CN112354659A - 一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法 - Google Patents
一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN112354659A CN112354659A CN202011107465.9A CN202011107465A CN112354659A CN 112354659 A CN112354659 A CN 112354659A CN 202011107465 A CN202011107465 A CN 202011107465A CN 112354659 A CN112354659 A CN 112354659A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- concentrate
- magnetic
- weak magnetic
- sulfur
- reverse flotation
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 181
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 91
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 title claims abstract description 65
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 65
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 38
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 110
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 82
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 32
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 claims abstract description 22
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 15
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims abstract description 11
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 claims description 34
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 claims description 34
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 15
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 14
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims description 11
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 11
- HQABUPZFAYXKJW-UHFFFAOYSA-O butylazanium Chemical compound CCCC[NH3+] HQABUPZFAYXKJW-UHFFFAOYSA-O 0.000 claims description 10
- TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N butoxymethanedithioic acid Chemical compound CCCCOC(S)=S TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims description 9
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims description 7
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 7
- 238000007790 scraping Methods 0.000 claims description 7
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 6
- 238000000498 ball milling Methods 0.000 claims description 5
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims description 4
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- JRBPAEWTRLWTQC-UHFFFAOYSA-N dodecylamine Chemical compound CCCCCCCCCCCCN JRBPAEWTRLWTQC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000003814 drug Substances 0.000 claims description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 3
