CN109675711B - 一种处理含微细金矿物的磁铁矿选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种处理含微细金矿物的磁铁矿选矿工艺,原矿铁品位33%~37%,金品位1.9g/t~2.1g/t,其特征在于:原矿通过包括一段半自磨筛分作业、二段闭路磨矿作业、磁浮作业、浓缩作业、三段闭路磨矿作业、磁选作业、浮选作业、过滤作业和尾矿堆浸作业的本发明工艺处理,获得铁品位66.5%以上,铁回收率85.0%以上,金品位0.2g/t以下的最终铁精矿;获得金品位为29g/t以上,金回收率90%以上,铁品位13.0%以下的最终金精矿。本发明的优点是:1)利用顽石和废钢球作为立磨机的磨矿介质,节耗增效,释放半自磨机产能;2)采用磁浮选一体机和组装的三级浓缩洗涤新设备;3)浮选尾矿堆浸。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,具体涉及一种处理含微细金矿物的磁铁矿选矿工艺。
背景技术
在国内某地区磁铁矿床内发现了含有微细粒金矿物的磁铁矿,金含量近2g/t,矿石中的金矿物呈细粒、细脉状嵌布在磁铁矿的裂隙与粒间间隙中;或磁铁矿与脉石的界面处;或沿脉石的裂隙成群浸染于脉石中,偶尔见到金粒嵌布在假象赤铁矿中,嵌布粒度极细,同时磁铁矿嵌布粒度虽然好于金矿物,但是也比较细,需要细磨精选才能保证铁矿物的高效回收。
此种磁铁矿石选别难度非常大,若采用现有的单一磁选工艺流程处理,现场工艺流程图见图1,则金矿物得不到回收,必将会导致大量金矿物在磁选尾矿中流失,造成资源浪费和经济损失,且金矿物在铁精矿产品中的存在也会影响铁精矿产品的质量;另外,采用常规的浮选工艺回收铁精矿和金精矿,也很难分选出合格的铁精矿和金精矿,因为虽然铁矿物和金矿物的矿石性质差异比较大,但是由于它们的嵌布粒度都很细,在各自精矿中铁矿物和金矿物难免将互相参杂,影响各自精矿产品的质量。
基于以上所述,研究开发一种能够有效处理这种含有微细金矿物的磁铁矿的选矿工艺,有效利用矿产资源具有实际意义。
发明内容
本发明的目的是提供一种处理含微细金矿物的磁铁矿选矿工艺,通过这一工艺,分别选出合格的铁精矿和金精矿产品,使得两者得到分离,解决此类矿石的选矿技术问题。
本发明是通过下述技术方案实现的:
本发明的一种处理含微细金矿物的磁铁矿选矿工艺,其特征在于:包括一段开路半自磨筛分作业、二段闭路磨矿作业、磁浮作业、浓缩作业、三段闭路磨矿作业、磁选作业、浮选作业、过滤作业和尾矿堆浸作业,具体包括下列步骤:
1)所述的一段开路半自磨筛分作业由半自磨机和直线振动筛组成,所述的二段闭路磨矿作业由旋流器和二段立磨机组成,将铁品位为33%~37%,金品位为1.9g/t~2.1g/t,粒度为250mm-0 mm的原矿给入半自磨机进行一段磨矿,半自磨排矿给入直线振动筛进行筛分,筛下产品给入旋流器,旋流器沉砂与筛上产品合并给入二段立磨机进行二段磨矿,二段立磨机排矿返回旋流器构成二段闭路磨矿作业,旋流器溢流产品作为二段闭路磨矿产品给入磁浮作业,旋流器溢流产品粒度-0.074mm含量为84%~88%;
2)所述的磁浮作业由粗选磁浮选一体机和精选磁浮选一体机组成,二段闭路磨矿产品给入粗选磁浮选一体机进行粗选,粗选精矿给入精选磁浮选一体机进行精选,获得产率为38%~40%,品位为66.5%~67.5%,金品位为0.2g/t~0.25 g/t的磁浮作业铁精矿,粗选尾矿和精选尾矿合并为磁浮作业尾矿,磁浮作业尾矿经过浓缩作业浓缩后给入三段闭路磨矿作业;
