.5%。
[0030]C. 干选尾矿归集再破碎再选
将步骤B得到的1-5mm尾矿和5-10mm尾矿混合后破碎至3mm以下，采用场强8000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿。获得0-3mm精矿品位35%，精矿产率38.72%，0-3mm尾矿品位8%。折合对原矿的精矿综合产率为17.27%，尾矿综合产率为27.33%。
[0031]D. 0-3mm精矿再破碎后湿选
将步骤C得到的0-3mm精矿破碎至1mm以下，与步骤B得到的0-1mm尾矿1混合，采用场强8000GS的高梯度湿式强磁选机进行选矿。获得0-1mm精矿2品位44%，0-1mm尾矿2品位9%。0-1mm精矿2产率49.49%，折合对原矿的综合产率为14.49%;0-1mm尾矿2综合产率为14.78%。
[0032]E. 产品与尾矿归并
将步骤B得到的0-1mm精矿1、1-5mm精矿以及步骤D得到的0-1mm精矿2混合，形成0-5mm粗颗粒精矿;将步骤B得到的5-10mm精矿单独收集。将步骤C得到的0-3mm尾矿(品位8%)与步骤D得到的0-1mm尾矿2(品位9%)混合，得到综合尾矿品位8.35%，综合尾矿产率42.11%。
[0033]最终获得0-10mm粗颗粒精矿(由0-5mm精矿和5-10mm精矿合并)品位45.75%，精矿产率57.89%，金属回收率88.28%。0-5mm粗颗粒精矿可直接作为烧结配料使用，5-10mm精矿既可作为烧结配料，也可作为高炉块矿配料使用。
[0034]实施例2
本实施例以含铁品位35%的弱磁性难选铁矿石为原料，采用本发明所述的粗颗粒短流程选矿工艺进行处理。
[0035]A. 破碎与筛分
取含铁品位35%、粒度100mm以下的弱磁性难选铁矿石，采用锤式破碎机破碎至10mm以下，经筛分得到0-1mm、1-5mm、5-10mm三个粒级产品。其中，0-1mm粒级占比20%，1-5mm粒级占比30%，5-10mm粒级占比50%。
[0036]B. 各粒级分选
(1)0-1mm粒级：采用场强6000GS的高梯度湿式强磁选机进行粗颗粒湿式选矿。获得0-1mm精矿1品位45.6%，精矿产率42%，尾矿1品位20.69%;折合对原矿的综合精矿产率为8.4%。
[0037](2)1-5mm粒级：采用场强7000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿。获得1-5mm精矿品位47.1%，精矿产率45%，尾矿品位24.92%;折合对原矿的综合精矿产率为13.5%。
[0038](3)5-10mm粒级：采用场强7000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿。获得5-10mm精矿品位48.7%，精矿产率48%，尾矿品位25.43%;折合对原矿的综合精矿产率为24%。
[0039]C. 干选尾矿归集再破碎再选
将步骤B得到的1-5mm尾矿和5-10mm尾矿混合后破碎至3mm以下，该混合尾矿品位为25.23%。采用场强8000GS的辊式强磁选机进行粗颗粒干式选矿。获得0-3mm精矿品位36.1%，精矿产率42.5%，0-3mm尾矿品位8.6%。折合对原矿的精矿综合产率为25.7%，尾矿综合产率为16.8%。
[0040]D. 0-3mm精矿再破碎后湿选
将步骤C得到的0-3mm精矿破碎至1mm以下，与步骤B得到的0-1mm尾矿1混合，采用场强8000GS的高梯度湿式强磁选机进行选矿。获得0-1mm精矿2品位44.6%，0-1mm尾矿2品位8.9%。0-1mm精矿2产率62.76%，折合对原矿的综合产率为23.41%;0-1mm尾矿2综合产率为13.89%。
[0041]E. 产品与尾矿归并
将步骤B得到的0-1mm精矿1、1-5mm精矿以及步骤D得到的0-1mm精矿2混合，形成0-5mm粗颗粒精矿;将步骤B得到的5-10mm精矿单独收集。将步骤C得到的0-3mm尾矿(品位8.6%)与步骤D得到的0-1mm尾矿2(品位8.9%)混合，得到综合尾矿品位8.74%，综合尾矿产率30.69%。
[0042]最终获得0-10mm粗颗粒精矿(由0-5mm精矿和5-10mm精矿合并)品位46.63%，精矿产率69.31%，金属回收率92.34%。0-5mm粗颗粒精矿可直接作为烧结配料使用，5-10mm精矿既可作为烧结配料，也可作为高炉块矿配料使用。
[0043]上述两个实施例表明，采用本发明所述工艺处理含铁品位30%~35%的弱磁性难选铁矿石，均可取得精矿品位45%以上、金属回收率88%以上的优异指标，且全程无需磨矿作业，直接产出可供烧结或高炉使用的粗颗粒精矿，实现了弱磁性难选铁矿石的低成本、低碳、短流程高效利用。
[0044]以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明。凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换或改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
说明书附图(1)
