CN112676028B - 一种利用重介质浅槽分选锰矿石块矿的选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明属于矿物加工技术领域,具体涉及一种利用重介质浅槽分选锰矿石块矿的选矿工艺。所述锰矿石块矿的选矿工艺是以硅铁粉为重介质,利用重介质浅槽分选机选矿。本发明首次提出利用重介质浅槽分选机分选与脉石密度差较小的锰矿资源,特别是常规重选、磁选难以分选的碳酸锰矿和海相沉积型软锰矿资源,不仅分选效果和分选精度均高于现有选矿方法,而且产品回收率高,特别是对矿石的粒度和形状要求不高,更适用于大规模工业化选矿。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,具体涉及一种利用重介质浅槽分选锰矿石块矿的选矿工艺。
背景技术
我国锰矿石的特点是品位低,嵌布粒度细,杂质含量高,要得到合乎冶炼和化工生产要求的高质量精矿,必须进行选矿。常用的锰矿选矿方法包括洗矿、重选、强磁选和浮选;有时还应用火法富集和化学提取。
洗矿是处理与黏土胶结在一起的含泥多的矿石的工艺方法。其原理是原矿在水力、机械力和自摩擦作用下,使夹带或附着于矿石表面的黏土碎裂并分散,实现矿石和泥质分离,从而提高矿石品位。洗矿的产品有矿砂和矿泥,矿砂称为净矿,为洗矿最终产品,供下一步处理或直接作为精矿;矿泥部分含锰品位较低时,可作为尾矿丢弃,但当其含锰品位仍较高时,需进一步回收锰矿物。
重选是根据矿物的密度差异而进行分选的工艺方法,其过程可在水或空气等介质中进行。常见氧化锰矿物的密度介于3700~5000kg/m3,碳酸锰矿物密度介于3300~3800kg/m3,脉石矿物密度介于2600-2900kg/m3。尽管锰矿物的结晶粒度一般较细,且与微细脉石矿物紧密共生,用机械选矿方法难以将单矿物分出,但锰矿物都聚集成集合体,其粒度可达0.1mm至数毫米,从而使得锰矿物密度与脉石矿物的密度存在较大差异。因此,重选工艺适用于分选结构简单、嵌布粒度较粗的锰矿石,尤其是适用于密度较大的氧化锰矿石。
常用的重选方法有跳汰选矿和摇床选矿。
(1)跳汰选矿。主要用于分选氧化锰矿石,其给矿粒度范围为30~1mm。跳汰的优点是生产率高,设备投资和操作费用低,缺点是对于矿石脉石密度差较小的碳酸锰矿和沉积型软锰矿分选效果差,且对原矿粒度和组成要求较高。
(2)摇床选矿。主要用于处理3mm以下的细粒氧化锰矿石,摇床的优点是分选效率高,操作简单,缺点是单机处理能力低,占地面积大。
锰矿物均属弱磁性矿物,普遍采用强磁选工艺进行分选。常见氧化锰矿物的比磁化系数介于(3~15)×10-7m3/kg;碳酸锰矿物为(13.1~16.9)×10-7m3/kg;而脉石矿物(石英、方解石等)则为(2.5~125)×10-9m3/kg。因此,锰矿物的磁性约为脉石矿物磁性的10倍或更多,用强磁选方法易于将它们分开。由于强磁选的操作简单,易于控制,适应性强,可用于各种类型锰矿石的分选,目前强磁选工艺已在锰矿选矿中占主导地位。但磁选对于入选物料的粒度组成要求较高,且单台设备处理量较小。
浮选的选择性高于其他方法,常用于分选细粒和微细粒的锰矿物与脉石矿物。各种锰矿物中以菱锰矿的可浮性最好,软锰矿和硬锰矿次之,其他锰矿物,特别是锰土,可浮性最差。锰矿的浮选可作为独立作业产出精矿,丢弃尾矿;也可以作为选矿联合流程中的某一个作业。由于锰矿物的组成复杂,与脉石矿物共生密切,又易泥化,浮选处理难度较高,药剂消耗量大,成本较高。
自然界中锰矿物往往与铁矿物一起共生,常规选矿方法不易将锰、铁分离,焙烧工艺是实现锰铁分离比较有效的方法。通常焙烧分为三种:还原焙烧、中性焙烧和氧化焙烧,锰矿石焙烧的主要设备有反射炉、竖炉、回转窑和沸腾炉等。
