CN103071581A - 氧化矿高回收率选矿方法 - Google Patents

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王先
李德兴
谢广峰
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刘畅
赵淑芳
杨楠
刘桂林
苗淑贤
魏焕民
王德志
刘桂红
沈江平
王磊
王艳玲
高玉倩
王海霞
闫宝军
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Hebei Iron and Steel Group Mining Co Ltd
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Abstract

本发明公开了一种氧化矿高回收率选矿方法,其工艺步骤为:(1)所述氧化矿经一段旋流器分级后的溢流产品进行弱磁选-强磁选作业;强磁选尾矿作为最终尾矿,磁选精矿进行粗细分级作业;(2)所述粗细分级的沉砂产品进入重选作业;溢流产品再次进行弱磁选-强磁选作业,强磁选尾矿作为最终尾矿,磁选精矿进入浮选作业;(3)所述浮选精矿作为最终精矿,浮选的尾矿为最终尾矿。本方法在一段旋流器分级后采用阶段弱磁-强磁选别工艺,能提前抛出大量合格尾矿,节省了选别设备;提高了重选作业的给矿品位,优化了作业选别条件;减少泥化矿进入浮选作业,提高入选混磁精品位,降低了浮选药剂用量,优化了浮选作业环境,对提高精矿品位效果显著。

Description

氧化矿高回收率选矿方法
技术领域
本发明涉及一种选矿方法,尤其是一种氧化矿高回收率选矿方法。
背景技术
氧化矿传统的选矿方法如图1所示,其选矿步骤为:氧化矿经一段旋流器分级,溢流产品进行粗细分级作业;粗细分级的沉砂产品进入重选作业(粗螺-扫螺-精螺),精螺精矿为最终精矿,扫螺尾矿经弱磁选-中磁选,磁选精矿经分级-磨矿重返分级作业,中磁尾矿为最终尾矿;粗细分级的溢流产品进行弱磁选-强磁选,强磁尾矿为最终尾矿,磁选精矿进入浮选作业(由粗浮、精浮、多步扫浮组成);浮选作业中精浮精矿为最终精矿,扫浮尾矿进行强磁选,强磁尾矿为最终尾矿,强磁精矿经再磨后进入二次浮选作业(由粗浮、精浮、多步扫浮组成);二次浮选中精浮精矿为最终精矿。
因氧化矿在磨矿过程中易泥化,产生大量的次生泥,这部分次生泥进入上述选矿工艺主流程中会恶化选别效果。会导致重选给矿品位低、浮选给矿含泥量高等诸多问题,致使浮选金属回收率低,精矿品位波动大;且浮选尾矿由于贫细连生体较多,品位较高,金属流失严重。
发明内容
本发明要解决的技术问题是提供一种可减少泥化矿进入浮选作业的氧化矿高回收率选矿方法。
为解决上述技术问题,本发明采用下述工艺步骤:
(1)所述氧化矿经一段旋流器分级后的溢流产品进行弱磁选-强磁选作业;磁选尾矿作为最终尾矿,磁选精矿进行粗细分级作业;
(2)所述粗细分级的沉砂产品进入重选作业;溢流产品再次进行弱磁选-强磁选作业,磁选尾矿作为最终尾矿,磁选精矿进入浮选作业;
(3)所述浮选精矿作为最终精矿,浮选的尾矿为最终尾矿。
本发明所述步骤(3)中浮选的中矿经浓缩后进行细磨,磨矿产品进行分级;分级沉砂返回球磨机再次细磨,分级溢流返回浮选作业,形成闭路循环流程。
本发明所述步骤(2)中重选精矿为最终精矿,重选尾矿再次分级;所述分级的沉砂再磨后与溢流一起进行弱磁选-中磁选作业。
本发明所述步骤(1)中的弱磁选采用气吹式磁选机;这样,弱磁选后即可不用加浓缩。
本发明所述步骤(2)中的重选采用螺旋溜槽选别。
采用上述技术方案所产生的有益效果在于:本发明在一段旋流器分级后采用阶段弱磁-强磁选别工艺,能提前抛出大量合格尾矿,节省了选别设备;提高了重选作业的给矿品位,优化了作业选别条件;减少泥化矿进入浮选作业,提高入选混磁精品位,降低了浮选药剂用量,优化了浮选作业环境,对提高精矿品位效果显著。
本发明采用浮选中矿再磨再选后,浮选中矿中的贫细连生体得到了充分的解离,降低了浮选尾矿品位,简化了浮尾再磨再选流程,降低了药剂消耗,提高了金属回收率。
采用本工艺进行选矿,工艺简单合理,流程顺畅,可实现提前抛尾及浮选提精降尾,从而提高设备产能,提高综合金属回收率。
附图说明
下面结合附图和具体实施方式对本发明作进一步详细的说明。
图1是本发明传统流程示意图;
图2是本发明流程示意图。
具体实施方式
本氧化矿高回收率选矿方法如图2所示,其具体的工艺步骤如下所述:
(1)所述氧化矿经一段旋流器分级后的溢流产品进行弱磁选-强磁选作业。所述的弱磁选-强磁选作业过程为:溢流产品经弱磁选后,弱磁精矿进入粗细分级作业,弱磁尾矿进行强磁选;强磁尾矿作为最终尾矿,强磁精矿与弱磁精矿共同进入粗细分级作业。
(2)所述粗细分级的沉砂产品进入重选作业,溢流产品再次进行弱磁选-强磁选作业。
所述的重选作业采用螺旋溜槽选别,具体过程为:沉砂产品经粗螺后,粗螺尾矿进行扫螺,粗螺精矿进行精螺;扫螺尾矿进行分级-磨矿作业,扫螺精矿与粗螺精矿共同进行精螺;精螺精矿为最终精矿,精螺尾矿与扫螺尾矿共同进行分级-磨矿作业。分级-磨矿产品进行弱磁选-中磁选作业;先进行弱磁选,弱磁尾矿进行中磁选;弱磁精矿和中磁精矿重新进入步骤(1)的粗细分级作业,中磁尾矿为最终尾矿。
(3)所述弱磁选-强磁选作业的具体过程为:粗细分级溢流产品先进行弱磁选,弱磁尾矿进行强磁选,强磁尾矿为最终尾矿,弱磁精矿和强磁精矿经浓缩后进入浮选作业。
所述浮选作业的具体过程为:浓缩产品先进行粗选,粗浮精矿进行精选,精选精矿作为最终精矿;粗浮尾矿进行扫选,扫浮尾矿作为最终尾矿。精浮和扫浮得到的浮选中矿经浓缩后用球磨机进行细磨,磨矿产品进行分级;分级沉砂返回球磨机再次细磨,分级溢流返回浮选作业的粗选步骤,从而形成浮选-磨矿-分级的闭路循环流程。
本氧化矿高回收率选矿方法经河北某选矿厂使用,改造前后流程的数据分别见表1和表2。
表1:改造前流程数
Figure 2012105877491100002DEST_PATH_IMAGE001
表2:改造后流程数据
Figure 2012105877491100002DEST_PATH_IMAGE002
通过表1、表2中流程的数据对比分析可知,改造后选别流程比改造前选别流程最终精矿品位高出0.60个百分点,产率提高1.17个百分点,回收率提高3.71个百分点。改造后选别流程的选别效果显著。

Claims (5)

1.一种氧化矿高回收率选矿方法,其特征在于:该方法采用下述工艺步骤:
(1)所述氧化矿经一段旋流器分级后的溢流产品进行弱磁选-强磁选作业;强磁选尾矿作为最终尾矿,磁选精矿进行粗细分级作业;
(2)所述粗细分级的沉砂产品进入重选作业;溢流产品再次进行弱磁选-强磁选作业,强磁选尾矿作为最终尾矿,磁选精矿进入浮选作业;
(3)所述浮选精矿作为最终精矿,浮选的尾矿为最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的氧化矿高回收率选矿方法,其特征在于:所述步骤(3)中的浮选中矿经浓缩后进行细磨,磨矿产品进行分级;分级沉砂返回球磨机再次细磨,分级溢流返回浮选作业,形成闭路循环流程。
3.根据权利要求1所述的氧化矿高回收率选矿方法,其特征在于:所述步骤(2)中重选精矿为最终精矿,重选尾矿再次分级;所述分级的沉砂进行再磨后与溢流一起进行弱磁选-中磁选作业。
4.根据权利要求1、2或3所述的氧化矿高回收率选矿方法,其特征在于:所述步骤(1)中的弱磁选采用气吹式磁选机。
5.根据权利要求1、2或3所述的氧化矿高回收率选矿方法,其特征在于:所述步骤(2)中的重选采用螺旋溜槽选别。
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