CN111250257A - 一种含重晶石萤石矿石的分选系统及工艺 - Google Patents
一种含重晶石萤石矿石的分选系统及工艺 Download PDFInfo
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Abstract
本发明属于选矿技术领域,具体涉及一种含重晶石萤石矿石的分选系统及工艺。该系统包括破碎子系统、光电选矿子系统、重介质选矿子系统和循环子系统,该系统可以充分利用矿石清晰的颜色界限及比重差异,同时通过光电选矿子系统与重介质选矿子系统配合使用,获得了极佳的分选效果,该系统的成本低、适应性强。在获取重晶石或萤石块精矿后,进一步对重晶石、萤石及尾矿进行了分离,获得了重晶石精矿和较为纯净的萤石浮选原料、抛弃了尾矿,为下一步浮选作业提供了良好的作业条件。上述重晶石、萤石伴生矿的选矿工艺及系统具有分选效果佳、节能环保的优点,能够提高重晶石、萤石伴生矿的利用率,能够降低选矿加工成本,为企业带来可观的效益。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域,具体涉及一种含重晶石萤石矿石的分选系统及工艺。
背景技术
我国重晶石、萤石储量丰富,除单一重晶石和萤石矿外,在我国的四川、湖北、贵州、山东等地已查明,开采多处大中型萤石·重晶石或重晶石·萤石伴生矿床。且大多重晶石(BaSO4)和萤石(CaF2)及碳酸钙(CaCO3)相互伴生、嵌布粒度粗细不均,往往粗粒部分重晶石、萤石共生关系简单,部分重晶石、萤石矿颜色界线清晰、纯度较高,而细粒部分重晶石、萤石与脉石矿物共生关系复杂、且嵌布致密。对于伴生矿粗粒部分矿物界线明显,分离工艺相对简单,可用重选工艺分离;伴生矿细粒部分只能采用浮选分离,由于伴生矿细粒部分重晶石和萤石及碳酸钙它们的可浮性极为近似,常规工艺条件下的浮选分离非常困难,为改善浮选工艺的作业条件,目前有企业采用丢弃重晶石,仅仅利用萤石的工艺线路,造成大量的重晶石只能白白地从尾矿中废弃,这样不但是对国家资源的极大浪费,也是对生产企业带来很大的经济损失。
目前重晶石与萤石的分离常用重选、浮选及重浮联合工艺。由于重晶石(BaSO4)、比重4.2-4.6,萤石(CaF2)、比重为3.0-3.3,碳酸钙(CaCO3)、比重为2.6-2.8,对于伴生矿粗粒部分,重晶石与萤石有明显界线的矿物,重选法完全适用;而嵌布粒度致密,重晶石、萤石、碳酸钙之间浸染程度高的矿石目前只能采用浮选工艺。而重晶石、萤石、碳酸钙其可浮性极为相近,浮选药剂相互干扰,浮选作业条件复杂,重晶石、萤石精矿质量难于保证。
发明内容
因此,本发明要解决的技术问题在于克服现有技术中的重晶石萤石伴生矿的分选效果差、缺陷,从而提供一种含重晶石萤石矿石的分选系统及工艺。
为此,本发明提供了以下技术方案。
本发明提供了一种含重晶石萤石矿石的分选系统,包括,
破碎子系统,用于破碎原矿;
光电选矿子系统,用于处理破碎后的原矿,与所述破碎子系统连通;
重介质选矿子系统,包括重介质旋流器;所述重介质旋流器包括一段圆筒分选体和二段圆锥分选体;所述二段圆锥分选体包括柱段和锥段;与所述破碎子系统连通;
循环子系统,用于对处理后的原矿的冲洗、分级和脱泥,与所述重介质选矿子系统连通;
控制子系统,分别与破碎子系统、光电选矿子系统、重介质选矿子系统和循环子系统连接,用于控制所述破碎子系统、所述光电选矿子系统、所述重介质选矿子系统和所述循环子系统的运行。
所述重介质选矿子系统的混料桶与所述破碎子系统的脱泥筛连通,所述重介质选矿子系统的磁尾桶与所述破碎子系统的脱泥筛连通。
所述光电选矿子系统包括光电分选机;
所述光电分选机包括识别感应器和气动执行器;所述识别感应器与气动执行器连接。
所述重介质选矿子系统还包括弧形筛、脱介筛、磁选机、合介桶、混料桶、合介泵、磁尾泵和混料泵;
其中所述合介桶与所述混料桶连通;所述弧形筛分别与所述脱介筛和所述合介桶连通;所述脱介筛与所述磁选机连通;所述磁选机分别与所述合介桶和所述磁尾桶连通。