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 3
- 241000872198 Serjania polyphylla Species 0.000 claims 1
- 239000002917 insecticide Substances 0.000 claims 1
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 4
- 229910052952 pyrrhotite Inorganic materials 0.000 abstract description 4
- 230000003009 desulfurizing effect Effects 0.000 abstract 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 abstract 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 12
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 description 6
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 6
- WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L calcium difluoride Chemical compound [F-].[F-].[Ca+2] WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 5
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 5
- 229910052721 tungsten Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010937 tungsten Substances 0.000 description 5
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 4
- 230000002000 scavenging effect Effects 0.000 description 4
- 235000017166 Bambusa arundinacea Nutrition 0.000 description 3
- 235000017491 Bambusa tulda Nutrition 0.000 description 3
- 241001330002 Bambuseae Species 0.000 description 3
- 235000011511 Diospyros Nutrition 0.000 description 3
- 244000236655 Diospyros kaki Species 0.000 description 3
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 235000015334 Phyllostachys viridis Nutrition 0.000 description 3
- 239000011425 bamboo Substances 0.000 description 3
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 description 3
- JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N bismuth atom Chemical compound [Bi] JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 3
- WFKWXMTUELFFGS-UHFFFAOYSA-N tungsten Chemical compound [W] WFKWXMTUELFFGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 2
- 241000196324 Embryophyta Species 0.000 description 2
- IZIJITWQULSWFA-UHFFFAOYSA-N [Bi]=S.[Mo] Chemical compound [Bi]=S.[Mo] IZIJITWQULSWFA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 2
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 1
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 1
- 238000009291 froth flotation Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 239000000758 substrate Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B02—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING; PREPARATORY TREATMENT OF GRAIN FOR MILLING
- B02C—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING IN GENERAL; MILLING GRAIN
