CN101274301A - 贫赤铁矿重精细筛再选工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种贫赤铁矿重精细筛再选工艺,其特征在于:它是一种重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺,主要包括:重选精矿细筛再选工艺,将重选精矿中粗粒级富连生体进行细筛分离,对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨实现的。重精再选设备采用振网筛为细筛分选设备,选择筛孔0.15×0.3mm的筛片进行选别。本发明本发明是一种针对贫赤铁矿石选矿技术,针对重选精矿提质工艺流程,将重选精矿通过细筛再选,重精质量可提高1.07%,筛上产率为13.21%的粗连生体可返回二次球磨的再磨。该工艺优化整个生产流程,生产操作灵活的优点。
Description
技术领域
本发明涉及一种铁矿石选别技术领域,是针对贫赤铁矿石的选矿工艺,特别涉及一种贫赤铁矿重精细筛再选工艺。
背景技术
目前,在公知的技术中,针对贫赤铁矿石的选矿工艺技术中,齐大山选矿厂采用贫赤铁矿选矿重选-磁选-阴离子反浮工艺流程,重选、浮选选别出最终精矿。2002年铁精矿品位66.81%,其中浮精品位67.72%,重精品位65.95%,重精产率51.54%;浮精产率48.46%。近年来,随着对最终精矿品位要求的不断提高,重选、浮选精矿品位不断的提高。但提高过程中,浮选提高品位潜力大,重选没有更好的提质措施,便以提高浮选品位为主,结果造成重选精品位低,产率小,浮选精矿品位高,产率大;2004年铁精矿品位67.53%,其中浮精品位68.24%,重精品位66.47%,重精产率40.11%。重精产率由51.54%降低到40.11%。浮精品位由67.72%提高到68.24%,浮精产率由48.46%提高到59.89%。由于流程结构的变化,导致了浮选作业压力增大,综合尾矿品位上升。
传统的贫赤铁矿石重选采用单一螺旋溜槽选别,即利用矿物在槽面上所受重力,离心力,水流冲击力,摩擦力得不同而将有用矿矿物与脉石矿物分离,但其中比重大的脉石细颗粒,及比重小的有用精矿粗颗粒没有得到充分的选别。
发明内容
本发明的目的是为克服上述存在的缺陷,提供一种重选提质优化选矿工艺,即重选精矿进行细筛再选工艺,将重选精矿再进行按粒度大小进行分选的工艺,使贫赤铁矿选矿重选-磁选-阴离子反浮工艺流程更加趋于合理,使最终精矿品位得以保证的前提下,减轻浮选压力,流程结构更加合理,生产操作更加灵活。
本发明贫赤铁矿重精细筛再选工艺内容简述:
本发明贫赤铁矿重精细筛再选工艺,其特征在于:它是一种重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺,主要包括:重选精矿细筛再选工艺,将重选精矿中粗粒级富连生体进行细筛分离,对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨,是由下列步骤实现的:
(1)、将浓度为40-45%,粒度为-200目含量为40-45%,品位为33-36%的贫赤铁矿石给入重选螺旋溜槽,进行一段粗选,一段精选,一段扫选选别,选别出品位为64-67%重选精矿,品位为44-46%的重选中矿,品位为15-20%的重选尾矿;
(2)、将重精中粗粒级富连生体进行细筛分离,对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨,将浓度为40-45%,粒度-200目,含量为60.83%,品位为66.18%的重选精矿,给入振网细筛进行再选分离;
(3)、振网细筛分选出筛上浓度51%,粒度-200目,含量16.98%,品位59.19%的粗粒富连生体返回二次磨矿分机系统,筛下浓度27.48%,粒度-200目含量68.53%的高品位精矿做为重选精矿。
重精再选设备采用振网筛为细筛分选设备,选择筛孔0.15×0.3mm的筛片进行选别。
本发明是一种针对贫赤铁矿石选矿技术,针对重选精矿提质工艺流程,将重选精矿通过细筛再选,重精质量可提高1.07%,筛上产率为13.21%的粗连生体可返回二次球磨的再磨。该工艺优化整个生产流程,生产操作灵活的优点。对重选作业:增大了粗螺、精螺精矿带的宽度,而增加了粗螺精矿、精螺精矿的产率,可保证重精细筛再选后,提高品位的重精(筛下)产率不降低,有利综合精矿品位的提高,粗螺边尾不动,粗螺中矿相对变窄,减少了扫螺作业扫中磁作业的给矿量,同时也降低了它们的给矿品位,有利于扫中磁作业尾矿品位的降低。
附图说明
图1是贫赤铁矿重精细筛再选工艺流程图
图中:1是贫赤铁矿石;2是粗细分级作业、2’是粗粒物料、2”是细粒物料;3是重选作业螺旋溜槽、3’是重选精矿、3”是重选中矿、3”’是重选尾矿;4是细筛作业、4’是细筛筛下物料、4”是细筛筛上物料;5是二次分级作业、5’是分级溢流、5”是分级沉砂;6是二次磨矿作业、6’是二次磨矿产品;7是磁选作业、7’是磁精、7”是磁尾;8是浮选作业、8’浮精、8”是浮尾。
具体实施方式
本发明贫赤铁矿重精细筛再选工艺是这样实现的,下面结合附图作具体说明。见图1,当经一次磨矿分级合格后的原料贫赤铁矿石1经粗细分级旋流器2分级成粗、细两种物料,其中粗粒物料即旋流器沉砂2’送入重选作业螺旋溜槽3进行选别,选出三种产品,重选精矿3’,重选中矿3”,重选尾矿3”’。细粒物料2”由旋流器溢流送入磁选作业7,分选出磁精7’和磁尾7”,磁精7’送入浮选作业8,分选出浮精8’和浮尾8”; 重选尾矿3”’、磁尾7”、浮尾8”合并构成最终尾矿。重选精矿3’、浮精8’ 合并构成最终精矿。
本发明是将构成最终精矿的重精3’给入细筛4进行再选,细筛筛上4”汇入重选中矿3”给入二次分级作业5、二次磨矿作业6进行二次磨矿分级再磨,细筛筛下4’和浮精8’合并构成新的最终精矿。
本发明优化了整个生产工艺流程,生产操作、技术方法比以前有了较大而合理的变化。
(1)在重精品位为66.18%时,通过细筛再选,筛下品位达到67.25%,提高了1.07%,筛下产率为86.79%,筛上返回二次球磨的产率仅为13.21%,筛机量效率为95.83%。
(2)重精品位提高以后,缓解浮选作业压力,若流程操作相应调整,浮选作业精矿品位控制在67.5-68%之间,综合精矿品位还保持在原有水平,即67.5%左右,但浮选作业尾矿品位还可进一步降低,从而进一步降低综合尾矿品位,降低选比,增加铁精矿产量。这有待今后进一步研究。
(3)当重精品位在67%以上时,可以停振动筛,或流程操作相应调整,增加重选精矿产率,减少流程中矿循环量。
(4)重选精矿通过细筛再选,若筛下品位保持原有水平不变,即66.5%左右,流程操作相应调整,即增大重选作业精矿产率,则返回二次磨矿作业产率不会增加,重选作业各部金属量下降,整个流程循环负荷相应下降,从而优化了全流程。
(5)细筛再选后,粗螺精滑块调整对重精品位波动影响很小,指标稳定性大大提高。如粗螺精滑块摆放宽度由120mm调到240至300mm,重精细筛再选筛下品位波动在0.5%左右,而以往重精品位大致由67%降到62%,存在5%的波动。
(6)难选矿比例增加后,铁精矿品位难保计划67.5%,原因主要是重精低,重精细筛再选,可以改善这种状况。
本发明重精细筛再选后,重精品位的提高,占精矿产率的不减,在确保二选综合精矿品位合格的情况下,给浮选作业操作适当降低浮选精矿品位,尽量降低浮尾品位创造了有利的条件。重精细筛再选多生产高品位的重选精矿和抛出重选尾矿,使中矿循环量与金属量得到减少,进入粗细分级的细粒选别作业的产率随之减少,品位也随之降低。给强磁作业均给矿,稳定操作创造了有利的条件。
Claims (3)
1. 一种贫赤铁矿重精细筛再选工艺,其特征在于:它是一种重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺,主要包括:重选精矿细筛再选工艺,将重选精矿中粗粒级富连生体进行细筛分离,对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨,是由下列步骤实现的:
(1)、将浓度为40-45%,粒度为-200目含量为40-45%,品位为33-36%的贫赤铁矿石给入重选螺旋溜槽,进行一段粗选,一段精选,一段扫选选别,选别出品位为64-67%重选精矿,品位为44-46%的重选中矿,品位为15-20%的重选尾矿;
(2)、将重精中粗粒级富连生体进行细筛分离,对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨,将浓度为40-45%,粒度-200目,含量为60.83%,品位为66.18%的重选精矿,给入振网细筛进行再选分离;
(3)、振网细筛分选出筛上浓度51%,粒度-200目,含量16.98%,品位59.19%的粗粒富连生体返回二次磨矿分机系统,筛下浓度27.48%,粒度-200目含量68.53%的高品位精矿做为重选精矿。
2. 根据权利要求1所述的贫赤铁矿重精细筛再选工艺,其特征在于:采用振网筛为细筛分选设备,选择筛孔0.15×0.3mm的筛片进行选别。
3. 根据权利要求1所述的贫赤铁矿重精细筛再选工艺,其特征在于:所述的重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺是,当经一次磨矿分级合格后的原料贫赤铁矿石(1)经粗细分级旋流器(2)分级成粗、细两种物料,其中粗粒物料即旋流器沉砂(2’)送入重选作业螺旋溜槽(3)进行选别,选出三种产品,重选精矿(3’),重选中矿(3”),重选尾矿(3”’);细粒物料(2”)由旋流器溢流送入磁选作业(7),分选出磁精(7’)和磁尾(7”),磁精(7’)送入浮选作业(8),分选出浮精(8’)和浮尾(8”);重选尾矿(3”’)、磁尾(7”)、浮尾(8”)合并构成最终尾矿,重选精矿(3’)、浮精(8’)合并构成最终精矿;将构成最终精矿的重精(3’)给入细筛(4)进行再选,细筛筛上(4”)汇入重选中矿(3”)给入二次分级作业(5)、二次磨矿作业(6)进行二次磨矿分级再磨,细筛筛下(4’)和浮精(8’)合并构成新的最终精矿。
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Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20081001 |