所述循环子系统还包括依次连通的浓缩旋流器、脱水筛、浓密机和循环池;
所述浓缩旋流器分别与所述脱泥筛和所述浓密机连通。
所述破碎子系统还包括第一破碎机、第二破碎机、分级筛和第三破碎机;
所述第二破碎机与分级筛之间互通;所述第三破碎机与所述脱泥筛连通;
所述第三破碎机与所述光电选矿子系统连通。
所述分级筛包括第一筛层和第二筛层,所述第一筛层的筛孔孔径为45~55mm,所述第二筛层的筛孔孔径的孔径为8~12mm。
本发明还提供了一种采用上述含重晶石萤石矿石的分选系统的分选工艺,其特征在于,包括以下步骤,
(1)原矿经破碎、筛分后得到第一原矿、第二原矿和第三原矿,其中,第三原矿经再次破碎后进入筛分操作步骤;
(2)第二原矿经光电分选后得到精矿和第一尾矿,第一尾矿经再次破碎后与所述第一原矿混合形成混合物;
(3)所述混合物经脱泥筛分后得到第一筛上物和第一筛下物;第一筛上物与重悬浮液混料后进行三产品分选,得到第一重产物、第一轻产物和中间产物;然后对所述第一重产物、第一轻产物和中间产物进行分离得到重晶石精矿、萤石浮选原料、第二尾矿以及合介和稀介;其中,所述合介进入与重悬浮液混料操作步骤;
所述稀介经介水分离后得到介质,介质与所述合介混合进入与重悬浮液混料操作步骤;
(4)第一筛下物经浓缩、脱水筛分后得到萤石浮选原料;所述脱水筛分得到的水经净化、溢流流入各子系统进行循环使用。
所述第一原矿的粒度为-10mm;所述第二原矿的粒度为-50~+10mm;所述第三原矿的粒度为+50mm;
所述第一筛上物的粒度为-10~+0.5mm。
进一步的,采用悬浮液实现三产品的分选;所述悬浮液的密度为2.4-3.1g/cm3;
所述硅铁粉的密度大于6.9g/cm3,硅铁粉的粒度-325目含量大于87%。
本发明技术方案,具有如下优点:
1.本发明提供的含重晶石萤石矿石的分选系统,包括破碎子系统、光电选矿子系统、重介质选矿子系统和循环子系统,该系统可以充分利用矿石清晰的颜色界限及比重差异,同时通过光电选矿子系统与重介质选矿子系统配合使用,获得了极佳的分选效果,该系统的成本低、适应性强。在获取重晶石或萤石块精矿后,进一步对重晶石、萤石及尾矿进行了分离,获得了重晶石精矿和较为纯净的萤石浮选原料、抛弃了尾矿,为下一步浮选作业提供了良好的作业条件。上述重晶石、萤石伴生矿的选矿工艺及系统具有分选效果佳、节能环保的优点,能够提高重晶石、萤石伴生矿的利用率,能够降低选矿加工成本,为企业带来可观的效益。
本发明提供的含重晶石萤石矿石的分选系统可以充分利用重晶石、萤石、碳酸钙之间的比重差异,采用重选对重晶石、萤石进行分离,抛弃含碳酸钙的脉石矿物,降低了浮选作业矿石的含杂成都,使浮选作业条件得到明显改善。
2.本发明提供的含重晶石萤石矿石的分选工艺,该工艺充分利用了矿石清晰的界线及比重差异,采用光电分选与重介质分选联合选矿工艺,获得了极佳的分选效果,具有成本更低、适应性更强、节能环保的优点,提高了重晶石和萤石伴生矿的利用率。
附图说明
为了更清楚地说明本发明具体实施方式或现有技术中的技术方案,下面将对具体实施方式或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图是本发明的一些实施方式,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1是本发明实施例1中分选系统的破碎子系统结构示意图;
图2是本发明实施例1中分选系统的光电选矿子系统结构示意图;
图3是本发明实施例1中分选系统的重介质选矿子系统结构示意图;
图4是本发明实施例1中分选系统的循环子系统结构示意图;
图5是本发明实施例1中光电分选机的结构示意图;
图6是本发明实施例1中重介质旋流器的结构示意图;
图7是本发明实施例1中伴生矿选矿的工艺流程图;
附图标记:
1-第一破碎机;2-分级筛;3-第二破碎机;4-光电分选机;5-第三破碎机;6-脱泥筛;7-矿泥桶;8-混料桶;9-矿泥泵;10-混料泵;11-三产品重介质旋流器;12-第一弧形筛;13-第二弧形筛;14-第三弧形筛;15-第一脱介筛;16-第二脱介筛;17-第三脱介筛;18-磁选机;19-磁尾桶;20-磁尾泵;21-合介桶;22-合介泵;23-浓缩旋流器;24-脱水筛;25-浓密机;26-循环池;27-供水泵;
4-1-物料输送机;4-2-识别感应器;4-3-气动执行器;4-4-压缩空气阀门;
11-1-一段圆筒分选体;11-2-二段圆锥分选体;11-3-气压调节口;11-4-溢流口;11-5-轻产物排矿口;11-6-进料口;11-7-柱段;11-8-椎段;11-9-中间产物排放口;11-10-重产物排放口;11-11-连接管;11-12-气压调节连接管。
具体实施方式
提供下述实施例是为了更好地进一步理解本发明,并不局限于所述最佳实施方式,不对本发明的内容和保护范围构成限制,任何人在本发明的启示下或是将本发明与其他现有技术的特征进行组合而得出的任何与本发明相同或相近似的产品,均落在本发明的保护范围之内。
实施例中未注明具体实验步骤或条件者,按照本领域内的文献所描述的常规实验步骤的操作或条件即可进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者,均为可以通过市购获得的常规试剂产品。
实施例1
本实施例提供了一种含重晶石萤石矿石的分选系统,包括,
控制子系统,用于控制破碎子系统、光电选矿子系统、重介质选矿子系统和循环子系统。
破碎子系统,见图1和图2,包括第一破碎机1、分级筛2、第二破碎机3、第三破碎机5和脱泥筛6;分级筛包括第一筛层和第二筛层,第一筛层(即上层筛)的筛孔孔径为50mm,第二筛层(下层筛)的筛孔孔径为10mm,分级筛2与第二破碎机3之间互通,形成反馈通道,脱泥筛的筛孔孔径为0.5mm。
光电选矿子系统,见图2,包括光电分选机4,与第三破碎机5和脱泥筛6分别连通;光电分选机包括输送机4-1、识别感应器4-2、气动执行器4-3、压缩空气阀门4-4、精矿排矿口和尾矿排矿口,其结构示意图见图5;输送机将物料均匀布置在输送机皮带表面,并按照设定速度进行转送;识别感应器采集通过矿石的信息,经计算机分析后给出相应指令;识别感应器与气动执行器连接,识别感应器发出指令后,气动执行器开合压缩空气阀门4-4;气动执行器与外接设备压缩空气供应器连接,压缩空气阀门开启喷出压缩空气,压缩空气对目标矿物的运行轨迹进行干预,达到矿物分选的目的。
重介质选矿子系统,见图3,包括三产品重介质旋流器11、弧形筛、脱介筛、磁选机18、合介桶21、混料桶8、合介泵22、磁尾泵20和混料泵10;三产品重介质旋流器包括一段圆筒分选体和二段圆锥分选体,两者之间通过连接体串联,见图6,一段圆筒分选体上设有进料口11-6、轻产物排矿口11-5、溢流口11-4和气压调节口11-3,一段圆筒分选体11-1和二段圆锥分选体11-2的安装角度为可以根据分选要求进行调整;二段圆锥分选体包括柱段11-7和锥段11-8,二段圆锥分选体包上设有中间产物排矿口11-9和重产物排矿口11-10,锥段角度根据分选要求进行调整,中间产物排矿口内部还设有一根中心管,该管插入二段圆锥分选体中,插入深度根据矿石分选要求进行更换中心管长短实现;一段圆筒分选体和二段圆锥分选体通过连接管11-11连接;气压调节连接管11-12与气压调节箱或气压调节管连接。重介质旋流器用于三产品的分选,与混料桶8连通,同时与弧形筛连通;混料桶与脱泥筛6连通;弧形筛包括第一弧形筛12、第二弧形筛13和第三弧形筛14,分别与重介质旋流器的重产物排矿口、轻产物排矿口和中间产物排矿口连通,脱介筛包括第一脱介筛15、第二脱介筛16和第三脱介筛17,分别与第一弧形筛12、第二弧形筛13和第三弧形筛14连通,同时与合介桶21和磁选机18分别连通,合介桶21用于回收脱介筛的筛下物,磁选机18用于对脱介筛中的稀介浆料进行介质脱水提纯,第一脱介筛15、第二脱介筛16和第三脱介筛17的筛上物分别为重晶石精矿、萤石浮选原料和尾矿;合介桶21与混料桶8连通,目的在于对合介桶中的物质进行再次分选,同时为重介质分选子系统提供所需密度的重介质悬浮液;磁尾桶19与脱泥筛6连通,为脱泥筛提供部分用水。重介质分选工艺采用有压给料方法进行分选。
