CN111686926A - 一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺 - Google Patents

一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种处理磁铁矿的粗细分选‑磁‑重‑浮联合工艺，包括：品位为25％～31％磁铁矿给矿依次通过一段闭路磨矿、一段弱磁和粗细分级旋流器获得粗粒产品和细粒产品，其特征在于：所述的粗粒产品依次给入粗螺、精螺和振动细筛选别，筛下产品为重选精矿，筛上产品和精螺尾合并给入二次分级和二次磨矿，二次分级溢流和二次磨矿排矿合并返回粗细分级旋流器，粗螺尾给入三段弱磁，三段弱磁尾抛尾，三段弱磁给入二次分级；所述的细粒产品浓缩后给入二段弱磁，二段弱磁尾抛尾，二段弱磁精也浓缩后给入一粗一精三扫的闭路浮选流程，获得浮精和浮尾；优点是：简化工艺，减少磨矿，节能降耗，提高精矿品位0.5％～1％。

Description

一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺。
背景技术
目前国内磁铁矿选矿厂在处理嵌布粒度不均的磁铁矿石时大多采用阶段磨矿-阶段选别-单一磁选-细筛再磨工艺。虽然是阶段磨矿-阶段选别，但是通常一段闭路磨矿后的一段磁选作业的一段磁选精矿和一段磁选尾矿产品，只有一段磁选尾矿抛尾，实现了粗粒脉石只要单体解离就进行粗粒抛尾，对于一段磁选精矿中已经单体解离的粗粒铁矿物却没有进行精选作业粗粒拿精，从而获得最终粗粒精矿产品，而是不管一段磁选精矿中的铁矿物单体解离与否，统统一并将一段磁选精矿给入到二段磨矿继续磨矿；这种处理方式无论从技术上还是从经济上看都是不合理的。
例如弓长岭选矿厂处理的嵌布粒度不均匀的贫磁铁矿石，该贫磁铁矿石中铁矿物和脉石矿物的嵌布粒度分布如表1所示。
表1矿石粒度分布结果
Figure BDA0002536479280000011
Figure BDA0002536479280000021
由表1可见，该贫磁铁矿石的铁矿物和脉石矿物嵌布粒度分布极不均匀，铁矿物嵌布粒度在104μm以上粒级的正累积产率大于50％，且大于74μm以上粒级的正累积产率已达到70.90％，而铁矿物小于15μm的粒级含量只有3.9％；脉石矿物正累积产率含量达到50％时所对应的嵌布粒度为147μm，且大于74μm以上粒级的正累积产率达到了77.43％，而脉石矿物小于15μm的粒级含量只有1.83％。铁矿物的平均嵌布粒度为60.65μm，脉石矿物的平均嵌布粒度为89.07μm，脉石矿物嵌布粒度明显比铁矿物嵌布粒度粗，更利于粗粒抛尾。
目前弓长岭选矿厂磁铁矿选矿工艺采用三段磨矿、七段磁选和两段筛分单一磁选工艺，生产工艺流程如图2所示。虽然通过该选矿工艺的选别，弓长岭选矿厂精矿品位达到67％以上，但这个精矿品位却是在精矿产品细度控制在-200目(即-74μm)含量达到95％以上的条件下获得的。由表1可显而易见，该选矿工艺回收到精矿产品中的铁矿物有70.90％以上的铁矿物是达到单体解离后又被过度的磨碎了，即铁矿物在该选矿工艺中存在严重的过粉碎现象。因此，这种选矿工艺处理嵌布粒度不均匀的磁铁矿石存在下述问题：1)一段磁选精矿中已达单体解离的铁矿物进入到二段磨矿，影响了二段磨矿处理量，增加了磨矿成本；2)单体解离的铁矿物再次磨矿产生过粉碎，无谓地造成能源浪费，又恶化后续选别指标，造成金属流失加重、回收率降低等技术问题；3)总之，大量的已经单体解离的铁矿物被过度地磨矿，最终造成工艺流程冗长繁琐，效率低，水量消耗大和选矿成本增高。
磁铁矿选矿工艺流程优化的核心是减少过磨，实现在尽可能粗的粒度下拿精抛尾，即精矿能拿早拿，尾矿能抛早抛，及时将已经单体解离的有用矿物选别为合格产品，及时将已经单体解离的脉石矿物抛尾，追求充分单体解离下的分选粒度最粗和选矿流程最短，从而改善选别效率，提高处理量，节能降耗，降低运行成本。
基于磁铁矿中铁矿物的嵌布粒度粗细不均而采用粗细分选、粗粒拿最终精矿的磨矿选别工艺尚未见报道。
发明内容
基于磁铁矿中铁矿物的嵌布粒度粗细不均的特点,本发明的目的在于提供一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺,通过减少铁矿物过粉碎、实现粗粒拿精、节能降耗和简化工艺流程。
本发明的目的是通过下述技术方案实现的：
本发明的一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺，包括：将粒度为-12mm含量90％、品位为25％～31％的磁铁矿石原矿给入一段闭路磨矿作业，获得-200目含量为50％～60％的一次分级溢流产品，一次分级溢流产品给入一段弱磁作业，获得一段弱磁精矿和一段弱磁尾矿，一段弱磁尾矿抛尾，一段弱磁精矿给入粗细分级旋流器，获得-200目含量为35～45％的粗粒产品和-200目含量为85％～95％的细粒产品，其特征在于：
所述的粗粒产品给入粗选螺旋溜槽选别，获得粗选螺旋溜槽精矿和粗选螺旋溜槽尾矿；粗选螺旋溜槽尾矿给入三段弱磁，获得三段弱磁精矿和三段弱磁尾矿；三段弱磁尾矿抛尾；粗选螺旋溜槽精矿给入精选螺旋溜槽，获得精选螺旋溜槽中矿、精选螺旋溜槽精矿和精选螺旋溜槽尾矿；精选螺旋溜槽中矿自循环，精选螺旋溜槽精矿给入细筛，获得细筛筛上产品和细筛筛下产品，细筛筛下产品为重选精矿，细筛筛上产品、精选螺旋溜槽尾矿和三段弱磁精矿合并为重选中矿；所述的重选中矿给入二次分级机，二次分级沉砂给入二次磨机，二次分级溢流产品和二次磨机排矿合并返回到粗细分级旋流器，构成闭路；