- B02C21/00—Disintegrating plant with or without drying of the material
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03C—MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03C1/00—Magnetic separation
- B03C1/02—Magnetic separation acting directly on the substance being separated
- B03C1/30—Combinations with other devices, not otherwise provided for
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/018—Mixtures of inorganic and organic compounds
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/02—Froth-flotation processes
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B04—CENTRIFUGAL APPARATUS OR MACHINES FOR CARRYING-OUT PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES
- B04C—APPARATUS USING FREE VORTEX FLOW, e.g. CYCLONES
- B04C9/00—Combinations with other devices, e.g. fans, expansion chambers, diffusors, water locks
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; Specified applications
- B03D2203/02—Ores
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Food Science & Technology (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，涉及高硫难选细粒铁矿的选矿技术领域，具体为一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，所述包括以下步骤：S1、中磁粗选；S2、弱磁精选一；S3、弱磁精选二；S4、脱硫反浮选；S5、一段磨矿‑分级；S6、弱磁精选三；S7、二段磨矿‑分级；S8、弱磁精选四；S9、提精降渣磁选机精选五；S10、脱硅反浮选。该高硫难选细粒铁矿的选矿方法解决了微细粒铁矿精矿品位低和有害元素硫高的问题，由于磁铁矿嵌布粒度很细，磨矿细度必须达到‑400目占95％以上，以及由于原矿中含有一部分磁黄铁矿，通过物相分析知通过中磁粗选作业磁黄铁矿大部分进入到磁铁矿粗精矿中，逐渐富集导致铁精矿含硫高。
Description
技术领域
本发明涉及高硫难选细粒铁矿的选矿技术领域，具体为一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法。
背景技术
现有技术方案：某钨钼铋萤石复杂多金属矿，原矿磁性铁品位约1.8％，主干流程为：铁磁选—钼铋硫全浮选—黑白钨混合浮选—萤石浮选，主要有价产品为钨精矿、钼精矿、铋精矿和萤石精矿，副产为硫精矿、铁精矿。原矿磨矿细度-200目占70％左右，矿浆浓度31％左右，矿浆先经过一次中磁粗选(磁场强度2500GS)，中磁粗选尾矿进入浓缩池浓缩以供后续选别作业，中磁粗选精矿进入弱磁精选一(磁场强度1500GS)，弱磁精选一尾矿返回二段磨矿作业，弱磁精选一精矿进入弱磁精选二，弱磁精选二尾矿返回二段磨矿作业，弱磁精选二精矿(-200目66～70％、-400目38～42％，铁品位37～42％、含硫3.5～4.5％)进入水力旋流器分级，水力旋流器沉砂先进入一段球磨机再磨，一段球磨机再磨后排矿产物(-400目54％左右)再与弱磁精选二精矿一起返回水力旋流器分级，水力旋流器溢流(-400目75～80％)进入弱磁精选三(磁场强度1350GS)，弱磁精选三尾矿直接丢尾，弱磁精选三精矿进入弱磁精选四(磁场强度1200GS)，弱磁精选四尾矿直接丢尾，弱磁精选四精矿即为最终铁精矿，铁品位48～52％、含硫5～6％。
(2)存在缺点：最终铁精矿(弱磁精选四铁精矿)铁品位低、只有48～52％，含硫高、达5～6％。
(3)分析原因：磁铁矿嵌布粒度微细，现场磨矿细度达不到要求，导致铁精矿品位低；有害成分硫主要为磁黄铁矿，导致铁精矿中硫含量高。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明提供了一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，解决了上述背景技术中提出铁精矿品位低，铁精矿有害成分硫高的问题。
为实现以上目的，本发明通过以下技术方案予以实现：一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，包括以下步骤：
S1、中磁粗选：原矿矿浆先经过一次中磁粗选，中磁粗选尾矿进入浓缩池浓缩以供后续选别作业，中磁粗选精矿进入弱磁精选一；
S2、弱磁精选一：弱磁精选一尾矿返回主干流程二段磨矿作业，弱磁精选一精矿进入弱磁精选二；
S3、弱磁精选二：弱磁精二尾矿返回主干流程二段磨矿作业，弱磁精二精矿进入脱硫反浮选作业；
S4、脱硫反浮选：脱硫反浮选作业流程为一次粗选，添加药剂后搅拌，再进行充气、刮泡反浮选，脱硫反浮选刮出泡沫即为浮选高硫铁精矿，脱硫反浮选尾矿进入一段磨矿-分级回路；