循环子系统,其结构见图4,用于对破碎后的原矿及再次破碎后的原矿进行冲洗、分级、脱泥的处理;该装置包括依次连通的浓缩旋流器23、脱水筛24、浓密机25和循环池26;还包括矿泥桶7,与脱泥筛6连通,同时通过矿泥泵9与浓缩旋流器23连通;浓缩旋流器和浓密机25连通设置。
在本实施例中,第一破碎机为一段颚式破碎机,第二破碎机为二段颚式破碎机,第三破碎机为圆锥圆锥破碎机。
作为一种优选的实施方式,重介质分选装置还设有介质回收和介质密度调控设备,介质回收和介质密度调控设备分别与合介桶和磁尾桶连接。
实施例2
本实施例提供了一种含重晶石萤石矿石的分选工艺,采用实施例1提供的含重晶石萤石矿石的分选系统,工艺流程图见图7,包括以下步骤,
原矿经第一破碎机3破碎后进入分级筛2中进行筛分,得到粒度为-10mm的第一原矿、-50~+10mm的第二原矿和粒度为+50mm的第三原矿,第三原矿经第二破碎机再次破碎后进入分级筛中进行筛分。
第二原矿经光电分选后得到精矿和第一尾矿,精矿从精矿排矿口排出,送至精矿仓库,第一尾矿从尾矿排矿口排出,进入第三破碎机进行再次破碎,再次破碎后的第一尾矿的粒度小于10mm,与第一原矿混合形成混合物。
混合物经脱泥筛冲洗脱泥后得到第一筛上物和第一筛下物,其中第一筛上物的粒度为-10~0.5mm,第一筛下物的粒度为-0.5mm;第一筛上物经混料桶混料后,由混料泵10进入重介质旋流器进行三产品分选,得到第一重产物(含重晶石的矿物)、第一轻产物(含萤石的矿物)和第一中间产物;第一重产物经第一弧形筛和第一脱介筛筛分分离后得到重晶石精矿、第一分选产物和第一稀介;第一轻产物经第二弧形筛和第二脱介筛筛分分离后得到萤石浮选原料、第二分选产物和第二稀介;第三中间产物经第三弧形筛和第三脱介筛筛分分离后得到尾矿、第三分选产物和第三稀介;第一分选产物、第二分选产物和第三分选产物混合形成合介进入合介桶,经合介桶后进入混料桶,与第一筛上物混合,进行再次分选;第一稀介、第二稀介和第三稀介混合后进入磁选机进行介水分离,得到介质和水,介质进入合介桶与合介混合,经合介后进入混料桶进行再次分选,水进入磁尾桶。
第一筛下物进入矿泥桶7,在矿泥泵9的作用下进入浓缩旋流器23,浓缩旋流器的溢流进入浓密机25,浓缩旋流器的产物进入高频脱水筛24进行脱水,高频脱水筛的筛上物为萤石浮选原料,筛下物进入浓密机,浓密机的排出的底流作为萤石浮选原料或作为尾矿抛弃,浓密机的溢流为循环用水,进入循环池26进行再次利用,循环池26与供水泵27相连接,供水泵27将循环池27的水供给系统各用水点。
其中,重介质分选工艺中用到的悬浮液为硅铁粉作为重介质悬浮液的加重质,硅铁粉的密度大于6.9g/cm3,硅铁粉的粒度-325目含量大于87%;重介质悬浮液密度为2.4-3.1g/cm3,泵入压力为0.1-0.25MPa,优选的为0.2MPa。
对比例1
本对比例提供了一种含重晶石萤石矿石的分选系统及工艺,与实施例1中的分选系统的区别在于本对比例中用改进型浅槽分选机普通分选装置代替光电选矿装置,分选工艺与实施例2相同。
试验例
本试验例提供了实施例2和对比例1中选矿的实验结果,具体见表1;
测试方法为:相同原矿进行缩分,获得二个试样,并进行平行试验。平行试验分选工艺流程与实施例2相同,采用的的分选系统分别为实施例1和对比例1提供的分选系统,其中,实施例2和对比例1中三产品重介质旋流器作业所用重悬浮液密度均为2.68g/cm3。分选后得到的萤石浮选原料、重晶石精矿和尾矿的实验结果见表1。
表1 实施例2和对比例1中选矿的实验结果
表1显示各产物中BaSO4、CaF2的含量,从表中可以看出分选后重晶石精矿(10-50mm)中BaSO4、CaF2含量差距较大,在原矿颜色界线清晰的条件下,光电选矿装置获取高纯度的重晶石精矿优势更明显;同时光电选矿子系统与重介质选矿子系统配合使用还提高了后续重介质选矿作业的分选精度。