3)所述的三段闭路磨矿作业由分级机和三段立磨机组成,浓缩后的磁浮作业尾矿经过三段闭路磨矿,获得溢流粒度-0.028mm含量为78%~82%的三段闭路磨矿产品给入磁选作业;
4)所述的磁选作业由淘洗磁选机构成,三段闭路磨矿产品经过淘洗磁选机磁选,获得产率为7%~8%,品位为67.2%~67.7%,金品位为0.12g/t~0.15g/t的磁选作业铁精矿,磁选作业尾矿给入浮选作业;
5)所述的浮选作业由一粗一精一扫浮选作业组成,磁选作业尾矿经过一粗一精一扫浮选,获得浮选作业金精矿和浮选作业尾矿,浮选作业尾矿经过浓缩加压过滤机压滤后获得浮选作业尾矿滤饼,该滤饼给入尾矿堆浸作业;
6)所述尾矿堆浸作业在浸出池完成,浮选作业尾矿滤饼经过尾矿堆浸,获得尾矿堆浸作业金精矿和尾矿堆浸作业尾矿,尾矿堆浸作业尾矿为最终尾矿;
7)最终铁精矿由磁选作业铁精矿和磁浮作业铁精矿合并组成,铁品位为66.61%~67.5%,铁回收率为85.64%~90%,产率为45%~50%,金品位为0.19g/t~0.2 g/t;最终金精矿由浮选作业金精矿和尾矿堆浸作业金精矿合并组成,金品位为29.68g/t~31 g/t,金回收率为,92,00%,产率为6.20%~7.5%,铁品位为12.76%~13.5%;最终尾矿为尾矿堆浸作业尾矿,产率为48.8%~50%,铁品位为9.32%~10.5%,金品位为0.15g/t~0.18 g/t。
所述的直线振动筛为单层直线振动筛,筛孔尺寸为3mm。
所述的浮选作业尾矿滤饼含有水份为10%以下。
本发明的优点是:
(1)本发明将一段开路半自磨机30mm-3mm的顽石和废钢球通过筛孔尺寸为3mm的直线振动筛直接给入二段立磨机作为磨矿介质, 由于立磨机的磨矿原理更加注重物料和钢球在筒体内的相互研磨作用,这种方式既节省了立磨机的磨矿介质消耗,又有利于处理半自磨机的顽石和废球积累,避免半自磨机“涨肚”事故的发生,同时也释放了半自磨机的处理量,提高磨矿效率。
(2)本发明采用两段连续磁浮选一体机进行磁浮作业,磁浮选一体机可以实现在一台设备内磁选和浮选同时作用。在粗选磁浮选一体机中磁性强的矿物通过固定和脉冲双磁场作用向下运动,磁性弱的其他矿物以及部分和磁铁矿共生的金矿物通过上升的浮选气泡和金捕收剂以及上升水流的作用下向上运动;粗选精矿再经过精选磁浮选一体机的精选,最终得到66.50%以上品位的铁精矿。
(3)由于磁浮作业尾矿浓度5%很低,浓缩作业采用了三级浓缩洗涤设备,该浓缩设备为三台浓缩机由上向下连续布置,第一层浓缩底流就为下一层浓缩的给料,减少了占地面积,有效利用了空间,三级浓缩后底流浓度达50%,给入到三段闭路磨矿作业进行细磨。
(4)三段闭路磨矿产品细度达到-0.028mm 80%,金矿物和铁矿物都已经单体解离,先给入到淘洗磁选机内进行磁铁矿再回收,淘洗磁选机尾矿给入到金矿物浮选作业和浮选尾矿过滤堆浸作业,最终得到金精矿和最终尾矿,金精矿品位可达29g/t以上,金回收率大于90%,综合经济效益显著提高。
附图说明
图1为原工艺流程图。
图2为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明作进一步说明。
如图2所示,本发明的一种处理含微细金矿物的磁铁矿选矿工艺,其特征在于:包括一段开路半自磨筛分作业、二段闭路磨矿作业、磁浮作业、浓缩作业、三段闭路磨矿作业、磁选作业、浮选作业、过滤作业和尾矿堆浸作业,具体包括下列步骤:
1)所述的一段开路半自磨筛分作业由半自磨机和直线振动筛组成,所述的二段闭路磨矿作业由旋流器和二段立磨机组成,将铁品位为35%,金品位为2.0g/t,粒度为250mm-0mm的原矿给入半自磨机进行一段磨矿,半自磨排矿给入筛孔尺寸为3mm的直线振动筛进行筛分,筛下产品给入旋流器,旋流器沉砂与筛上产品合并给入二段立磨机进行二段磨矿,二段立磨机排矿返回旋流器构成二段闭路磨矿作业,旋流器溢流产品作为二段闭路磨矿产品给入磁浮作业,旋流器溢流产品粒度-0.074mm含量为85%;
2)所述的磁浮作业由粗选磁浮选一体机和精选磁浮选一体机组成,二段闭路磨矿产品给入粗选磁浮选一体机进行粗选,粗选精矿给入精选磁浮选一体机进行精选,获得产率为38%,品位为66.5%,金品位为0.2g/t的磁浮作业铁精矿,粗选尾矿和精选尾矿合并为磁浮作业尾矿,磁浮作业尾矿经过浓缩作业浓缩后浓度达到40%,给入三段闭路磨矿作业;
3)所述的三段闭路磨矿作业由分级机和三段立磨机组成,浓缩后的磁浮作业尾矿经过三段闭路磨矿,获得溢流粒度-0.028mm含量为80%的三段闭路磨矿产品给入磁选作业;
4)所述的磁选作业由淘洗磁选机构成,三段闭路磨矿产品经过淘洗磁选机磁选,获得产率为7%,品位为67.2%,金品位为0.12g/t的淘洗磁选机精矿作为磁选作业铁精矿,淘洗磁选机尾矿金含量为3.48g/t作为磁选作业尾矿,磁选作业尾矿给入选别金的浮选作业;
5)所述的浮选作业由一粗一精一扫浮选作业组成,磁选作业尾矿经过一粗一精一扫浮选,获得浮选作业金精矿和浮选作业尾矿,浮选作业尾矿经过浓缩加压过滤机压滤后获得水份含量小于10%的浮选作业尾矿滤饼,该滤饼给入尾矿堆浸作业;
6)所述尾矿堆浸作业在浸出池完成,浮选作业尾矿滤饼经过尾矿堆浸,获得尾矿堆浸作业金精矿和尾矿堆浸作业尾矿,尾矿堆浸作业尾矿为最终尾矿;
7)最终铁精矿由磁选作业铁精矿和磁浮作业铁精矿合并组成,产率为45%,铁品位为66.61%,铁回收率为85.64%,金品位为0.19g/t,金回收率为,4.22%;最终金精矿由浮选作业金精矿和尾矿堆浸作业金精矿合并组成,产率为6.20%,金品位为29.68g/t,金回收率为,92,00%,铁品位为12.76%,铁回收率为2.26;最终尾矿为尾矿堆浸作业尾矿,产率为48.8%,铁品位为9.32%,铁回收率为12.10%,金品位为0.15g/t,金回收率为3.78%。
表1为原工艺流程与本发明工艺流程指标对比
生产原流程 | 本发明流程 | 差值(%) | |
原矿铁品位(%) | 35.00 | 35.00 | |
原矿金品位(g/t) | 2 | 2 | |
铁精矿铁品位(%) | 66.00 | 66.61 | +0.61% |
铁精矿回收率(%) | 86.10 | 85.64 | -0.46 |
铁精矿金品位(g/t) | 0.17 | 0.19 | +0.02% |
金精矿品位(g/t) | 无 | 29.68 | +29.68 |
金精矿产率(%) | 无 | 6.20 | +6.2 |
