CN107790283A - 一种闪石型原生铁矿选别工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种闪石型原生铁矿选别工艺，包括将铁矿物嵌布粒度为P80=17微米的铁矿石经过粗破和一段干式预磁选，获得品位为28.62%，回收率为98.51%，粒度为P80=150毫米的一段干式预磁选精矿作为原矿，其特征在于将原矿经半自磨筛分闭路磨矿‑湿式预磁选‑两段阶段磨矿阶段弱磁选‑一粗一精三扫反浮选‑三段闭路超细磨矿‑强磁选工艺进行选别，其中半自磨筛分闭路磨矿的产品粒度为0mm‑3mm，二段闭路磨矿的产品粒度为P80=30微米，三段闭路超细磨的产品粒度为P80=17微米，获得最终铁精矿铁品位为65.50%，回收率为76.00%，综合尾矿铁品位为11.30%，回收率为24.00%的良好指标。

Description

一种闪石型原生铁矿选别工艺
技术领域
本发明属于铁矿选矿技术领域，尤其涉及一种闪石型原生铁矿选别工艺。
背景技术
闪石型原生矿作为原生矿的一个重要种类在我国分布广泛。我国闪石型原生矿一般品位较低，嵌布粒度非常细。闪石型原生矿一般铁矿物的嵌布粒度为P80＜20微米，这种粒度的矿石即使铁矿物解离了用普通的磁选也很难有效回收，如我国山西袁家村铁矿就蕴藏有丰富的闪石型原生铁矿，就是因为其铁矿物的嵌布粒度仅为P80=17微米，无法得到有效的回收，从矿藏发现至今的几十年都无法得到利用。因此，开发出一种能有效回收嵌布粒度极细的闪石型原生铁矿中铁的选矿工艺很有必要。
发明内容
本发明的目的是提供一种能有效回收铁矿物嵌布粒度极细的闪石型原生铁矿选别工艺。
本发明的目的是通过下述技术方案来实现的：
本发明的一种闪石型原生铁矿选别工艺，包括将铁矿物嵌布粒度为P80=17微米、难选低品位的铁矿石经过粗破和一段干式预磁选，获得品位为28.62%，回收率为98.51%，粒度为P80=150毫米的一段干式预磁选精矿作为原矿，其特征在于：将所述的原矿经湿式预磁选-弱磁选-反浮选-强磁选工艺进行选别，具体步骤如下:
1）湿式预磁选
将品位为28.62%的原矿经半自磨-筛分闭路磨矿后的0-3mm产品给入二段大粒度湿式预磁选，获得品位为35.12%，回收率为94.26%的二段大粒度湿式预磁选精矿和产率为23.19%的二段大粒度湿式预磁选尾矿；
2）弱磁选工艺采用阶段磨矿阶段磁选工艺
将步骤1）的湿式预磁选精矿给入一段球磨-旋流器组成的一段闭路磨矿作业，一段闭路磨矿的溢流产品给入一段弱磁选进行选别，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿，所述的一段弱磁选精矿给入二段球磨-旋流器组成的二段闭路磨矿作业，二段闭路磨矿作业的溢流产品粒度为P80=30微米, 将二段闭路磨矿的溢流产品给入二段弱磁选，获得二段弱磁选精矿和二段弱磁选尾矿，二段弱磁选精矿铁品位为57.32%，回收率为77.65%；
3）反浮选采用一粗一精三扫的工艺
二段弱磁选精矿给入反浮选工艺，所述的反浮选工艺流程为反浮选粗作业、反浮选精选作业和反浮选扫选作业工艺流程，反浮选粗选作业的精矿给入反浮选精选作业，获得铁品位为67.51%，回收率为66.87%的反浮选精矿和反浮选精选作业尾矿，其反浮选精选作业尾矿返回反浮选粗选作业；所述的反浮选扫选作业为三次扫选作业，反浮选粗选尾矿给入一次扫选，一次扫选尾矿给入二次扫选，二次扫选尾矿给入三次扫选，一次扫选、二次扫选和三次扫选精矿依次返回上段作业；
