CN104874462A - 微细粒嵌布混合矿粗粒预选、磁—浮分选工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种微细粒嵌布混合矿粗粒预选、磁—浮分选工艺,其特征在于采用“半自磨,湿式预选,连续磨矿,弱磁-强磁,细筛再磨,强磁精反浮选” 作业系统,对微细粒嵌布混合矿进行选别,获得品位为65%~65.5%、产率为35~40%的铁精矿。本发明的优点是:湿式预选可使矿石在粗粒级条件下,抛出15%~20%的大颗粒合格尾矿,磁—浮分选,可提前分选出产率15~20%、品位65%以上磁性矿,降低了浮选作业给矿量,减少浮选机台数,减少药剂用量,降低选矿成本。
Description
技术领域
本发明属于铁矿选矿技术领域,特别是微细粒嵌布混合矿粗粒预选、磁—浮分选工艺。
背景技术
近年来,国内针对贫铁矿石选别成功采用了“连续磨矿、弱磁-强磁-阴反浮选”、“阶段磨矿、弱磁-强磁-阴离子反浮选”、“阶段磨矿、粗细分级,中矿再磨,重—磁—反浮选”、“连续磨矿,粗细分级,中矿再磨,重—磁—反浮选”、“三段磨矿,阶段弱磁强磁—反浮选”工艺,分别在鞍钢及国内其它选厂推广应用。
这几种流程采用的均为原矿经三段破碎筛分后,筛下-12毫米产品进入磨矿作业,将其磨至所需要的磨矿粒度后进行选别,获得合格质量的精矿。“连续磨矿、弱磁-强磁-阴反浮选”、“阶段磨矿、弱磁-强磁-阴离子反浮选” 、“三段磨矿,阶段弱磁强磁—反浮选”工艺流程中,浮选精矿为最终精矿;“阶段磨矿、粗细分级,中矿再磨,重—磁—反浮选”、“连续磨矿、粗细分级,中矿再磨,重—磁—反浮选”工艺流程中,重选精矿和浮选精矿合为最终精矿。
随着我国矿产资源的深入开发,大部分矿山将进入深部开采阶段,将出现磁铁矿和赤铁矿的交错带,选矿面临的是磁—赤混合矿的选别,其中磁铁矿与赤铁矿的比例在4:6左右。
例如:细粒嵌布铁矿石通常采用的“三段磨矿,阶段弱磁-强磁-反浮选”工艺流程选别,选别流程见图1。
原矿粒度12mm以下,经两段连续磨矿,粒度达到-200目含量80%以上,经过一段弱磁强磁选后,将混磁精矿再磨,粒度达到-325目含量85%~90%,再经过第二段弱磁强磁选后,二次混磁精矿给入反浮选作业,反浮选作业为一段粗选、一段精选、三段扫选闭路浮选工艺。
该工艺中一段混磁精矿再磨后粒度达到-325目85%~90%,该磨矿粒度产品中有一定量的磁性矿已充分达到单体解离,经过磁选即可获得合格品位磁精矿,但流程中矿石中所含的部分已达到单体解离的磁铁矿进入反浮选作业中,使得浮选作业中药剂耗量大,即增加了浮选作业的处理量,又增加了浮选药剂用量和选矿成本,导致出现部分没有充分矿化的细粒磁性矿进入浮选作业尾矿中导致尾矿品位偏高、金属流失较大等弊端。
发明内容
本发明的目的是提供一种细粒嵌布混合矿粗粒预选、磁—浮分选工艺,采用湿式半自磨预选工艺,减少了破碎作业,预选粗精矿经两段连续磨矿后,再经弱磁-细筛再磨方法选别,一段强磁精矿反浮选作业,这样在获得合格品位精矿的同时,可使浮选作业给矿量减少30%左右,提高浮选作业的分选效果,降低成本。
本发明的目的是通过下述技术方案来实现的:
本发明的一种微细粒嵌布混合矿粗粒预选、磁—浮分选工艺,其特征在于采用“半自磨,湿式预选,连续磨矿,细筛再磨,强磁精阴离子反浮选”作业系统,具体步骤如下:
a) 将品位为31%~33%,磁性铁含量为40~60%,粒度为300mm以下的原矿经半自磨后,粒度达到-3mm以下的产品入给湿式预选,所述的湿式预选采用湿式弱磁预选和湿式强磁预选,抛掉产率15%~20%的大粒脉石及贫连生体;
b) 湿式弱磁预选的尾矿给入湿式强磁预选,湿式强磁预选尾矿作为尾矿抛掉;湿式弱磁预选精矿和湿式强磁预选精矿合并为湿式预选混磁精矿给入两段连续磨矿作业;
c) 所述的两段连续磨矿作业采用两次分级旋流器闭路磨矿作业,即预选混磁精矿给入一次分级旋流器闭路磨矿作业,一次分级旋流器沉砂给入一段球磨机,一段球磨机排矿返回一次分级旋流器分级;一次分级旋流器溢流给入二次分级旋流器闭路磨矿作业,二次分级旋流器沉砂给入二段球磨机,二段球磨排矿产品返回二次分级旋流器分级,二次分级旋流器溢流粒度达到-320目90~95%;
d) 二次分级旋流器溢流给入一段弱磁作业,一段弱磁精矿给入二段弱磁作业,二段弱磁精矿给入细筛,细筛筛上产品返回二次分级旋流器分级,细筛筛下产品为提前选出的磁性精矿,其品位为65%~66%,产率为15%~20%,一段弱磁尾矿和二段弱磁尾矿合并给入强磁前大井进行浓缩,浓缩后的底流产品给入一段强磁作业,浓缩后的溢流给入循环水,一段强磁选作业的精矿给入阴离子反浮选作业系统,一段强磁作业的尾矿作为尾矿抛掉;
e) 所述的阴离子反浮选作业系统采用一段浮选粗选、一段浮选精选、三段浮选扫选比闭路系统,获得浮选精矿品位64.5%~65%、产率20%~17%的选别指标,细筛的筛下产品与浮选精矿合为最终精矿,品位为65%~65.5%、产率为35~40%,湿式强磁预选尾矿、一段强磁尾矿和浮选三扫尾矿合并为最终尾矿,品位13%~14%,产率75%~60%。
本发明的优点是:微细粒嵌布混合矿经湿式半自磨-筛分后,筛下产品经预选、磁—浮分选工艺选别,湿式预选可使矿石在粗粒级条件下,抛出15%~20%的大颗粒合格尾矿,磁—浮分选,磁选—细筛再磨工艺,可提前分选出产率15~20%、品位65%以上磁性矿,降低了浮选作业给矿量,减少浮选机台数,减少药剂用量,降低选矿成本,细筛的筛下产品与浮选精矿合为最终精矿,品位为65%~65.5%、产率为35~40%。
附图说明
图1为原三段磨矿,阶段弱磁、强磁、阴离子反浮选工艺流程图。
图2为本发明的一种微细粒嵌布混合矿粗粒预选、磁—浮分选工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图进一步说明本发明的具体实施方式。
如图2所示,本发明的一种微细粒嵌布混合矿粗粒预选、磁—浮分选工艺,其特征在于采用“半自磨,湿式预选,连续磨矿,弱磁-强磁,细筛再磨,强磁精阴离子反浮选” 作业系统,具体步骤如下:
a) 将品位为31%~33%,磁性铁含量为40~60%,粒度为300mm以下的原矿经半自磨后,粒度达到-3mm以下的产品入给湿式预选,所述的湿式预选采用湿式弱磁预选和湿式强磁预选,抛掉产率15%~20%的大粒脉石及贫连生体;本发明的湿式预选可使矿石在粗粒级条件下,抛出15%~20%的大颗粒合格尾矿,减少后续的磨机给矿量。
b) 湿式弱磁预选的尾矿给入湿式强磁预选,湿式强磁预选尾矿作为尾矿抛掉;湿式弱磁预选精矿和湿式强磁预选精矿合并为湿式预选混磁精矿给入两段连续磨矿作业;
c) 所述的两段连续磨矿作业采用两次分级旋流器闭路磨矿作业,即预选混磁精矿给入一次分级旋流器闭路磨矿作业,一次分级旋流器沉砂给入一段球磨机,一段球磨机排矿返回一次分级旋流器分级;一次分级旋流器溢流给入二次分级旋流器闭路磨矿作业,二次分级旋流器沉砂给入二段球磨机,二段球磨排矿产品返回二次分级旋流器分级,二次分级旋流器溢流粒度达到-320目90~95%;
d) 二次分级旋流器溢流给入一段弱磁作业,一段弱磁精矿给入二段弱磁作业,二段弱磁精矿给入细筛,细筛筛上产品返回二次分级旋流器分级,细筛筛下产品为提前选出的磁性精矿,其品位为65%~66%,产率为15%~20%,一段弱磁尾矿和二段弱磁尾矿合并给入强磁前大井进行浓缩,浓缩后的底流产品给入一段强磁作业,浓缩后的溢流给入循环水,一段强磁选作业的精矿给入阴离子反浮选作业系统,一段强磁作业的尾矿作为尾矿抛掉;
e) 所述的阴离子反浮选作业系统采用一段浮选粗选、一段浮选精选、三段浮选扫选比闭路系统,获得浮选精矿品位64.5%~65%、产率20%~17 %的选别指标,细筛的筛下产品与浮选精矿合为最终精矿,品位为65%~65.5%、产率为35~40%,湿式强磁预选尾矿、一段强磁尾矿和浮选三扫尾矿合并为最终尾矿,品位13%~14%,产率65%~60%。
本发明采用了连续磨矿,磁选—细筛再磨系统提前回收已单体解离的磁性矿。主要是由于微细粒嵌布磁铁矿与赤铁矿混合矿中含有一定量的磁性矿,当矿物中的磁性矿达到单体解离的时候,采用磁—浮分选,可提前分选出产率15~20%、品位65%以上磁性矿,降低了浮选作业给矿量,减少浮选机台数,减少药剂用量,降低选矿成本。
Claims (1)
1.一种微细粒嵌布混合矿粗粒预选、磁—浮分选工艺,其特征在于采用半自磨,湿式预选,连续磨矿,细筛再磨,磁—浮分选作业系统,具体步骤如下:
a) 将品位为31%~33%,磁性铁含量为40~60%,粒度为300mm以下的原矿经半自磨后,粒度达到-3mm以下的产品入给湿式预选,所述的湿式预选采用湿式弱磁预选和湿式强磁预选,抛掉产率15%~20%的大粒脉石及贫连生体;
b) 湿式弱磁预选的尾矿给入湿式强磁预选,湿式强磁预选尾矿作为尾矿抛掉;湿式弱磁预选精矿和湿式强磁预选精矿合并为湿式预选混磁精矿给入两段连续磨矿作业;
c) 所述的两段连续磨矿作业采用两次分级旋流器闭路磨矿作业,即预选混磁精矿给入一次分级旋流器闭路磨矿作业,一次分级旋流器沉砂给入一段球磨机,一段球磨机排矿返回一次分级旋流器分级;一次分级旋流器溢流给入二次分级旋流器闭路磨矿作业,二次分级旋流器沉砂给入二段球磨机,二段球磨排矿产品返回二次分级旋流器分级,二次分级旋流器溢流粒度达到-320目90~95%;
d) 二次分级旋流器溢流给入一段弱磁作业,一段弱磁精矿给入二段弱磁作业,二段弱磁精矿给入细筛,细筛筛上产品返回二次分级旋流器分级,细筛筛下产品为提前选出的磁性精矿,其品位为65%~66%,产率为15%~20%,一段弱磁尾矿和二段弱磁尾矿合并给入强磁前大井进行浓缩,浓缩后的底流产品给入一段强磁作业,浓缩后的溢流给入循环水,一段强磁选作业的精矿给入阴离子反浮选作业系统,一段强磁作业的尾矿作为尾矿抛掉;
e) 所述的阴离子反浮选作业系统采用一段浮选粗选、一段浮选精选、三段浮选扫选比闭路系统,获得浮选精矿品位64.5%~65%、产率20%~17%的选别指标,细筛的筛下产品与浮选精矿合为最终精矿,品位为65%~65.5%、产率为35~40%,湿式强磁预选尾矿、一段强磁尾矿和浮选三扫尾矿合并为最终尾矿,品位13%~14%,产率65%~60%。
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