所述的细粒产品通过浓缩机Ⅰ浓缩后给入二段弱磁，获得二段弱磁精矿和二段弱磁尾矿；二段弱磁尾矿抛尾，二段弱磁精矿通过浓缩机Ⅱ浓缩后给入一粗一精三扫的闭路浮选流程，获得浮选精矿和浮选尾矿；
所述的重选精矿和浮选精矿合并为最终精矿，最终精矿品位为67％～68％，回收率为78％～80.5％，产率为32％～36％；所述的一段弱磁尾矿、二段弱磁尾矿、三段弱磁尾矿和浮选尾矿合并为最终尾矿，最终尾矿品位为9.0％～9.3％。
所述的一段弱磁尾矿品位为8.5％～9.2％。
所述的二段弱磁尾矿品位为8.5％～9.2％。
所述的重选精矿品位为66.5％～67.5％，所述的三段弱磁尾矿品位为7.5％～8.5％。
所述的浮选精矿品位为67.5％～68.5％，所述的浮选尾矿品位为16％～18％。
所述的二次分级溢流产品粒度为-200目含量占70％～80％。
与现有技术相比，本发明的优点是：
1)同样粒度条件下对粗粒磁铁矿进行分选，本发明采用重选方法更有利于得到合格精矿；在一段闭路磨矿后，对一段弱磁精矿通过采用重选和细筛工艺直接把已达单体解离的粗粒铁矿物选别为最终精矿，实现粗粒度拿精。
2)本发明磨矿作业由三段减少为二段，且磨矿循环负荷大大减少，减少了已经单体解离铁矿物的过粉碎，利于节能降耗，降低磨矿成本，简化工艺流程。
3)本发明采用浮选方法对磁铁矿细粒物料进行分选更有利于获得高品位精矿，-
4)本发明的最终精矿粒度-200目含量为75％～85％，与现有技术相比，精矿产品细度降低10％～20％，说明磨矿作业中铁矿物的过粉碎现象显著减轻，也有利于后续精矿脱水。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
图2为原阶段磨矿-阶段选别-单一磁选-细筛再磨工艺流程图。
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。
实施例1
如图1所示，本发明的一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺，包括：将粒度为-12mm含量90％、品位为27.85％的磁铁矿石原矿给入一段闭路磨矿作业，获得-200目含量为57.35％的一次分级溢流产品，一次分级溢流产品给入一段弱磁作业，获得一段弱磁精矿和一段弱磁尾矿，一段弱磁尾矿抛尾，一段弱磁精矿给入粗细分级旋流器，获得-200目含量为44.25％的粗粒产品和-200目含量为92.25％的细粒产品，其特征在于：
所述的粗粒产品给入粗选螺旋溜槽选别，获得粗选螺旋溜槽精矿和粗选螺旋溜槽尾矿；粗选螺旋溜槽尾矿给入三段弱磁，获得三段弱磁精矿和三段弱磁尾矿；三段弱磁尾矿抛尾；粗选螺旋溜槽精矿给入精选螺旋溜槽，获得精选螺旋溜槽中矿、精选螺旋溜槽精矿和精选螺旋溜槽尾矿；精选螺旋溜槽中矿自循环，精选螺旋溜槽精矿给入细筛，获得细筛筛上产品和细筛筛下产品，细筛筛下产品为重选精矿，细筛筛上产品、精选螺旋溜槽尾矿和三段弱磁精矿合并为重选中矿；所述的重选中矿给入二次分级机，二次分级沉砂给入二次磨机，二次分级溢流产品和二次磨机排矿合并返回到粗细分级旋流器，构成闭路；
所述的细粒产品通过浓缩机Ⅰ浓缩后给入二段弱磁，获得二段弱磁精矿和二段弱磁尾矿；二段弱磁尾矿抛尾，二段弱磁精矿通过浓缩机Ⅱ浓缩后给入一粗一精三扫的闭路浮选流程，获得浮选精矿和浮选尾矿；
所述的重选精矿和浮选精矿合并为最终精矿，最终精矿品位为67.15％，回收率为77.96％，产率为32.33％；所述的一段弱磁尾矿、二段弱磁尾矿、三段弱磁尾矿和浮选尾矿合并为最终尾矿，最终尾矿品位为9.07％。
所述的一段弱磁尾矿品位为9.07％。
所述的二段弱磁尾矿品位为8.59％。
所述的重选精矿品位为66.73％，所述的三段弱磁尾矿品位为7.82％。
所述的浮选精矿品位为67.85％，所述的浮选尾矿品位为16.68％。
所述的二次分级溢流产品粒度-200目含量为78.36％。
实施例2
如图1所示，经过与实施例1同样工艺流程的处理，在给矿粒度-12mm含量为90％、品位为28.9％的条件下，获得如下技术指标：
一次分级溢流产品-200目含量为53％，粗粒产品-200目含量为40.6％，细粒产品-200目含量为88.85％；
一段弱磁尾矿品位为8.52％；
二段弱磁尾矿品位为8.93％；
重选精矿品位为66.94％，三段弱磁尾矿品位为8.05％；
浮选精矿品位为68.06％，浮选尾矿品位为17.59％；
二次分级溢流产品粒度-200目含量为72.51％；
最终精矿品位为67.43％，回收率为79.1％，产率为33.9％；最终尾矿品位为9.14％。
实施例3
如图1所示，经过与实施例1同样工艺流程的处理，在给矿粒度-12mm含量为90％、品位为30.29％的条件下，获得如下技术指标：
一次分级溢流产品-200目含量为55.6％，粗粒产品-200目含量为41.25％，细粒产品-200目含量为90.65％；
一段弱磁尾矿品位为9.14％；
二段弱磁尾矿品位为8.86％；
重选精矿品位为67.36％，三段弱磁尾矿品位为8.38％；
浮选精矿品位为68.4％，浮选尾矿品位为17.66％；
二次分级溢流产品粒度-200目含量为74.38％；
最终精矿品位为67.99％，回收率为80.32％，产率为35.78％；最终尾矿品位为9.28％。