显然,上述实施例仅仅是为清楚地说明所作的举例,而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说,在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引申出的显而易见的变化或变动仍处于本发明创造的保护范围之中。
Claims (10)
1.一种含重晶石萤石矿石的分选系统,其特征在于,包括,
破碎子系统,用于破碎原矿;
光电选矿子系统,用于处理破碎后的原矿,与所述破碎子系统连通;
重介质选矿子系统,包括重介质旋流器;所述重介质旋流器包括一段圆筒分选体和二段圆锥分选体;所述二段圆锥分选体包括柱段和锥段;与所述破碎子系统连通;
循环子系统,用于对处理后的原矿的冲洗、分级和脱泥,与所述重介质选矿子系统连通;
控制子系统,分别与破碎子系统、光电选矿子系统、重介质选矿子系统和循环子系统连接,用于控制所述破碎子系统、所述光电选矿子系统、所述重介质选矿子系统和所述循环子系统的运行。
2.根据权利要求1所述的含重晶石萤石矿石的分选系统,其特征在于,所述重介质选矿子系统的混料桶与所述破碎子系统的脱泥筛连通,所述重介质选矿子系统的磁尾桶与所述破碎子系统的脱泥筛连通。
3.根据权利要求1或2所述的含重晶石萤石矿石的分选系统,其特征在于,所述光电选矿子系统包括光电分选机;
所述光电分选机包括识别感应器和气动执行器;所述识别感应器与气动执行器连接。
4.根据权利要求1-3任一项所述的含重晶石萤石矿石的分选系统,其特征在于,所述重介质选矿子系统还包括弧形筛、脱介筛、磁选机、合介桶、混料桶、合介泵、磁尾泵和混料泵;
其中所述合介桶与所述混料桶连通;所述弧形筛分别与所述脱介筛和所述合介桶连通;所述脱介筛与所述磁选机连通;所述磁选机分别与所述合介桶和所述磁尾桶连通。
5.根据权利要求1-4任一项所述的含重晶石萤石矿石的分选系统,其特征在于,所述循环子系统还包括依次连通的浓缩旋流器、脱水筛、浓密机和循环池;
所述浓缩旋流器分别与所述脱泥筛和所述浓密机连通。
6.根据权利要求1-5任一项所述的含重晶石萤石矿石的分选系统,其特征在于,所述破碎子系统还包括第一破碎机、第二破碎机、分级筛和第三破碎机;
所述第二破碎机与分级筛之间互通;所述第三破碎机与所述脱泥筛连通;
所述第三破碎机与所述光电选矿子系统连通。
7.根据权利要求6所述的含重晶石萤石矿石的分选系统,其特征在于,所述分级筛包括第一筛层和第二筛层,所述第一筛层的筛孔孔径为45~55mm,所述第二筛层的筛孔孔径的孔径为8~12mm。
8.一种采用权利要求1-7任一项所述含重晶石萤石矿石的分选系统的分选工艺,其特征在于,包括以下步骤,
(1)原矿经破碎、筛分后得到第一原矿、第二原矿和第三原矿,其中,第三原矿经再次破碎后进入筛分操作步骤;
(2)第二原矿经光电分选后得到精矿和第一尾矿,第一尾矿经再次破碎后与所述第一原矿混合形成混合物;
(3)所述混合物经脱泥筛分后得到第一筛上物和第一筛下物;第一筛上物与重悬浮液混料后进行三产品分选,得到第一重产物、第一轻产物和中间产物;然后对所述第一重产物、第一轻产物和中间产物进行分离得到重晶石精矿、萤石浮选原料、第二尾矿以及合介和稀介;其中,所述合介进入与重悬浮液混料操作步骤;
所述稀介经介水分离后得到介质,介质与所述合介混合进入与重悬浮液混料操作步骤;
(4)第一筛下物经浓缩、脱水筛分后得到萤石浮选原料;所述脱水筛分得到的水经净化、溢流流入各子系统进行循环使用。
9.根据权利要求8所述的工艺,其特征在于,所述第一原矿的粒度为-10mm;所述第二原矿的粒度为-50~+10mm;所述第三原矿的粒度为+50mm;
所述第一筛上物的粒度为-10~+0.5mm。
10.根据权利要求8或9所述的工艺,其特征在于,采用悬浮液实现三产品的分选;所述悬浮液的密度为2.4-3.1g/cm3;
所述硅铁粉的密度大于6.9g/cm3,硅铁粉的粒度-325目含量大于87%。
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