CN107115961A - 一种低品位、细粒崁布矿物的重选方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其包括以下步骤：将矿物进行两次以上的尖缩溜槽分选，分级成n股矿浆，将其按等沉速度从大到小排序为F1>F2>……>Fn；将步骤S1产出的多股矿浆按Fn、……、F2、F1的顺序同时给入分级选矿设备进行选矿。采用本发明的技术方案，具有更好的重选效果，选后精矿品位高、回收率提高15~50%；另外重选流程简单易操作，单位时间处理能力提高50~500%；降低了选矿成本10~30%；而且，设备制作简单、易标准化。

Description

一种低品位、细粒崁布矿物的重选方法

技术领域

本发明属于选矿技术领域，尤其涉及一种低品位、细粒崁布矿物的重选方法。

背景技术

低品位、细粒崁布矿物是当今公认的难选矿物之一。矿物因其细微崁布的性质，选矿时需将矿物碎磨很细，一般小于0.074mm粒径矿粒需占80％左右以上，而小于0.037mm粒径矿物的分选属业界难题。这类矿物，若采用浮选工艺存在工艺流程复杂、选矿成本高的问题，而用重选则有精矿品位低、回收率低的不足。然而在矿山资源逐渐匮乏的今天，这类矿物的开发利用又成为必须。

现有，针对低品位、细粒崁布矿物的重选有：摇床选、皮带溜槽、螺旋溜槽、离心选矿、螺旋选矿等。上述方法所存在的问题或缺陷如下：

1.摇床选：单机产能小，小于0.037mm粒径矿物的分选效果差；

2.皮带溜槽选：单机产能小于摇床选；

3.螺旋溜槽选：小于0.037mm粒径矿物的分选效果差，设备设计、制造较困难；

4.离心选矿：单机产能小，操作复杂，分选效果差，或精矿品位低，或回收率低下；

5.螺旋选矿：操作复杂，分选效果差，或精矿品位低，或回收率低下。

发明内容

针对以上技术问题，本发明公开了一种低品位、细粒崁布矿物的重选方法，具有更好的重选效果，重选流程简单易操作，单位时间处理能力得到提高，降低了成本，操作简单。

对此，本发明采用的技术方案为：

一种低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其包括以下步骤：

步骤S1，将矿物进行两次以上的尖缩溜槽分选，分级成n股矿浆，将其按等沉速度从大到小排序为F1>F2>……>Fn；

步骤S2，将步骤S1产出的多股矿浆按Fn、……、F2、F1的顺序同时给入重选设备进行选矿。

作为本发明的进一步改进，步骤S1中，通过尖缩溜槽每次将矿物分为两组或三组。

作为本发明的进一步改进，步骤S2中，将每股的矿浆通过重选分为2～5级。优选的，将每股的矿浆通过重选分为2或3级。其中，将每股的矿浆通过重选分为3级，即为精矿、中矿和尾矿。将每股的矿浆通过重选分为4级，即为精矿、次精矿、中矿和尾矿。将每股的矿浆通过重选分为5级，即为精矿、次精矿、中矿、次中矿和尾矿。

作为本发明的进一步改进，步骤S2完成后，将各股重选后的相同级别的矿物合并在一起。

作为本发明的进一步改进，所述重选设备为皮带溜槽、螺旋溜槽、摇床、离心选矿设备或螺旋选矿设备。

作为本发明的进一步改进，步骤S1中，通过尖缩溜槽每次将矿物分为两组，然后经过三次尖缩溜槽分选，所述矿物分成8股矿浆。

作为本发明的进一步改进，所述重选设备为皮带溜槽，将步骤S1产出的八股矿浆按从上到下依次为F8、F7、F6、F5、F4、F3、F2、F1的顺序同时给入皮带溜槽进行选矿。

作为本发明的进一步改进，所述重选设备为摇床，将步骤S1产出的八股矿浆按从前端到后端依次为F8、F7、F6、F5、F4、F3、F2、F1的顺序同时给入摇床中进行选矿。

作为本发明的进一步改进，所述重选设备为螺旋溜槽，将步骤S1产出的八股矿浆按从里到外依次为F8、F7、F6、F5、F4、F3、F2、F1的顺序同时给入螺旋溜槽中进行选矿。

作为本发明的进一步改进，步骤S1中，通过尖缩溜槽每次将矿物分为三组，然后经过尖缩溜槽分选，所述矿物分成9、12或15股矿浆。

作为本发明的进一步改进，在矿物进行尖缩溜槽分选前，先将进行破碎、磨矿和调浆。

作为本发明的进一步改进，所述磨矿后的矿物粒度为通过200目的矿物占80％以上。其中的百分比可以为质量比，也可以是体积比。

与现有技术相比，本发明的有益效果为：

采用本发明的技术方案，具有更好的重选效果，选后精矿品位高、回收率提高15～50％；另外重选流程简单易操作，单位时间处理能力提高50～500％；降低了选矿成本10～30％；而且，设备制作简单、易标准化。

