CN104148172A - 一种赤铁矿尾矿分别磨矿、强磁-反浮选回收工艺 - Google Patents

Abstract

本发明的一种赤铁矿尾矿分别磨矿、强磁-反浮选回收工艺，其特征在于：将品位为10%～15%的赤铁矿尾矿给入粗选螺旋溜槽和精选螺旋溜槽，将粗选螺旋溜槽尾矿和精选螺旋溜槽尾矿合并给入永磁机进行扫选，将精选螺旋溜槽精矿和永磁精矿分别采用旋流器与磨机组成的闭路磨矿系统进行磨矿，以达到铁矿物解离度80%；将永磁精矿磨矿产品给入弱磁机Ⅱ进行选别，将精选螺旋溜槽精矿磨矿产品采用弱磁、强磁进行选别，再将混磁精采用一粗一精三扫的闭路反浮选进行精选，获得品位为67.5～68.5%的最终精矿和反浮选尾矿。本发明通过对赤铁矿尾矿矿分别磨矿、分别选别，使磨矿更有针对性，最终精矿品位提高1.5个百分点。

Description

一种赤铁矿尾矿分别磨矿、强磁-反浮选回收工艺

技术领域

本发明涉及回收赤铁矿反浮选尾矿技术领域，特别是一种赤铁矿尾矿分别磨矿、强磁-反浮选回收工艺。 

背景技术

目前采用“阶段磨矿、粗细分选，重-磁-浮联合流程”的选厂产生的赤铁矿尾矿矿中流失的铁矿物主要是赤褐铁和磁性铁，对赤铁矿尾矿矿的回收目前普遍采用的是：以赤铁矿尾矿矿采用弱磁、强磁选别获得的混磁精为粗精矿，对混磁精再磨后再用弱磁、强磁，反浮选工艺精选，中国专利201010533402.X， 

公开了一种“回收阶段磨矿、粗细分选、重-磁-浮流程尾矿中铁精矿的方法”，该方法采用两段螺旋溜槽、永磁扫选，螺精、永磁精混合为粗精矿，粗精矿磨矿后再用弱磁、强磁，反浮选工艺精选。以上两个流程相比后者粗精矿品位高，磨矿量少，具有一定优势，但二者的粗精矿均混合磨矿后再经弱磁、强磁，反浮选工艺精选。这种粗精矿混合磨矿的工艺存在的主要不足是：第一，螺精和永磁精的可磨度和在相同磨矿粒度下的解离度均有差异，磨矿针对性差；第二，强磁通过量大、且强磁前需要浓缩。

发明内容

本发明目的是提供一种赤铁矿尾矿分别磨矿、强磁-反浮选回收工艺，通过对赤铁矿尾矿矿分别磨矿、分别选别，使磨矿更有针对性，最终精矿品位提高1.5个百分点。 

本发明的目的是通过下述技术方案来实现的： 

本发明的赤铁矿尾矿分别磨矿、强磁-反浮选回收工艺，其特征在于：

1）将品位为10%～15%的赤铁矿尾矿给入粗选螺旋溜槽，获得粗选螺旋溜槽精矿和粗选螺旋溜槽尾矿，其粗选螺旋溜槽精矿给入精选螺旋溜槽，分别获得粒度为55～60%，品位为40%以上的精选螺旋溜槽精矿，精选螺旋溜槽中矿和精选螺旋溜槽尾矿，其精选螺旋溜槽中矿自循环，粗选螺旋溜槽尾矿和精选螺旋溜槽尾矿合并给入永磁机进行扫选，获得粒度为55～60%，品位为23～28%的永磁精矿和品位10%以下的永磁尾矿；

2）将品位为40%以上的精选螺旋溜槽精矿和品位为23～28%的永磁精矿分别采用旋流器与磨机组成的闭路磨矿系统进行磨矿，以达到铁矿物解离度80%； 

即将粒度为55～60%，品位为23～28%的永磁精矿给入旋流器Ⅰ进行分级，分级后的粒度为53%～58%的旋流器Ⅰ的沉砂给入球磨机Ⅰ，其球磨机Ⅰ的粒度为75%～80%排矿返回旋流器Ⅰ给矿，旋流器Ⅰ的溢流作为永磁精矿磨矿产品，其粒度为93～95%-325目；

将粒度为55%～60%，品位为40%以上的精选螺旋溜槽精矿给入旋流器Ⅱ进行分级，分级后粒度为50%～55%的旋流器Ⅱ的沉砂给入球磨机Ⅱ，其球磨机Ⅱ的粒度在67%～72%的排矿返回旋流器Ⅱ给矿，旋流器Ⅱ的溢流作为精选螺旋溜槽精矿磨矿产品，其粒度为96～98%-200目；

3）将93～95%-325目的永磁精矿磨矿产品给入弱磁机Ⅱ进行选别，获得品位50%以上弱磁机Ⅰ的精矿和品位为5-8%的弱磁机Ⅰ的尾矿；

4）将96～98%-200目的精选螺旋溜槽精矿磨矿产品采用弱磁、强磁进行选别 ，即精选螺旋溜槽精矿磨矿产品给入弱磁机Ⅱ进行磁选，其弱磁机Ⅱ尾矿给入强磁机，其弱磁机Ⅱ精矿、强磁机Ⅱ精矿和弱磁机Ⅰ精矿合并为品位为50%以上的混磁精，品位10%以下的永磁尾矿、强磁机尾矿和弱磁机Ⅱ尾矿合并为最终尾矿抛弃；

5）将品位50%以上的混磁精采用一粗一精三扫的闭路反浮选进行精选，获得品位为67.5～68.5%的最终精矿和反浮选尾矿。

本发明的有益效果是： 

本发明采用 “两段螺旋溜槽-永磁扫选，永磁精磨矿弱磁-螺精磨矿二段磁选，反浮选工艺”对精选螺旋溜槽精矿和永磁精矿分别磨矿、分别选别，以不同产品达到相同的解离度来确定磨矿粒度，使永磁精矿和精选螺旋溜槽精矿达到相同的铁矿物解离度，磨矿更有针对性；该工艺与螺精和永磁精混合磨矿选别工艺在铁矿物解离度均在85%时相比，后续强磁和强磁前浓缩作业量减50%以上，选别作业的弱磁通过量减少30%，省去了强磁和强磁前浓缩作业，可获得67.5～68.5%的高品位最终精矿，最终精矿品位提高1.5个百分点。 

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，本发明的一种赤铁矿尾矿分别磨矿、强磁-反浮选回收工 

艺，其特征在于：

1）将品位为10%～15%的赤铁矿尾矿给入粗选螺旋溜槽，获得粗选螺旋溜槽精矿和粗选螺旋溜槽尾矿，其粗选螺旋溜槽精矿给入精选螺旋溜槽，分别获得粒度为55～60%，品位为40%以上的精选螺旋溜槽精矿，精选螺旋溜槽中矿和精选螺旋溜槽尾矿，其精选螺旋溜槽中矿自循环，粗选螺旋溜槽尾矿和精选螺旋溜槽尾矿合并给入永磁机进行扫选，获得粒度为55～60%，品位为23～28%的永磁精矿和品位10%以下的永磁尾矿；

2）将品位为40%以上的精选螺旋溜槽精矿和品位为23～28%的永磁精矿分别采用旋流器与磨机组成的闭路磨矿系统进行磨矿，以达到铁矿物解离度80%； 

即将粒度为55～60%，品位为23～28%的永磁精矿给入旋流器Ⅰ进行分级，分级后的粒度为53%～58%的旋流器Ⅰ的沉砂给入球磨机Ⅰ，其球磨机Ⅰ的粒度为75%～80%排矿返回旋流器Ⅰ给矿，旋流器Ⅰ的溢流作为永磁精矿磨矿产品，其粒度为93～95%-325目；

将粒度为55%～60%，品位为40%以上的精选螺旋溜槽精矿给入旋流器Ⅱ进行分级，分级后粒度为50%～55%的旋流器Ⅱ的沉砂给入球磨机Ⅱ，其球磨机Ⅱ的粒度在67%～72%的排矿返回旋流器Ⅱ给矿，旋流器Ⅱ的溢流作为精选螺旋溜槽精矿磨矿产品，其粒度为96～98%-200目；