4）强磁选
品位为29.61%，回收率为10.78%的三次扫选尾矿给入三段磨矿-旋流器组成的三段闭路磨矿作业，三段闭路磨矿溢流产品粒度为P80=17微米，该溢流产品给入强磁选作业，获得强磁精矿和强磁尾矿，所述的强磁精矿的铁品位为53.77%，回收率为9.13%；
铁品位为67.51%，回收率为66.87%的反浮选精矿和品位为53.77%，回收率为9.13%的强磁精矿合并为最终铁精矿，最终铁精矿铁品位为65.50%，回收率为76.00%；二段大粒度湿式预磁选尾矿，一段弱磁尾矿，二段弱磁尾矿，强磁尾矿共同构成综合尾矿，其铁品位为11.30%，回收率为24.00%。
所述的二段大粒度湿式预磁选采用磁感应强度为250mT的顺流型筒式磁选机。
所述的强磁选采用平环高梯度强磁选机，磁感应强度为1.6T。
所述的三段闭路磨矿作业采用超细磨设备-立式磨机。
在所述的反浮选粗选作业时，加入的硅酸盐捕收剂 “RA715” 为150g/t干矿，PH调整剂 “NaOH” 为450g/t干矿，铁矿物抑制剂玉米淀粉为450g/t干矿，硅酸盐活化剂为“CaO”180g/t干矿。
本发明的优点是：
1）本发明的工艺流程可获得铁品位为65.5%，铁回收率76%的铁精矿，这对于嵌布粒度仅为P80=17微米的闪石型原生铁矿，为非常好的产品指标；
2）本发明的工艺流程创造性的在半自磨流程后面采用了大粒度湿式预磁选，湿式预磁选采用顺流型磁选机，给料的料流方向与磁滚筒旋转方向一致，避免了逆流或半逆流磁选机给料对吸附精矿的冲涮作用，保障了预磁选的高回收率，湿式预磁选的甩尾率为23.19%，大大降低了后续所有磨矿作业的能耗；
3）本发明的工艺流程的弱磁选采用阶段磨矿阶段磁选，有利于降低能耗；
4）本发明的工艺流程充分利用了反浮选在给矿粒度P80=30微米条件下比在给矿粒度P80=17微米条件下分选效果好得多的结果，将反浮选置于弱磁选之后，强磁选之前；
5）本发明的工艺流程对浮选的三扫的品位为29.61%，回收率为10.78%的尾矿进行了超细磨-强磁选。采用立磨这种超细磨设备有效的将磨矿的粒度控制在铁矿物的P80=17微米的嵌布粒度，使矿物得到了充分的解离，且强磁选采用磁感应强度为1.6T的平环高梯度强磁选机，其磁感应强度远高于立环强磁选机，有利于回收微细粒铁矿物，强磁选精矿的铁品位为53.77%，回收率为9.13%，强磁选精矿作为最终铁精矿的一部分，大大的提高了最终铁精矿的回收率。
附图说明
图1为一种闪石型原生铁矿选别工艺流程图。
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1所示，本发明的一种闪石型原生铁矿选别工艺，包括将铁矿物嵌布粒度为P80=17微米、难选低品位的铁矿石经过粗破和一段干式预磁选，获得品位为28.62%，回收率为98.51%，粒度为P80=150毫米的一段干式预磁选精矿作为原矿，其特征在于：将所述的原矿经湿式预磁选-弱磁选-反浮选-强磁选工艺进行选别，具体步骤如下:
1）湿式预磁选：
将品位为28.62%的原矿经半自磨-筛分闭路磨矿后的0-3mm产品给入二段大粒度湿式预磁选，获得品位为35.12%，回收率为94.26%的二段大粒度湿式预磁选精矿和产率为23.19%的二段大粒度湿式预磁选尾矿；所述的二段大粒度湿式预磁选采用磁感应强度为250mT的顺流型筒式磁选机；