S5、一段磨矿-分级：脱硫反浮选尾矿进入一段水力旋流器分级，水力旋流器溢流进入弱磁精选三，水力旋流器沉砂进入一段球磨机进行再磨，球磨排矿产物随脱硫反浮选尾矿一起返回一段水力旋流器，构成一段磨矿-分级回路；
S6、弱磁精选三：弱磁精三尾矿丢尾，弱磁精三精矿进入进入二段磨矿-分级回路；
S7、二段磨矿-分级：弱磁精三精矿进入二段水力旋流器，水力旋流器溢流进入弱磁精选四，水力旋流器沉砂进入二段搅拌磨进行再磨，搅拌磨排矿产物随弱磁精三精矿一起返回二段水力旋流器，构成二段磨矿-分级回路；
S8、弱磁精选四：弱磁精四尾矿丢尾，弱磁精四精矿进入提精降渣磁选精五；
S9、提精降渣磁选机精选五：提精降渣磁选机精选五尾矿丢尾，提精降渣磁选机精选五精矿进入脱硅反浮选；
S10、脱硅反浮选：脱硅反浮选采用一次粗选流程，添加药剂后搅拌，然后进行充气刮泡反浮选，脱硅反浮选泡沫丢尾，脱硅反浮选尾矿即为最终铁精矿。
可选的，所述步骤S1、中磁粗选中，磨矿细度-200目占70％左右，矿浆浓度31％左右，以及湿式永磁磁选机磁场强度2500GS。
可选的，所述步骤S2、弱磁精选一中，湿式永磁磁选机磁场强度1500GS。
可选的，所述步骤S3、弱磁精选二中，弱磁精选二获得精矿-200目占66～70％、其中-400目占38～42％，铁品位37～42％、含硫3.5～4.5％，湿式永磁磁选机磁场强度1350GS。
可选的，所述步骤S4、脱硫反浮选中，脱硫反浮选作业为一次粗选流程，浮选依次添加6～12g/t用量的硫酸铜、8～16g/t用量的丁黄药和1～4g/t用量的丁铵黑药，以及所有药剂用量均对原矿矿石处理量计，药剂分别搅拌，再充气刮泡浮选。其中，丁黄药与丁铵黑药按4:1配比添加，同时丁黄药、丁铵黑药可溶解在一起配制使用。脱硫反浮选获得泡沫产品高硫铁精矿的产率8～15％、含铁51～57％、含硫10～18％。
可选的，所述步骤S5、一段磨矿-分级中，一段水力旋流器溢流为-400目占85～90％，一段球磨排矿产物为-400目占58～62％。
可选的，所述步骤S6、弱磁精选三中，弱磁精三精矿铁品位50～54％、含硫0.4～0.7％，湿式永磁磁选机磁场强度1200GS。
可选的，所述步骤S7、二段磨矿-分级中，二段水力旋流器溢流为-400目占95～98％，二段搅拌磨排矿产物为-400目占82～88％。
可选的，所述步骤S8、弱磁精四中，弱磁精四精矿铁品位55～57％、含硫0.5～0.8％，湿式永磁磁选机磁场强度1000GS。
可选的，所述步骤S9、提精降渣磁选精五中，提精降渣磁选精五精矿铁品位59～61％、含硫0.5～0.9％，提精降渣磁选机磁场强度3500GS。
可选的，所述步骤S10、脱硅反浮选中，脱硅反浮选为一次粗选流程，浮选依次添加5～10g/t用量的十二胺和1～2g/t用量的丁铵黑药，以及所有药剂用量均对原矿矿石处理量计，药剂分别搅拌，再充气刮泡浮选。反浮选所得泡沫直接丢尾，最终铁精矿铁品位65％以上、含硫小于1％，整个磁选作业磁性铁回收率80～86％。
本发明提供了一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，具备以下有益效果：
找到了一种处理高硫难选细粒铁矿的选矿方法，提高铁精矿品位到65％以上，降低铁精矿中有害成分硫含量至1％以下，铁精矿提质降杂显著，大幅度提高了铁精矿经济效益。
本发明解决了微细粒铁矿精矿品位低和有害元素硫(主要为磁黄铁矿)高的问题。
附图说明
图1为本发明高硫细粒铁矿选矿工艺流程图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。
请参阅图1，本发明提供一种技术方案：一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，包括以下步骤：
S1、中磁粗选：原矿矿浆先经过一次中磁粗选，中磁粗选尾矿进入浓缩池浓缩以供后续选别作业，中磁粗选精矿进入弱磁精选一；
S2、弱磁精选一：弱磁精选一尾矿返回主干流程二段磨矿作业，弱磁精选一精矿进入弱磁精选二；
S3、弱磁精选二：弱磁精二尾矿返回主干流程二段磨矿作业，弱磁精二精矿进入脱硫反浮选作业；
S4、脱硫反浮选：脱硫反浮选作业流程为一次粗选，添加药剂后搅拌，再进行充气、刮泡反浮选，脱硫反浮选刮出泡沫即为浮选高硫铁精矿，脱硫反浮选尾矿进入一段磨矿-分级回路；
S5、一段磨矿-分级：脱硫反浮选尾矿进入一段水力旋流器分级，水力旋流器溢流进入弱磁精选三，水力旋流器沉砂进入一段球磨机进行再磨，球磨排矿产物随脱硫反浮选尾矿一起返回一段水力旋流器，构成一段磨矿-分级回路；
S6、弱磁精选三：弱磁精三尾矿丢尾，弱磁精三精矿进入进入二段磨矿-分级回路；
S7、二段磨矿-分级：弱磁精三精矿进入二段水力旋流器，水力旋流器溢流进入弱磁精选四，水力旋流器沉砂进入二段搅拌磨进行再磨，搅拌磨排矿产物随弱磁精三精矿一起返回二段水力旋流器，构成二段磨矿-分级回路；
S8、弱磁精选四：弱磁精四尾矿丢尾，弱磁精四精矿进入提精降渣磁选精五；
S9、提精降渣磁选机精选五：提精降渣磁选机精选五尾矿丢尾，提精降渣磁选机精选五精矿进入脱硅反浮选；
S10、脱硅反浮选：脱硅反浮选采用一次粗选流程，添加药剂后搅拌，然后进行充气刮泡反浮选，脱硅反浮选泡沫丢尾，脱硅反浮选尾矿即为最终铁精矿。
该高硫难选细粒铁矿的选矿方法应用案例一：