附图说明

图1是本发明一种实施例的多次尖缩溜槽分级的流程示意图。

图2是本发明一种实施例的选矿流程图。

图3是本发明一种实施例的摇床给料的示意图。

图4是本发明一种实施例的皮带溜槽给料的示意图。

图5是本发明一种实施例的螺旋溜槽给料的示意图。

图6是本发明对比例1的选矿流程图。

具体实施方式

下面对本发明的较优的实施例作进一步的详细说明。

实施例1

某铅锌矿，原矿分析结果：方铅矿1.74％、闪锌矿6.46％、黄铁矿14.67％、重晶石(硫酸钡)26.01％、白云石43.48％、其它(少量石英、含钡长石、白云母等)7.64％；方铅矿和闪锌矿的嵌布粒度大小不均匀，方铅矿的嵌布粒度比闪锌矿小，方铅矿中小于0.02mm的微细粒占有率21.26％，闪锌矿中小于0.02mm的微细粒占有率13.62％。目的矿物为方铅、闪锌，相比较主要杂质成份重晶石(硫酸钡)、白云石,属较典型的低品位、细粒崁布矿物情形。

采用以下步骤进行选矿：

(1)先将上述铅锌矿进行破碎和粗磨，经过测定，矿物磨后粒度<0.074mm占60～90，其中<0.037mm的占38～66％；

(2)将步骤(1)中的矿物按照每次分成两组份，进行四次尖缩溜槽分选，分级成8股矿浆，将其按等沉速度从大到小排序为F1>F2>F3>F4>F5>F6>F7>F8，如图1所示；

(3)多次尖缩处理成F1～F8的8股矿浆后，分别以摇床选、皮带溜槽、螺旋溜槽选矿进行重选选矿，选矿流程如图2所示：

A.摇床选：

将步骤(2)产出的多股矿浆按从前端到后端依次为F8、F7、F6、F5、F4、F3、F2、F1的顺序同时给入摇床中，按普通摇床选矿操作即可。所用的摇床型号为：6-S摇床；

摇床给料按如图3所示，将8股矿浆按F8、F7…F2、F1的倒顺序给入摇床，选后可得铅精矿铅含量70～80％，铅综合回收率85～95％、锌精矿锌含量20～40％(闪锌与重晶石被同选在中矿，将中矿经浮选后锌精矿锌含量50～65％，锌综合回收率85～95％。)；选后尾矿：铅<0.08％、锌<0.3％；尾矿率40～60％。具体数据如表1所示。

B.皮带溜槽选：

将步骤(2)产出的多股矿浆按从上到下依次为F8、F7、F6、F5、F4、F3、F2、F1的顺序同时给入皮带溜槽中，按普通皮带溜槽选矿操作即可。皮带溜槽的设备型号为XL1000；皮带溜槽角度可调至12～60°。

皮带溜槽给料按如图4所示，将8股矿浆按F8、F7…F2、F1的倒顺序给入皮带溜槽，选后可得铅精矿铅含量62～82％，铅综合回收率80～95％、锌精矿锌含量25～45％(闪锌与重晶石被同选在中矿，将中矿经浮选后锌精矿锌含量55～65％，锌综合回收率80～95％。)；选后尾矿：铅<0.08％、锌<0.4％；尾矿率40～60％。

C.螺旋溜槽选：

将步骤(2)产出的多股矿浆按从里到外依次为F8、F7、F6、F5、F4、F3、F2、F1的顺序同时给入螺旋溜槽中，按普通螺旋溜槽选矿操作即可。螺旋溜槽设备型号：ф1500，h/D＝0.5,双头；

螺旋溜槽给料按如图5所示，将8股矿浆按F8、F7…F2、F1的倒顺序给入螺旋溜槽，选后可得铅精矿铅含量55～80％，铅综合回收率75～95％、锌精矿锌含量25～45％(闪锌与重晶石被同选在中矿，将中矿经浮选后锌精矿45～62％，锌综合回收率78～92％。)；选后尾矿：铅<0.08％、锌<0.5％；尾矿率40～60％。