2）弱磁选工艺采用阶段磨矿阶段磁选工艺
将步骤1）的湿式预磁选精矿给入一段球磨-旋流器组成的一段闭路磨矿作业，一段闭路磨矿的溢流产品给入一段弱磁选进行选别，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿，所述的一段弱磁选精矿给入二段球磨-旋流器组成的二段闭路磨矿作业，二段闭路磨矿作业的溢流产品粒度为P80=30微米, 将二段闭路磨矿的溢流产品给入二段弱磁选，获得二段弱磁选精矿和二段弱磁选尾矿，二段弱磁选精矿铁品位为57.32%，回收率为77.65%；
3）反浮选采用一粗一精三扫的工艺
二段弱磁选精矿给入反浮选工艺，所述的反浮选工艺流程为反浮选粗作业、反浮选精选作业和反浮选扫选作业工艺流程，反浮选粗选作业的精矿给入反浮选精选作业，获得铁品位为67.51%，回收率为66.87%的反浮选精矿和反浮选精选作业尾矿，其反浮选精选作业尾矿返回反浮选粗选作业；所述的反浮选扫选作业为三次扫选作业，反浮选粗选尾矿给入一次扫选，一次扫选尾矿给入二次扫选，二次扫选尾矿给入三次扫选，一次扫选、二次扫选和三次扫选精矿依次返回上段作业；在所述的反浮选粗选作业时，加入的硅酸盐捕收剂“RA715” 为150g/t干矿，PH调整剂 “NaOH” 为450g/t干矿，铁矿物抑制剂玉米淀粉为450g/t干矿，硅酸盐活化剂为“CaO”180g/t干矿；
4）强磁选
品位为29.61%，回收率为10.78%的三次扫选尾矿给入三段磨矿-旋流器组成的三段闭路磨矿作业，所述的三段闭路磨矿作业采用超细磨设备-立式磨机，三段闭路磨矿溢流产品粒度为P80=17微米，该溢流产品给入强磁选作业，所述的强磁选采用平环高梯度强磁选机，磁感应强度为1.6T，获得强磁精矿和强磁尾矿，所述的强磁精矿的铁品位为53.77%，回收率为9.13%；
所述的铁品位为67.51%，回收率为66.87%的反浮选精矿和品位53.77%，回收率为9.13%的强磁精矿合并为最终铁精矿，最终铁精矿铁品位为65.50%，回收率为76.00%；二段大粒度湿式预磁选尾矿，一段弱磁尾矿，二段弱磁尾矿，强磁尾矿共同构成综合尾矿，其铁品位为11.30%，回收率为24.00%。
本发明的工艺流程创造性的在半自磨流程后面采用了大粒度湿式预磁选，湿式预磁选采用顺流型磁选机，给料的料流方向与磁滚筒旋转方向一致，避免了逆流或半逆流磁选机给料对吸附精矿的冲涮作用，保障了预磁选的高回收率，湿式预磁选的甩尾率为23.19%，大大降低了后续所有磨矿作业的能耗。
本发明的工艺流程充分利用了反浮选在给矿粒度P80=30微米条件下比在给矿粒度P80=17微米条件下分选效果好得多的结果，将反浮选置于弱磁选之后，强磁选之前。
本发明的工艺流程对浮选的三扫的品位为29.61%，回收率为10.78%的尾矿进行了超细磨-强磁选。采用立磨这种超细磨设备能够有效地将磨矿粒度控制在铁矿物的P80=17微米的嵌布粒度，使矿物得到了充分的解离，且强磁选采用磁感应强度为1.6T的平环高梯度强磁选机，其磁感应强度远高于立环强磁选机，有利于回收微细粒铁矿物，强磁选精矿的铁品位为53.77%，回收率为9.13%，强磁选精矿作为最终铁精矿的一部分，大大的提高了最终铁精矿的回收率。
本发明的工艺流程可获得铁品位为65.5%，铁回收率76%的最终铁精矿，这对于铁矿物嵌布粒度仅为P80=17微米的闪石型原生铁矿来说已经是非常好的产品指标。

