CN102489387A - 极贫磁铁矿选别工艺 - Google Patents

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刘双安
宋均利
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本发明涉及选矿技术领域,特别是一种极贫磁铁矿选别工艺。其特征在于1)将粒度为0~5mm,浓度在35~45%的原矿给入湿式预选,湿式预选的精矿给入一次球磨、一次分级组成的一次闭路磨矿系统,湿式预选的尾矿抛弃,一次分级溢流给入一段磁选,一段磁选的精矿给入二次球磨、二次分级组成的二次闭路磨矿系统,二次分级溢流给入二段磁选,二段磁选的精矿给入三段磁选,三段磁选的精矿为最终精矿,其品位为63~64%,一段磁选的尾矿、二段磁选的尾矿和三段磁选的尾矿构成最终尾矿抛弃。本发明采用预选的方法抛掉30%的尾矿,使矿石的入选品位提高到16~18%,进入球磨机的磨矿量减少了30%,明显降低了选矿成本。节约了能源,经济效益显著。

Description

极贫磁铁矿选别工艺
技术领域
    本发明涉及选矿技术领域,特别是一种极贫磁铁矿选别工艺。
背景技术
极贫磁铁矿石通常采用“阶段磨矿,单一磁选”的方法选别,其选别工艺流程为:
极贫磁铁矿石经过一段闭路磨矿磨至粒度为-200目含量50~60%,经过一段磁选,抛掉40%左右的粗粒尾矿,粗精矿经过二次磨矿后,粒度达到-200目含量85%以上,再经一段脱水槽、两段磁选机选别,可获得铁精矿,一段、二段、三段磁选尾矿与一段脱水槽尾矿合并为最终尾矿。该工艺的不足之处是大颗粒贫连生体及脉石矿物经过磨矿作业、一段磁选之后才抛掉,这样增加了一次磨矿量,一段磁选作业给矿量增大,选别台数增多,导致选矿成本增高。                                                
中国专利公开了申请号200810012033.2名称为“极贫磁铁矿一次返砂粗粒抛尾工艺”的专利,其选别工艺流程是:
原矿经过一段磨矿后,粒度达到-200目含量55~60%,其排矿给入一次分级作业,一次分级返砂给入粗粒预选磁选机,首先抛掉部分尾矿,预选后精矿返回一段磨矿,一次分级溢流给入一段磁选机选别,抛出一段磁选尾矿,一段磁选精矿送入深度磁选,最终获得精矿。
该工艺是将一次磨矿分级的返砂给入粗粒湿式预选磁选机,一段磨矿工艺之后的分级产品进行粗粒抛尾,粒度在-200目含量35~40%左右,主要是减少了一段磨矿作业后选别作业的给矿量,其工艺并没有减少选矿车间的处理矿石量,矿石仍以极贫矿的形式给入选矿车间,矿石品位没有在进入磨矿作业之前得到富集,因为选矿工艺中磨矿作业的能耗是最高的,一段磨矿作业量及磨矿成本并没有减少。
在极贫磁铁矿在入选前,也有采用干式磁选的方法选别,选别粒度在一般在12~0mm,干式磁选由于没有磁选机底箱分散水的作用,铁矿物和脉石矿物分散的不均匀,给矿层厚度薄厚不均,使得部分铁矿物进入到尾矿当中,而脉石也包裹进入精矿当中,分选效果不理想,精矿品位偏低、尾矿品位偏高,抛出的尾矿产率仅在15~20%,抛尾品位在9%以上;另一方面,干式磁选灰尘大,影响环境,低碳环保效果差。
发明内容
本发明提供一种可减少磨矿量、降低成本、节约能源的极贫磁铁矿选别工艺。
本发明的目的是通过下述技术方案来实现的:
本发明的极贫磁铁矿选别工艺,其特征在于采用“湿式预选,单一磁选”的方法选别,预选时抛掉30%的合格尾矿,使进入球磨机的磨矿量减少30%,同时精矿品位提高到63—64%,具体步骤如下:
1)将粒度为0~5mm,浓度在35~45%的原矿给入湿式预选,