3）将93～95%-325目的永磁精矿磨矿产品给入弱磁机Ⅱ进行选别，获得品位50%以上弱磁机Ⅰ的精矿和品位为5-8%的弱磁机Ⅰ的尾矿；

4）将96～98%-200目的精选螺旋溜槽精矿磨矿产品采用弱磁、强磁进行选别 ，即精选螺旋溜槽精矿磨矿产品给入弱磁机Ⅱ进行磁选，其弱磁机Ⅱ尾矿给入强磁机，其弱磁机Ⅱ精矿、强磁机Ⅱ精矿和弱磁机Ⅰ精矿合并为品位为50%以上的混磁精，品位10%以下的永磁尾矿、强磁机尾矿和弱磁机Ⅱ尾矿合并为最终尾矿抛弃；

5）将品位50%以上的混磁精采用一粗一精三扫的闭路反浮选进行精选，获得品位为67.5～68.5%的最终精矿和反浮选尾矿。

    本发明还可以将品位为50%以上的混磁精采用二段离心机进行精选，同样可以获得品位为67%以上的最终精矿。 

Claims (1)

1.一种赤铁矿尾矿分别磨矿、强磁-反浮选回收工艺，其特征在于：

1）将品位为10%～15%的赤铁矿尾矿矿给入粗选螺旋溜槽，获得粗选螺旋溜槽精矿和粗选螺旋溜槽尾矿，其粗选螺旋溜槽精矿给入精选螺旋溜槽，分别获得粒度为55～60%，品位为40%以上的精选螺旋溜槽精矿，精选螺旋溜槽中矿和精选螺旋溜槽尾矿，其精选螺旋溜槽中矿自循环，粗选螺旋溜槽尾矿和精选螺旋溜槽尾矿合并给入永磁机进行扫选，获得粒度为55～60%，品位为23～28%的永磁精矿和品位10%以下的永磁尾矿；

2）将品位为40%以上的精选螺旋溜槽精矿和品位为23～28%的永磁精矿分别采用旋流器与磨机组成的闭路磨矿系统进行磨矿，以达到铁矿物解离度80%； 

即将粒度为55～60%，品位为23～28%的永磁精矿给入旋流器Ⅰ进行分级，分级后的粒度为53%～58%的旋流器Ⅰ的沉砂给入球磨机Ⅰ，其球磨机Ⅰ的粒度为75%～80%排矿返回旋流器Ⅰ给矿，旋流器Ⅰ的溢流作为永磁精矿磨矿产品，其粒度为93～95%-325目；

将粒度为55%～60%，品位为40%以上的精选螺旋溜槽精矿给入旋流器Ⅱ进行分级，分级后粒度为50%～55%的旋流器Ⅱ的沉砂给入球磨机Ⅱ，其球磨机Ⅱ的粒度在67%～72%的排矿返回旋流器Ⅱ给矿，旋流器Ⅱ的溢流作为精选螺旋溜槽精矿磨矿产品，其粒度为96～98%-200目；

3）将93～95%-325目的永磁精矿磨矿产品给入弱磁机Ⅰ进行选别，获得品位50%以上弱磁机Ⅰ的精矿和品位为5-8%的弱磁机Ⅰ的尾矿；

4）将96～98%-200目的精选螺旋溜槽精矿磨矿产品采用弱磁、强磁进行选别 ，即精选螺旋溜槽精矿磨矿产品给入弱磁机Ⅱ进行磁选，其弱磁机Ⅱ尾矿给入强磁机，其弱磁机Ⅱ精矿、强磁机Ⅱ精矿和弱磁机Ⅰ精矿合并为品位为50%以上的混磁精，品位10%以下的永磁尾矿、强磁机尾矿和弱磁机Ⅱ尾矿合并为最终尾矿抛弃；

5）将品位50%以上的混磁精采用一粗一精三扫的闭路反浮选进行精选，获得品位为67.5～68.5%的最终精矿和反浮选尾矿。