CN102784723A - 磁铁矿浮选柱阳离子反浮选-分级再磨联合选矿工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及磁铁矿浮选柱阳离子反浮选-分级再磨联合选矿工艺，其特征在于包括下列步骤：将磁选精矿给入浓缩机，浓缩机的溢流作为环水加以利用，浓缩机的底流至搅拌桶内与药剂混合后，送至粗选浮选柱，粗选浮选柱的底流为最终铁精矿，而粗选浮选柱的泡沫送至一扫浮选柱；一扫浮选柱的泡沫再泵送至二扫浮选柱，一扫浮选柱和二扫浮选柱的底流合并为中矿送至分级机，分级机的沉砂进入球磨机，球磨排矿与分级机溢流产品混合后送至浓缩磁选机，浓缩型磁选机精矿再返回矿浆搅拌桶，二扫浮选柱泡沫产品和品浓缩型磁选机尾矿合并为最终尾矿。本发明的优点是：工艺流程简单，成本较低，选别后，铁精矿品位达到69.15%，尾矿品位18%～22%。

Description

磁铁矿浮选柱阳离子反浮选-分级再磨联合选矿工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，尤其涉及一种磁铁矿浮选柱阳离子反浮选-分级再磨联合选矿工艺。

背景技术

（1） 目前在浮选技术领域用于处理磁铁矿的主要浮选设备是浮选机，通常采用一粗一精的阳离子反浮选工艺和多段磁选加中矿再磨的扫选工艺。反浮选药剂采用十二胺，实行分段多点加药，现场浮选药剂采用十二胺。其浮选工艺流程如图1所示。

工艺流程是： 

1）入选物料为磁选车间最终精矿产品，该产品经过浓缩机浓缩后，由泵输送至浮选作业区分矿箱，矿浆自流至搅拌槽内；

2）矿浆在搅拌桶内均匀混合后，用泵送至粗选浮选机，粗选精矿用泵送至精选浮选机，精选浮选机精矿品位68%～69.15%为最终铁精矿，而精选浮选机的泡沫由泵送至粗选浮选机；

3）粗选浮选机所产生的尾矿产品由泵输送至一段精选磁选机，经由该磁选机选出精矿与尾矿，其中精矿自流至球磨机，尾矿自流至一段扫选磁选机；

4）一段扫选磁选机选出精矿产品同样进入球磨机，尾矿由泵抛尾至回收机；

5）球磨机排矿产品由泵输送至脱水槽，脱水槽尾矿抛尾，脱水槽精矿自流至二段磁选机，其中二段磁选机产生精矿由泵输送至粗选浮选机给矿箱，尾矿抛尾。将所有抛尾产品汇至回收机，将产生的精矿返回一段精选磁选机，产生的尾矿品位22%～26%为最终尾矿。

（2） 近几年随着浮选柱发展，特别在矿石的选别上已得到广泛使用。目前浮选柱在处理磁铁矿采用单一的中矿不磨工艺。但由于浮选作业前的磁精矿物料不稳，尤其磁精矿粒度指标易出现波动，并且在原有浮选柱流程中无磨矿系统，当入选物料的粒度较粗时，导致流程中的矿浆粒度变粗，并存有大量连生体，这样不但影响分选指标，而且粗颗粒的矿浆易造成输送管道磨损。

现行磁铁矿阳离子反浮选-分选工艺存在的问题：

1）选别段数多，存在磁选工艺流程。除一粗一精的阳离子反浮选工艺外，采用多段磁选加中矿再磨的扫选工艺，工艺复杂。

 2）由于采用阳离子十二胺作为反浮选捕收剂，存在泡沫粘，浮选机的分选效率低，浮选过程不畅，工艺流程顺行困难，影响流程顺行和分选效果。

3）浮选分选效率低，生产成本高。

4）浮选柱工艺采用单一中矿不磨工艺，当矿浆粒度偏粗时，影响分选指标造成管道磨损。

发明内容

本发明目的是提供一种磁铁矿浮选柱阳离子反浮选-分级再磨联合选矿工艺，该工艺是基于浮选柱处理磁铁矿流程基础上，通过增设分级再磨系统来提高磁铁矿分选效率的工艺。

本发明的目的是通过下述技术方案来实现的：

按照本发明的磁铁矿浮选柱阳离子反浮选-分级再磨联合选矿工艺，其特征在于包括下列步骤：

1）将品位为63％～65％，粒度为-200目含88％～90％，浓度35％～40％的磁选精矿产品，在浮选作业前给入浓缩机进行浓缩，浓缩机的溢流净化处理后作为环水加以利用，浓缩机的底流由泵输送至浮选作业区分矿箱，将矿浆分流至矿浆搅拌桶内与药剂混合，其中搅拌桶内加入的浮选药剂为G609；