柿竹园钨钼铋萤石复杂多金属矿，原矿磁性铁品位约1.8％，主干流程为：铁磁选—钼铋硫全浮选—黑白钨混合浮选—萤石浮选，主要有价产品为钨精矿、钼精矿、铋精矿和萤石精矿，副产为硫精矿、铁精矿。磨矿细度-200目占70％左右，矿浆浓度32％左右，矿浆先经过一次中磁粗选(磁场强度2500GS)，中磁粗选尾矿进入浓缩池浓缩以供后续选别作业，中磁粗选精矿进入弱磁精选一(磁场强度1500GS)，弱磁精选一尾矿返回二段磨矿作业，弱磁精选一精矿进入弱磁精选二，弱磁精选二尾矿返回二段磨矿作业，弱磁精选二精矿(-200目68％左右、-400目40％左右，铁品位38％左右、含硫4％左右，磁场强度1400GS)进入脱硫反浮选作业。脱硫浮选作业流程分为一次粗选和一次扫选，脱硫粗选作业添加12g/t用量的硫酸铜，搅拌3min，再添加16g/t用量的丁黄药、8g/t用量的丁铵黑药(所有药剂用量均对原矿矿石处理量计，丁黄药与丁铵黑药按4:1配比添加，同时丁黄药、丁铵黑药可溶解在一起配制使用)，搅拌3min，然后再进行充气刮泡浮选，脱硫粗选刮出泡沫即为浮选高硫铁精矿(产率13％、含铁56％、含硫16％左右)，脱硫粗选尾矿进入脱硫扫一作业，扫一作业空白浮选，扫一精矿返回粗选作业。脱硫扫一尾矿进入一段水力旋流器分级。一段水力旋流器溢流(-400目约占90％)进入弱磁精三(磁场强度1300GS)，水力旋流器沉砂进入一段球磨机进行一次再磨，一段球磨排矿产物(-400目占65％左右)合并到浮选脱硫尾矿一起返回一段水力旋流器。弱磁精三尾矿丢尾，弱磁精三精矿进入二段水力旋流器分级，二段水力旋流器沉砂进入二段球磨机进行二次再磨，二段球磨机排矿产物(-400目占83％左右)合并到弱磁精三精矿一起返回进入二段水力旋流器分级，二段水力旋流器溢流(-400目占96％左右)进入弱磁精四(磁场强度1200GS)；弱磁精四尾矿丢尾，弱磁精四精矿进入提精降渣磁选五(磁场强度3000GS)；提精降渣磁选五尾矿丢尾，提精降渣磁选五精矿再进入脱硅反浮选，反浮选作业采用一次粗选流程，添加6g/t十二胺和1g/t丁铵黑药进行浮选，浮选泡沫丢尾，浮选槽底物即为最终铁精矿，铁品位65.6％，含硫0.7％，整个磁性铁回收率约82.72％。
即：目前该工艺已成功应用于柿竹园3700t/d多金属选矿厂铁回收系统，铁精矿由原来的铁48％左右、含硫4％左右，稳定保持在65％以上，含硫小于1％，磁性铁作业回收率82.72％，提质降硫效果显著。应用新工艺后铁精矿新增利润585万元/年，可为同类铁矿回收提供技术依据。
该高硫难选细粒铁矿的选矿方法应用案例二：
该新工艺推广应用于柿竹园3700t/d多金属选矿厂和东波3500t/d多金属选矿厂整合磁铁矿提质项目，铁精矿由原来的综合铁品位38％左右、含硫3.5％左右稳定提高至铁精矿铁品位65％以上、含硫小于1％，磁性铁作业回收率82％，利润1300万元/年，经济效益显著。
以上，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。
Claims (11)
1.一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于，所述包括以下步骤：
S1、中磁粗选：原矿矿浆先经过一次中磁粗选，中磁粗选尾矿进入浓缩池浓缩以供后续选别作业，中磁粗选精矿进入弱磁精选一；
S2、弱磁精选一：弱磁精选一尾矿返回主干流程二段磨矿作业，弱磁精选一精矿进入弱磁精选二；
S3、弱磁精选二：弱磁精二尾矿返回主干流程二段磨矿作业，弱磁精二精矿进入脱硫反浮选作业；
S4、脱硫反浮选：脱硫反浮选作业流程为一次粗选，添加药剂后搅拌，再进行充气、刮泡反浮选，脱硫反浮选刮出泡沫即为浮选高硫铁精矿，脱硫反浮选尾矿进入一段磨矿-分级回路；
S5、一段磨矿-分级：脱硫反浮选尾矿进入一段水力旋流器分级，水力旋流器溢流进入弱磁精选三，水力旋流器沉砂进入一段球磨机进行再磨，球磨排矿产物随脱硫反浮选尾矿一起返回一段水力旋流器，构成一段磨矿-分级回路；
S6、弱磁精选三：弱磁精三尾矿丢尾，弱磁精三精矿进入进入二段磨矿-分级回路；
S7、二段磨矿-分级：弱磁精三精矿进入二段水力旋流器，水力旋流器溢流进入弱磁精选四，水力旋流器沉砂进入二段搅拌磨进行再磨，搅拌磨排矿产物随弱磁精三精矿一起返回二段水力旋流器，构成二段磨矿-分级回路；
S8、弱磁精选四：弱磁精四尾矿丢尾，弱磁精四精矿进入提精降渣磁选精五；
S9、提精降渣磁选机精选五：提精降渣磁选机精选五尾矿丢尾，提精降渣磁选机精选五精矿进入脱硅反浮选；
S10、脱硅反浮选：脱硅反浮选采用一次粗选流程，添加药剂后搅拌，然后进行充气刮泡反浮选，脱硅反浮选泡沫丢尾，脱硅反浮选尾矿即为最终铁精矿。
2.根据权利要求1所述的一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤S1、中磁粗选中，原矿细度-200目占70％左右，矿浆浓度31％左右，以及湿式永磁磁选机磁场强度2500GS。
3.根据权利要求1所述的一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤S2、弱磁精选一中，湿式永磁磁选机磁场强度1500GS。
4.根据权利要求1所述的一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤S3、弱磁精选二中，弱磁精选二获得精矿-200目占66～70％、其中-400目占38～42％，铁品位37～42％、含硫3.5～4.5％，湿式永磁磁选机磁场强度1350GS。
5.根据权利要求1所述的一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤S4、脱硫反浮选中，脱硫反浮选作业为一次粗选流程，浮选依次添加6～12g/t用量的硫酸铜、8～16g/t用量的丁黄药和1～4g/t用量的丁铵黑药，以及所有药剂用量均对原矿矿石处理量计，药剂分别搅拌，再充气刮泡浮选。其中，丁黄药与丁铵黑药按4:1配比添加，同时丁黄药、丁铵黑药可溶解在一起配制使用。脱硫反浮选获得泡沫产品高硫铁精矿的产率8～15％、含铁51～57％、含硫10～18％。
6.根据权利要求1所述的一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤S5、一段磨矿-分级中，一段水力旋流器溢流为-400目占85～90％，一段球磨排矿产物为-400目占58～62％。
7.根据权利要求1所述的一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤S6、弱磁精选三中，弱磁精三精矿铁品位50～54％、含硫0.4～0.7％，湿式永磁磁选机磁场强度1200GS。