Claims (6)

1.一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺，包括：将粒度为-12mm含量90％、品位为25％～31％的磁铁矿石原矿给入一段闭路磨矿作业，获得-200目含量为50％～60％的一次分级溢流产品，一次分级溢流产品给入一段弱磁作业，获得一段弱磁精矿和一段弱磁尾矿，一段弱磁尾矿抛尾，一段弱磁精矿给入粗细分级旋流器，获得-200目含量为35～45％的粗粒产品和-200目含量为85％～95％的细粒产品，其特征在于：
所述的粗粒产品给入粗选螺旋溜槽选别，获得粗选螺旋溜槽精矿和粗选螺旋溜槽尾矿；粗选螺旋溜槽尾矿给入三段弱磁，获得三段弱磁精矿和三段弱磁尾矿；三段弱磁尾矿抛尾；粗选螺旋溜槽精矿给入精选螺旋溜槽，获得精选螺旋溜槽中矿、精选螺旋溜槽精矿和精选螺旋溜槽尾矿；精选螺旋溜槽中矿自循环，精选螺旋溜槽精矿给入细筛，获得细筛筛上产品和细筛筛下产品，细筛筛下产品为重选精矿，细筛筛上产品、精选螺旋溜槽尾矿和三段弱磁精矿合并为重选中矿；所述的重选中矿给入二次分级机，二次分级沉砂给入二次磨机，二次分级溢流产品和二次磨机排矿合并返回到粗细分级旋流器，构成闭路；
所述的细粒产品通过浓缩机Ⅰ浓缩后给入二段弱磁，获得二段弱磁精矿和二段弱磁尾矿；二段弱磁尾矿抛尾，二段弱磁精矿通过浓缩机Ⅱ浓缩后给入一粗一精三扫的闭路浮选流程，获得浮选精矿和浮选尾矿；
所述的重选精矿和浮选精矿合并为最终精矿，最终精矿品位为67％～68％，回收率为78％～80.5％，产率为32％～36％；所述的一段弱磁尾矿、二段弱磁尾矿和浮选尾矿合并为最终尾矿，最终尾矿品位为9.0％～9.3％。
2.根据权利要求1所述的一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺，其特征在于，所述的一段弱磁尾矿品位为8.5％～9.2％。
3.根据权利要求1所述的一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺，其特征在于，所述的三段弱磁尾矿品位为7.5％～8.5％。
4.根据权利要求1所述的一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺，其特征在于，所述的重选精矿品位为66.5％～67.5％，所述的三段弱磁尾矿品位为8.5％～9.2％。
5.根据权利要求1所述的一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺，其特征在于，所述的浮选精矿品位为67.5％～68.5％，所述的浮选尾矿品位为16％～18％。
6.根据权利要求1所述的一种处理磁铁矿的粗细分选-磁-重-浮联合工艺，其特征在于，所述的二次分级溢流产品粒度为-200目含量占70％～80％。
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