Claims (5)

1.一种闪石型原生铁矿选别工艺，包括将铁矿物嵌布粒度为P80=17微米、难选低品位的铁矿石经过粗破和一段干式预磁选，获得品位为28.62%，回收率为98.51%，粒度为P80=150毫米的一段干式预磁选精矿作为原矿，其特征在于：将所述的原矿经湿式预磁选-弱磁选-反浮选-强磁选工艺进行选别，具体步骤如下:
1）湿式预磁选：
将品位为28.62%的原矿经半自磨-筛分闭路磨矿后的0-3mm产品给入二段大粒度湿式预磁选，获得品位为35.12%，回收率为94.26%的二段大粒度湿式预磁选精矿和产率为23.19%的二段大粒度湿式预磁选尾矿；
2）弱磁选工艺采用阶段磨矿阶段磁选工艺：
将步骤1）的湿式预磁选精矿给入一段球磨-旋流器组成的一段闭路磨矿作业，一段闭路磨矿的溢流产品给入一段弱磁选进行选别，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿，所述的一段弱磁选精矿给入二段球磨-旋流器组成的二段闭路磨矿作业，将二段闭路磨矿作业的溢流产品粒度为P80=30微米, 二段闭路磨矿的溢流产品给入二段弱磁选，获得二段弱磁选精矿和二段弱磁选尾矿，二段弱磁选精矿铁品位为57.32%，回收率为77.65%；
3）反浮选采用一粗一精三扫的工艺：
二段弱磁选精矿给入反浮选工艺，所述的反浮选工艺流程为反浮选粗作业、反浮选精选作业和反浮选扫选作业工艺流程，反浮选粗选作业的精矿给入反浮选精选作业，获得铁品位为67.51%，回收率为66.87%的反浮选精矿和反浮选精选作业尾矿，其反浮选精选作业尾矿返回反浮选粗选作业；所述的反浮选扫选作业为三次扫选作业，反浮选粗选尾矿给入一次扫选，一次扫选尾矿给入二次扫选，二次扫选尾矿给入三次扫选，一次扫选、二次扫选和三次扫选精矿依次返回上段作业；
4）强磁选：
品位为29.61%，回收率为10.78%的三次扫选尾矿给入三段磨矿-旋流器组成的三段闭路磨矿作业，三段闭路磨矿溢流产品粒度为P80=17微米，该溢流产品给入强磁选作业，获得强磁精矿和强磁尾矿，所述的强磁精矿的铁品位为53.77%，回收率为9.13%；
所述的铁品位为67.51%，回收率为66.87%的反浮选精矿和品位为53.77%，回收率为9.13%的强磁精矿合并为最终铁精矿，最终铁精矿铁品位为65.50%，回收率为76.00%；二段大粒度湿式预磁选尾矿，一段弱磁尾矿，二段弱磁尾矿，强磁尾矿共同构成综合尾矿，其铁品位为11.30%，回收率为24.00%。
2.根据权利要求1所述的闪石型原生铁矿选别工艺，其特征在于：所述的二段大粒度湿式预磁选采用磁感应强度为250mT的顺流型筒式磁选机。
3.根据权利要求1所述的闪石型原生铁矿选别工艺，其特征在于：所述的强磁选采用平环高梯度强磁选机，磁感应强度为1.6T。
4.根据权利要求1所述的闪石型原生铁矿选别工艺，其特征在于：所述的三段闭路磨矿作业采用超细磨设备-立式磨机。
5.根据权利要求1所述的闪石型原生铁矿选别工艺，其特征在于：在所述的反浮选粗选作业时，加入的硅酸盐捕收剂 “RA715” 为150g/t干矿，PH调整剂 “NaOH” 为450g/t干矿，铁矿物抑制剂玉米淀粉为450g/t干矿，硅酸盐活化剂为“CaO”180g/t干矿。
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