8.根据权利要求1所述的一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤S7、二段磨矿-分级中，二段水力旋流器溢流为-400目占95～98％，二段搅拌磨排矿产物为-400目占82～88％。
9.根据权利要求1所述的一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤S8、弱磁精四中，弱磁精四精矿铁品位55～57％、含硫0.5～0.8％，湿式永磁磁选机磁场强度1000GS。
10.根据权利要求1所述的一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤S9、提精降渣磁选精五中，提精降渣磁选精五精矿铁品位59～61％、含硫0.5～0.9％,提精降渣磁选机磁场强度3500GS。
11.根据权利要求1所述的一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤S10、脱硅反浮选中，脱硅反浮选为一次粗选流程，浮选依次添加5～10g/t用量的十二胺和1～2g/t用量的丁铵黑药，以及所有药剂用量均对原矿矿石处理量计，药剂分别搅拌，再充气刮泡浮选。反浮选所得泡沫直接丢尾，最终铁精矿铁品位65％以上、含硫小于1％，整个磁选作业磁性铁回收率80～86％。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202011107465.9A CN112354659A (zh) | 2020-10-15 | 2020-10-15 | 一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202011107465.9A CN112354659A (zh) | 2020-10-15 | 2020-10-15 | 一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN112354659A true CN112354659A (zh) | 2021-02-12 |
Family
ID=74507224
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202011107465.9A Pending CN112354659A (zh) | 2020-10-15 | 2020-10-15 | 一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN112354659A (zh) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN115041297A (zh) * | 2022-06-07 | 2022-09-13 | 安徽庐江龙桥矿业股份有限公司 | 一种配矿的选矿方法 |
Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO1998017395A1 (en) * | 1996-10-23 | 1998-04-30 | Newmont Gold Company | A method for processing refractory auriferous sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate |
| CN101254484A (zh) * | 2007-07-31 | 2008-09-03 | 中南大学 | 一种复杂硫化矿的高效清洁选矿方法 |
| CN101905190A (zh) * | 2010-07-05 | 2010-12-08 | 北京矿冶研究总院 | 一种胶磷矿的选矿方法 |
| CN103341400A (zh) * | 2013-07-02 | 2013-10-09 | 广西大学 | 一种降低微细粒磁铁矿超细磨矿量的选矿方法 |
| CN103657836A (zh) * | 2013-11-12 | 2014-03-26 | 中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司 | 一种适于微细粒磁铁矿石选矿的提铁节能选矿工艺 |
| CN103934093A (zh) * | 2014-03-26 | 2014-07-23 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法 |
| CN104826728A (zh) * | 2015-05-07 | 2015-08-12 | 中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司 | 一种适于难选微细粒磁铁矿石分选的选矿新方法 |
| US20180111131A1 (en) * | 2016-05-11 | 2018-04-26 | Anglo American Services (Uk) Ltd | Reducing the need for tailings storage dams in the iron ore industry |
-
2020
- 2020-10-15 CN CN202011107465.9A patent/CN112354659A/zh active Pending
Patent Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO1998017395A1 (en) * | 1996-10-23 | 1998-04-30 | Newmont Gold Company | A method for processing refractory auriferous sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate |
| CN101254484A (zh) * | 2007-07-31 | 2008-09-03 | 中南大学 | 一种复杂硫化矿的高效清洁选矿方法 |
| CN101905190A (zh) * | 2010-07-05 | 2010-12-08 | 北京矿冶研究总院 | 一种胶磷矿的选矿方法 |
| CN103341400A (zh) * | 2013-07-02 | 2013-10-09 | 广西大学 | 一种降低微细粒磁铁矿超细磨矿量的选矿方法 |
| CN103657836A (zh) * | 2013-11-12 | 2014-03-26 | 中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司 | 一种适于微细粒磁铁矿石选矿的提铁节能选矿工艺 |
| CN103934093A (zh) * | 2014-03-26 | 2014-07-23 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 可提高微细粒难选铁矿浮选精矿产率与回收率的选矿方法 |
| CN104826728A (zh) * | 2015-05-07 | 2015-08-12 | 中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司 | 一种适于难选微细粒磁铁矿石分选的选矿新方法 |
| US20180111131A1 (en) * | 2016-05-11 | 2018-04-26 | Anglo American Services (Uk) Ltd | Reducing the need for tailings storage dams in the iron ore industry |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN115041297A (zh) * | 2022-06-07 | 2022-09-13 | 安徽庐江龙桥矿业股份有限公司 | 一种配矿的选矿方法 |
| CN115041297B (zh) * | 2022-06-07 | 2024-05-17 | 安徽庐江龙桥矿业股份有限公司 | 一种配矿的选矿方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN107199120B (zh) | 一种含有磁黄铁矿、黄铁矿的高硫磁铁矿石的选矿方法 | |
| CN105327771B (zh) | 一种含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺方法 | |
| CN101428250A (zh) | 铜锌分离选矿方法 | |
| CN106423537A (zh) | 一种铁多金属矿的选矿工艺 | |
| CN102371212A (zh) | 铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术 | |
| CN112474030B (zh) | 一种硫化铜镍矿的选矿方法 | |
| CN102527498A (zh) | 金铜铅硫化矿无氰选矿方法 | |
| CN109530095A (zh) | 一种不均匀嵌布硫化铜矿石的浮选机和浮选柱联合梯度提取方法 | |
| CN105214837B (zh) | 一种富含磁黄铁矿和黄铁矿的铜硫矿选矿方法 | |
| CN111790517A (zh) | 一种氧化铜和硫化铜混合矿的分选方法 | |
| CN110170381A (zh) | 一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法 | |
| CN107790291A (zh) | 从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺 | |
| CN110947518A (zh) | 一种高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺 | |
| CN107971127A (zh) | 一种铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法 | |
| WO2022089492A1 (zh) | 一种提高高硫金精矿品位的浮选方法 | |
| CN112354659A (zh) | 一种高硫难选细粒铁矿的选矿方法 | |
| CN103909008A (zh) | 一种从铅锌尾矿中回收硫铁的选矿组合工艺 | |
| CN110560269B (zh) | 一种高硫磁铁精矿梯级回收利用的选矿方法 | |
| CN205599344U (zh) | 一种含硫钒钛铁精矿脱硫并回收硫钴精矿的装置 | |
| CN116213122A (zh) | 一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法 | |
| CN113798047B (zh) | 一种超细粒级钛精矿的工业回收方法 | |
| CN114558688B (zh) | 一种难选铜铅锌矿的选矿方法 | |
| CN113351360B (zh) | 一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法 | |
| CN112547312B (zh) | 一种以铁闪锌矿为主的银铅锌矿浮选方法 | |
| US20040217070A1 (en) | Process for sulphide concentration |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20210212 |
|
| RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |