CN106269177A - 贫赤铁矿粗细分级、重选‑中磁‑强磁‑反浮选工艺 - Google Patents

贫赤铁矿粗细分级、重选‑中磁‑强磁‑反浮选工艺 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种贫赤铁矿粗细分级、重选‑中磁‑强磁‑反浮选工艺，采用两段连续磨矿，粗细分级，重选‑磁选‑浮选作业，其特征在于：将粗细分级的两种不同粒级的矿物分别采用重选、磁选和反浮选作业。本发明的优点是：由于本发在磁选作业中采用了中磁和强磁连续作业，磁选金属回收率提高，浮选作业负荷量增加，提高了精矿品位，同时降低了尾矿品位。综合精矿品位64.56%，比原来64.22%提高0.34个百分点，综合尾矿15.26%，比原来16.18%降低0.92个百分点，弱磁、强磁尾矿品位分别达到16.69%和10.68%，比原来22.43%和15.6%分别降低5.74和4.92个百分点，金属回收率提高到63.47%，比原来58.85%提高4.62个百分点。

Description

贫赤铁矿粗细分级、重选-中磁-强磁-反浮选工艺
技术领域
本发属于选矿技术领域，尤其涉及一种贫赤铁矿粗细分级、重选-中磁-强磁-反浮选工艺。
背景技术
现有的贫赤铁矿矿石的选矿工艺采用两段连续磨矿、中矿再磨、粗细分选、重选-弱磁-强磁-阴离子反浮选工艺流程处理贫赤铁矿，所述的两段连续磨矿、中矿再磨是 ：
1)贫赤铁矿石经过一次球磨和一次分级形成的闭路磨矿后，一次分级溢流给入二次分级；
2)二次分级的沉砂给入二次球磨，二次球磨的排矿返回二次分级进行分级；
3)二次分级的溢流给入粗细分级作业，粗细分级作业的沉砂即粗粒级铁矿物给入重选，粗细分级作业的溢流即细粒级铁矿物给入磁选，其磁选采用弱磁-强磁作业，弱磁-强磁作业的精矿品位为42.57%的混磁精给入浮选作业，得到品位66.12%的浮选精矿，品位20.23%的浮选尾矿，弱磁-强磁尾矿品位15.6%。重选精矿品位61.47%。扫中磁尾矿（重选尾矿）品位为13.70%，综合精矿品位64.22%，综合尾矿品位16.18%，金属回收率为58.85%，如图1所示。
但是随着铁矿采掘深度的进一步推进，矿石贫化加剧，碳酸盐等弱磁性矿物含量增加，尾矿品位一直偏高，某些时段高达17.50%，金属回收率偏低，直接影响精矿产量。因此对流程尤其是磁选作业的研究一直没有间断。通过多次工艺流程考查，分析认为弱磁机回收率低，弱磁尾矿品位偏高，造成强磁给矿品位高、金属量大，强磁机流程通过负荷大、处理能力不足，加上设计强磁机场强及梯度不够等多方面原因，是流程中最薄弱环节。
发明内容
本发明确目的是提供一种能提高磁选的精矿品位，降低磁选尾矿品位的贫赤铁矿粗细分级、重选-中磁-强磁-反浮选工艺。
为了克服现有技术的缺点，本发明采用了下述技术方案。
本发明的一种贫赤铁矿粗细分级、重选-中磁-强磁-反浮选工艺，采用两段连续磨矿，粗细分级，重选-磁选-浮选作业，其特征在于：将粗细分级的两种不同粒级的矿物分别采用重选、磁选和反浮选作业，具体步骤如下：
1）贫赤铁矿石经过一次球磨和一次分级形成的闭路磨矿后，一次分级溢流给入二次分级；
2)二次分级的沉砂给入二次球磨，二次球磨的排矿返回二次分级进行分级；
3）将二次分级的溢流给入粗细分级作业，粗细分级作业的溢流-0.075mm占86.50%，品位为30.12%，沉砂-0.075mm占72.59%，品位为31.28%，粗细分级作业的-0.075mm占72.59%，品位为31.28%，沉砂给入重选作业，获得重选精矿、重选中矿和重选尾矿，其中重选精矿的品位为61.47%，重选中矿给入三次分级闭路磨矿作业后返回到粗细分级作业；
4）将粗细分级作业的溢流粒度为-0.075mm占86.50%，品位为30.12%的细粒铁级矿物给入立环中磁作业，获得品位为46.87%的立环中磁精矿和品位为16.69%的立环中磁尾矿；
5）将立环中磁品位为16.69%的尾矿给入立环强磁作业，获得品位为27.74%的立环强磁精矿和品位为10.68%的立环强磁尾矿，立环中磁精矿和立环强磁精矿合并为品位为41.03%的混磁选精矿给入反浮选作业，获得品位为66.31%反浮选精矿和品位为20.11%的反浮选尾矿；
重选精矿和反浮选精矿合为品位为64.56%的最终精矿，重选尾矿、强磁尾矿和反浮选尾矿合并品位为15.26%的最终尾矿。
所述的立环中磁作业选用SLon-1750立环脉动高梯度中磁机，其场强0.5～0.9T。
本发明的优点是：
由于本发在磁选作业中采用了中磁和强磁连续作业，磁选金属回收率提高，浮选作业负荷量增加，提高了精矿品位，同时降低了尾矿品位。综合精矿品位64.56%，比原来64.22%提高0.34个百分点，综合尾矿15.26%，比原来16.18%降低0.92个百分点，弱磁、强磁尾矿品位分别达到16.69%和10.68%，比原来22.43%和15.6%分别降低5.74和4.92个百分点，金属回收率提高到63.47%，比原来58.85%提高4.62个百分点。
附图说明
图1为原采用两段连续磨矿、中矿再磨、粗细分选、重选-弱磁-强磁-阴离子反浮选工艺流程图。
图2为本发明贫赤铁矿粗细分级、重选-中磁-强磁-阴离子反浮选工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明作进一步说明。
如图2所示，本发明的一种贫赤铁矿粗细分级、重选-中磁-强磁-反浮选工艺，采用两段连续磨矿，粗细分级，重选-磁选-浮选作业，其特征在于：将粗细分级的两种不同粒级的矿物分别采用重选、磁选和反浮选作业，具体步骤如下：
1）贫赤铁矿石经过一次球磨和一次分级形成的闭路磨矿后，一次分级溢流给入二次分级；
2)二次分级的沉砂给入二次球磨，二次球磨的排矿返回二次分级进行分级；
3）将二次分级的溢流给入粗细分级作业，粗细分级作业的溢流-0.075mm占86.50%，品位为30.12%，沉砂-0.075mm占72.59%，品位为31.28%，粗细分级作业的-0.075mm占72.59%，品位为31.28%，沉砂给入重选作业，获得重选精矿、重选中矿和重选尾矿，其中重选精矿的品位为61.47%，重选中矿给入三次分级闭路磨矿作业后返回到粗细分级作业；
4）将粗细分级作业的溢流粒度为-0.075mm占86.50%，品位为30.12%的细粒铁级矿物给入立环中磁作业，获得品位为46.87%的立环中磁精矿和品位为16.69%的立环中磁尾矿；
5）将立环中磁品位为16.69%的尾矿给入立环强磁作业，获得品位为27.74%的立环强磁精矿和品位为10.68%的立环强磁尾矿，立环中磁精矿和立环强磁精矿合并为品位为41.03%的混磁选精矿给入反浮选作业，获得品位为66.31%反浮选精矿和品位为20.11%的反浮选尾矿；
重选精矿和反浮选精矿合为品位为64.56%的最终精矿，重选尾矿、强磁尾矿和反浮选尾矿合并品位为15.26%的最终尾矿。
所述的立环中磁作业选用SLon-1750立环脉动高梯度中磁机，其场强0.5～0.9T。
指标对比表（%）
项目 混磁精品位 重精品位 浮精品位 浮尾品位 强尾品 位 综合精矿品位 综合尾矿品位 金属回收率
原工艺指标 42.57 61.47 66.12 20.23 15.60 64.22 16.18 58.85
新工艺指标 41.03 61.52 66.17 19.46 10.68 64.56 15.26 63.47