金精矿回收率(%) | 无 | 92,00 | +92.00 |
从上表可以看出,本发明较原工艺流程不仅可以回收铁精矿品位达到66.50%以上的铁精矿,而且还能获得金精矿品位可达29g/t以上,金回收率大于90%的金精矿,综合经济效益显著提高。
Claims (3)
1.一种处理含微细金矿物的磁铁矿选矿工艺,其特征在于:包括一段开路半自磨筛分作业、二段闭路磨矿作业、磁浮作业、浓缩作业、三段闭路磨矿作业、磁选作业、浮选作业、过滤作业和尾矿堆浸作业,具体包括下列步骤:
1)所述的一段开路半自磨筛分作业由半自磨机和直线振动筛组成,所述的二段闭路磨矿作业由旋流器和二段立磨机组成,将铁品位为33%~37%,金品位为1.9g/t~2.1g/t,粒度为250mm-0 mm的原矿给入半自磨机进行一段磨矿,半自磨排矿给入直线振动筛进行筛分,筛下产品给入旋流器,旋流器沉砂与筛上产品合并给入二段立磨机进行二段磨矿,二段立磨机排矿返回旋流器构成二段闭路磨矿作业,旋流器溢流产品作为二段闭路磨矿产品给入磁浮作业,旋流器溢流产品粒度-0.074mm含量为84%~88%;
2)所述的磁浮作业由粗选磁浮选一体机和精选磁浮选一体机组成,二段闭路磨矿产品给入粗选磁浮选一体机进行粗选,粗选精矿给入精选磁浮选一体机进行精选,获得产率为38%~40%,品位为66.5%~67.5%,金品位为0.2g/t~0.25 g/t的磁浮作业铁精矿,粗选尾矿和精选尾矿合并为磁浮作业尾矿,磁浮作业尾矿经过浓缩作业浓缩后给入三段闭路磨矿作业;
3)所述的三段闭路磨矿作业由分级机和三段立磨机组成,浓缩后的磁浮作业尾矿经过三段闭路磨矿,获得溢流粒度-0.028mm含量为78%~82%的三段闭路磨矿产品给入磁选作业;
4)所述的磁选作业由淘洗磁选机构成,三段闭路磨矿产品经过淘洗磁选机磁选,获得产率为7%~8%,品位为67.2%~67.7%,金品位为0.12g/t~0.15g/t的磁选作业铁精矿,磁选作业尾矿给入浮选作业;
5)所述的浮选作业由一粗一精一扫浮选作业组成,磁选作业尾矿经过一粗一精一扫浮选,获得浮选作业金精矿和浮选作业尾矿,浮选作业尾矿经过浓缩加压过滤机压滤后获得浮选作业尾矿滤饼,该滤饼给入尾矿堆浸作业;
6)所述尾矿堆浸作业在浸出池完成,浮选作业尾矿滤饼经过尾矿堆浸,获得尾矿堆浸作业金精矿和尾矿堆浸作业尾矿,尾矿堆浸作业尾矿为最终尾矿;
7)最终铁精矿由磁选作业铁精矿和磁浮作业铁精矿合并组成,铁品位为66.61%~67.5%,铁回收率为85.64%~90%,产率为45%~50%,金品位为0.19g/t~0.2 g/t;最终金精矿由浮选作业金精矿和尾矿堆浸作业金精矿合并组成,金品位为29.68g/t~31 g/t,金回收率为,92.00%,产率为6.20%~7.5%,铁品位为12.76%~13.5%;最终尾矿为尾矿堆浸作业尾矿,产率为48.8%~50%,铁品位为9.32%~10.5%,金品位为0.15g/t~0.18 g/t。
2.根据权利要求1所述的一种处理含微细金矿物的磁铁矿选矿工艺,其特征在于:所述的直线振动筛为单层直线振动筛,筛孔尺寸为3mm。
3.根据权利要求1所述的一种处理含微细金矿物的磁铁矿选矿工艺,其特征在于:所述的浮选作业尾矿滤饼含有水份为10%以下。
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