2)湿式预选的精矿给入一次球磨、一次分级组成的一次闭路磨矿系统,湿式预选的尾矿抛弃,
3)一次分级溢流给入一段磁选,
4)一段磁选的精矿给入二次球磨、二次分级组成的二次闭路磨矿系统,
5)二次分级溢流给入二段磁选,
6)二段磁选的精矿给入三段磁选,
7)三段磁选的精矿为最终精矿,其品位为63~64%,
8)一段磁选的尾矿、二段磁选的尾矿和三段磁选的尾矿构成最终尾矿抛弃,其品位为8—9%。
本发明的极贫磁铁矿选别工艺的特点是:
对极贫磁铁矿采用“湿式预选,单一磁选”的方法选别,如品位13~15%的原矿,采用预选的方法抛掉25~30%的合格尾矿,使矿石的入选品位提高到16~18%,进入球磨机的磨矿量也减少了25~30%,同时精矿品位提高到63~64%,金属回收率在50%左右。明显降低了选矿成本。节约了能源,经济效益显著。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图说明本发明的具体实施方式。
如图1所示,本发明的极贫磁铁矿选别工艺,其特征在于采用“湿式预选,单一磁选”的方法选别,预选时抛掉25~30%的尾矿,使进入球磨机的磨矿量减少,同时精矿品位提高到63~64%,具体步骤如下:
1)将粒度为0~5mm,浓度在35~45%的原矿给入湿式预选,
2)湿式预选的精矿给入一次球磨、一次分级组成的一次闭路磨矿系统,湿式预选的尾矿抛弃,
3)一次分级溢流给入一段磁选,
4)一段磁选的精矿给入二次球磨、二次分级组成的二次闭路磨矿系统,
5)二次分级溢流给入二段磁选,
6)二段磁选的精矿给入三段磁选,
7)三段磁选的精矿为最终精矿,其品位为63~64%,
8)一段磁选的尾矿、二段磁选的尾矿和三段磁选的尾矿构成最终尾矿抛弃,其品位为8—9%。
本发明采用“湿式预选,单一磁选”的方法选别极贫磁铁矿,对品位为13~15%的原矿,采用预选的方法抛掉30%的尾矿,使矿石的入选品位提高到16~18%,进入球磨机的磨矿量减少了30%,同时精矿品位提高到63~64%,金属回收率在50%左右,明显降低了选矿成本。节约了能源,经济效益显著。
该工艺在极贫磁铁矿破碎到0~5mm时,采用湿式磁选机预先抛尾,与采用干式磁选的预先抛尾的方法相比,湿式磁选机给矿浓度在35~45%,矿物在磁选机底箱上升吹散水流的作用使矿浆中的铁矿物和脉石矿物得到充分分散,铁矿物随着磁选机磁场被吸附到磁选机滚筒表面,脱离磁场后在精矿冲洗水的作用下,进入精矿当中,而脉石矿物顺着底箱进入尾矿中,分选效果比较理想,而且抛尾产率大、品位低,金属流失少,抛出的尾矿产率25%以上、尾品位在8%,避免了干式磁选由于给矿层将厚度薄厚不均,使得部分铁矿物进入到尾矿当中,而脉石也包裹进入精矿当中,分选效果不理想的现象。湿式磁选没有灰尘,环保、污染小。

Claims (1)

1.一种极贫磁铁矿选别工艺,其特征在于采用“湿式预选,单一磁选”的方法选别,预选时抛掉30%的尾矿,使进入球磨机的磨矿量减少30%,同时精矿品位提高到63~64%,具体步骤如下:
1)将粒度为0~5mm,浓度在35~45%的原矿给入湿式预选,
2)湿式预选的精矿给入一次球磨、一次分级组成的一次闭路磨矿系统,湿式预选的尾矿抛弃,
3)一次分级溢流给入一段磁选,
4)一段磁选的精矿给入二次球磨、二次分级组成的二次闭路磨矿系统,
5)二次分级溢流给入二段磁选,
6)二段磁选的精矿给入三段磁选,
7)三段磁选的精矿为最终精矿,其品位为63~64%,
8)一段磁选的尾矿、二段磁选的尾矿和三段磁选的尾矿构成最终尾矿抛弃,其品位为8—9%。
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