Claims (2)

1.一种贫赤铁矿粗细分级、重选-中磁-强磁-反浮选工艺，采用两段连续磨矿，粗细分级，重选-磁选-浮选作业，其特征在于：将粗细分级的两种不同粒级的矿物分别采用重选、磁选和反浮选作业，具体步骤如下：
1）贫赤铁矿石经过一次球磨和一次分级形成的闭路磨矿后，一次分级溢流给入二次分级；
2)二次分级的沉砂给入二次球磨，二次球磨的排矿返回二次分级进行分级；
3）将二次分级的溢流给入粗细分级作业，粗细分级作业的溢流-0.075mm占86.50%，品位为30.12%，沉砂-0.075mm占72.59%，品位为31.28%，粗细分级作业的-0.075mm占72.59%，品位为31.28%，沉砂给入重选作业，获得重选精矿、重选中矿和重选尾矿，其中重选精矿的品位为61.47%，重选中矿给入三次分级闭路磨矿作业后返回到粗细分级作业；
4）将粗细分级作业的溢流粒度为-0.075mm占86.50%，品位为30.12%的细粒铁级矿物给入立环中磁作业，获得品位为46.87%的立环中磁精矿和品位为16.69%的立环中磁尾矿；
5）将立环中磁品位为16.69%的尾矿给入立环强磁作业，获得品位为27.74%的立环强磁精矿和品位为10.68%的立环强磁尾矿，立环中磁精矿和立环强磁精矿合并为品位为41.03%的混磁选精矿给入反浮选作业，获得品位为66.31%反浮选精矿和品位为20.11%的反浮选尾矿；
重选精矿和反浮选精矿合为品位为64.56%的最终精矿，重选尾矿、强磁尾矿和反浮选尾矿合并品位为15.26%的最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的贫赤铁矿粗细分级、重选-中磁-强磁-反浮选工艺，其特征在于所述的立环中磁作业设备选用SLon-1750立环脉动高梯度中磁机，其场强0.5～0.9T。
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