2）矿浆在搅拌桶内均匀混合后，由泵送至粗选浮选柱，粗选浮选柱的品位为68%～69.15%的底流为最终铁精矿，而粗选浮选柱的泡沫由泵送至一扫浮选柱；

3）将一扫浮选柱的泡沫再泵送至二扫浮选柱，一扫浮选柱的底流和二扫浮选柱的底流合并为中矿，其中矿浆由泵送至分级机；

4) 分级机的沉砂进入球磨机，球磨排矿与分级机溢流产品混合后泵送至浓缩型磁选机，浓缩型磁选机的品位为48%～53%的精矿再由泵送返回矿浆搅拌桶；

5) 品位为22%～24%的二扫浮选柱泡沫产品和品位为17%～20%的浓缩型磁选机尾矿合并为品位为18%～22%的最终尾矿。

    本发明的优点是：

本发明的方法与现有技术相比：

① 浮选柱使用与浮选机相比，缩短流程、结构简单、能耗低、占地面积小，而且操作控制容易，特别适用于处理磁铁精矿微细粒矿物，有效地降低能耗，铁精矿品位达到69.15%以上，尾矿品位18%～22%%；

② 由于本发明的加药在矿浆搅拌桶内完成，使药剂在搅拌槽内充分混合，减少用药剂量，提高选矿回收率；

③ 将浮选过程中产生的循环中矿，由原流程返回至粗选给矿箱改为返回搅拌桶，这样可以与原矿浆一起调浆后进入粗选，由此可避免由于处理量增大时，质量波动较大、泡沫增多，引起现场的冒矿事故，解决循环中矿比例过高问题；

④ 本发明选用浮选柱，通过采用一粗两扫中矿分级再磨工艺，在系统采用球磨机作业，对较粗颗粒的物料进行再磨，从而提高精矿品位。而且通过分级作业，可减少球磨机磨矿能耗；

⑤ 药剂G609在泡沫性能方面有很大改善作用，泡沫量比十二胺少50％左右，由此采用G609取代十二胺。

附图说明：

图1为原阳离子反浮选磁铁精矿区域工艺流程图。

图2为带磁铁矿浮选柱阳离子反浮选-分级再磨联合选矿工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图对本发明作进一步说明。

如图1所示，本发明的磁铁矿浮选柱阳离子反浮选-分级再磨联合选矿工艺，其特征在于包括下列步骤：

1）将品位为63％～65％，粒度为-200目含88％～90％，浓度35％～40％的磁选精矿产品，在浮选作业前给入浓缩机进行浓缩，浓缩机的溢流净化处理后作为环水加以利用，浓缩机的底流由泵输送至浮选作业区分矿箱，将矿浆分流至矿浆搅拌桶内与药剂混合，其中搅拌桶内加入的浮选药剂为G609，该药剂在捕收性和选择性方面优于十二胺；

2）矿浆在搅拌桶内均匀混合后，由泵送至粗选浮选柱，粗选浮选机的品位为68%～69.15%的底流为最终铁精矿，而粗选浮选机的泡沫由泵送至一扫浮选柱；

3）将一扫浮选柱的泡沫再泵送至二扫浮选柱，一扫浮选柱的底流和二扫浮选柱的底流合并为中矿，其中矿浆由泵送至分级机；

4) 分级机的沉砂进入球磨机，球磨排矿与分级机溢流产品混合后泵送至浓缩型磁选机，浓缩型磁选机的精矿再由泵送返回矿浆搅拌桶，其中浓缩型磁选机精矿品位为48%～53%；其浓缩型磁选机为现有设备，

5) 品位为22%～24%的二扫浮选柱泡沫产品和品位为17%～20%的浓缩型磁选机尾矿合并为品位为18%～22%的最终尾矿。

本发明选用浮选柱，不仅结构简单，能耗低、占地面积小，而且操作控制容易，特别适用于处理磁铁精矿微细粒矿物，用浮选柱粗扫选-分级再磨工艺，不仅代替现有的多台浮选机构成的一粗一精、多段磁选、磁选中矿再磨再选工艺流程，而且有效控制由于入选物料指标变化，致使最终选别指标的波动，让浮选柱在磁铁矿选别上得到合理应用。

Claims (1)

1.一种磁铁矿浮选柱阳离子反浮选-分级再磨联合选矿工艺，其特征在于包括下列步骤：

1）将品位为63％～65％，粒度为-200目含88％～90％，浓度35％～40％的磁选精矿产品，在浮选作业前给入浓缩机进行浓缩，浓缩机的溢流净化处理后作为环水加以利用，浓缩机的底流由泵输送至浮选作业区分矿箱，将矿浆分流至矿浆搅拌桶内与药剂混合，其中搅拌桶内加入的浮选药剂为G609；

2）矿浆在搅拌桶内均匀混合后，由泵送至粗选浮选柱，粗选浮选柱的品位为68%～69.15%的底流为最终铁精矿，而粗选浮选柱的泡沫由泵送至一扫浮选柱；

3）将一扫浮选柱的泡沫再泵送至二扫浮选柱，一扫浮选柱的底流和二扫浮选柱的底流合并为中矿，其中矿浆由泵送至分级机；

4) 分级机的沉砂进入球磨机，球磨排矿与分级机溢流产品混合后泵送至浓缩型磁选机，浓缩磁选机的品位为48%～53%的精矿再由泵送返回矿浆搅拌桶；

5) 品位为22%～24%的二扫浮选柱泡沫产品和品位为17%～20%的浓缩型磁选机尾矿合并为品位为18%～22%的最终尾矿。

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