对比例1

作为对比例，将实施例1的铅锌矿进行破碎和粗磨，并采用常规的重选方法进行选矿，如图6所示，分选为精矿、中矿和尾矿。

将实施例1和对比例1选后的效果进行对比，如表1所示。

表1新旧重选选矿效果比较

由上述表1中的数据可见，采用本发明的方法进行选矿，选后精矿品位高、回收率提高15～50％。

另外重选流程简单易操作，单位时间处理能力提高50～500％；降低了选矿成本10～30％；而且，设备制作简单、易标准化。

实施例2

白云鄂博某沉积变质铁/稀土矿，稀土矿物主要为轻稀土混合矿，Fe20～27％，稀土0.8～3.2％。矿物嵌布粒度细在矿区中有用矿物和脉石矿物的嵌布粒度都很细，主要脉石矿物钠辉石、钠闪石、方解石、白云石、石英等。有用矿物嵌布粒度细小，铁稀土共生，铁矿物嵌布粒度是0.04～0.07mm，稀土矿物嵌布粒度为0.02～0.05mm。按照以下步骤进行选矿。

首先将原矿石磨至<200目占85％～92％，多次尖缩处理成F1～F8的8股矿浆后，具体步骤同实施例1的步骤(2)，再分别以摇床、皮带溜槽、螺旋溜槽分选，选矿效果如下表2所述：

表2铁/稀土矿重选选矿效果比较

由上述表2中的数据可见，采用本发明的方法进行选矿，选后精矿品位高，回收率提高。

实施例3

某岩金矿，金品位1.3～3.2g/t，细粒崁布在闪锌方铅矿中，崁布粒度为0.01～0.06mm。按照以下步骤进行选矿。

首先，将原矿石磨至<300目占75％～85％，多次尖缩处理成F1～F8的8股矿浆后，具体步骤同实施例1的步骤(2)，再分别以摇床、皮带溜槽、螺旋溜槽分选，选矿效果如下表3所述：

表3岩金矿重选选矿效果比较

由上述表3中的数据可见，采用本发明的方法进行选矿，选后精矿品位高，回收率较现有技术的重选法高。

实施例4

某铅锌尾矿，以铅锌氧化物为主，铅品位0.5～2％，锌1.4～4.8％，铅崁布粒度在0.03～0.1mm，锌崁布粒度在0.04～0.12mm，脉石主要为石英、长石、方解石、白云石。按照以下步骤进行选矿。

首先，将尾矿石再磨至<200目占85％～95％，多次尖缩处理成F1～F8的8股矿浆，具体步骤同实施例1的步骤(2)，再分别以摇床、皮带溜槽、螺旋溜槽分选，选矿效果如下表4所述：

表4铅锌尾矿重选选矿效果比较

由上述表4中的数据可见，采用本发明的方法进行选矿，选后精矿品位高40％以上，回收率较现有技术的重选法高40％以上。

以上内容是结合具体的优选实施方式对本发明所作的进一步详细说明，不能认定本发明的具体实施只局限于这些说明。对于本发明所属技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明构思的前提下，还可以做出若干简单推演或替换，都应当视为属于本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其特征在于：其包括以下步骤：

步骤S1，将矿物进行两次以上的尖缩溜槽分选，分级成n股矿浆，将其按等沉速度从大到小排序为F1>F2>……>Fn；

步骤S2，将步骤S1产出的多股矿浆按Fn、……、F2、F1的顺序同时给入重选设备进行选矿。

2.根据权利要求1所述的低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其特征在于：步骤S2完成后，将各股重选后的相同级别的矿物合并在一起。

3.根据权利要求1所述的低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其特征在于：所述重选设备为皮带溜槽、螺旋溜槽、摇床、离心选矿设备或螺旋选矿设备。

4.根据权利要求2所述的低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其特征在于：步骤S1中，通过尖缩溜槽每次将矿物分为两组，然后经过三次尖缩溜槽分选，所述矿物分成8股矿浆。

5.根据权利要求4所述的低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其特征在于：所述重选设备为皮带溜槽，将步骤S1产出的八股矿浆按从上到下依次为F8、F7、F6、F5、F4、F3、F2、F1的顺序同时给入皮带溜槽进行选矿。

6.根据权利要求4所述的低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其特征在于：所述重选设备为摇床，将步骤S1产出的八股矿浆按从前端到后端依次为F8、F7、F6、F5、F4、F3、F2、F1的顺序同时给入摇床中进行选矿。

7.根据权利要求4所述的低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其特征在于：所述重选设备为螺旋溜槽，将步骤S1产出的八股矿浆按从里到外依次为F8、F7、F6、F5、F4、F3、F2、F1的顺序同时给入螺旋溜槽中进行选矿。

8.根据权利要求1所述的低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其特征在于：步骤S1中，通过尖缩溜槽每次将矿物分为三组，然后经过尖缩溜槽分选，所述矿物分成9、12或15股矿浆。

9.根据权利要求1所述的低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其特征在于：在矿物进行尖缩溜槽分选前，先将进行破碎、磨矿和调浆。

10.根据权利要求9所述的低品位、细粒崁布矿物的重选方法，其特征在于：所述磨矿后粒度为通过200目的矿物占80%以上。