火法富集是指在高炉或电炉内进行选择性还原的过程,铁、磷优先还原出来,而锰则以MnO形式富集于渣中,获得富锰渣,一般也称为富锰渣法。火法富集适用于常规方法难以处理且不能直接冶炼铁合金的贫锰矿或铁锰矿,主要目的是去铁除磷。
矿石的化学提取是基于矿物之间化学性质的差异,利用化学方法改变矿物组成,然后用相应的方法使目的组分富集的矿物加工工艺,它是处理和综合利用某些贫、细、杂等难选矿物原料的有效方法之一。化学提取方法多用于贫锰矿和锰矿泥的选别,它是克服机械选矿方法不足的一种有效的矿物加工方法,属于湿法冶金的范畴,化学提取可以获得高品位(含锰50%以上)、杂质低的优质锰精矿,同时可以综合回收矿石中的其他有价成分,特别适用于难选中矿和细泥,但缺点是生产成本高,工艺流程复杂。
CN108607680A公开了一种低品位碳酸锰多金属矿选矿方法,通过重选、二次强磁选和一次中强磁选,将锰精矿与二氧化硅等杂质矿物分离,但该工艺入选粒度范围条件相对苛刻,不适合工业大规模选矿。
CN107574299A公开了一种低品位铁锰矿火法选矿方法,该方法是将细粒铁锰矿、细磨石灰石和生石灰进行配矿、混合造块,所得团块经过干燥后,进行两段焙烧,得到焙烧团块;所述焙烧团块经过磨细、磁选,得到脉石含量低,尤其是有害元素铅、磷等元素含量低的磁性精矿,可以作为冶炼锰系合金的优质原料;该方法适用于常规方法难以处理且不能直接冶炼铁合金的贫锰矿或铁锰矿,主要目的是去铁除磷,同样也不适用于密度与脉石矿物差异较小的部分碳酸锰矿。
综上可知,对于密度与脉石差异不大的碳酸锰矿(介于3300~3800kg/m3)以及海相沉积型软锰矿,采用常规机械选矿方法的选矿效果较差。
发明内容
本发明针对与脉石密度差较小的锰矿资源,特别是常规重选、磁选难以分选的碳酸锰矿和海相沉积型软锰矿资源,首次提出利用重介质浅槽分选机分选锰矿的选矿工艺,其具有环保、高效、经济等优点。
所述锰矿石块矿的选矿工艺是以硅铁粉为重介质,利用重介质浅槽分选机选矿。
我们研究发现,锰矿石和脉石密度一般相差0.2g/cm3以上,现有常规分选工艺效果不够理想,且存在处理能力小、入选物料粒级窄等问题。为此,本案引进煤矿分选工艺常用的重介质浅槽分选机,其具有处理能力大、可以减少大块入选物料的破碎率,降低基建投资,降低能耗并降低产品水分的优点。
但本领域技术人员知晓,煤矿与锰矿的差异较大,需要基于锰矿特点提供相适配的分选工艺,但现有锰矿分选工艺未涉及此设备,没有较为成熟的工艺条件可供参考;而且,碳酸锰矿和海相沉积型软锰矿与脉石的密度更接近,分选难度也相应更大。
经过深入研究,我们基于重介质浅槽分选机分选工作原理,结合碳酸锰矿、海相沉积型软锰矿与脉石的特点,最终确定以硅铁粉作为重介质,并按照重介质分选工艺进行密度分选,不仅分选效果和分选精度均高于现有锰矿选矿方法,而且产品回收率高,特别是对矿石的粒度和形状要求不高,更适用于大规模工业化选矿。
优选地,控制所述重介质的悬浮液的密度为2.6~3.6g/cm3,以保证锰矿与脉石在流体中分离效果更好,分选精度更高。
优选地,所述硅铁粉的粒度为-0.04mm粒级含量不低于90%;密度为7.0-8.0g/cm3,以保证所配置的重介质悬浮液的密度、分散性和稳定性要求。
所述锰矿石块矿的粒度为8-100mm。采用本发明所述选矿工艺,入选粒度范围广。
所述锰矿石块矿的选矿工艺中,所述重介质浅槽分选机的选矿过程为:
S1、通过重介质浅槽分选机的槽体底部的上升流介质管道向重介质浅槽分选机内输送重介质悬浮液,上升流重介质悬浮液不断涌入槽体,同时水平流介质管道向重介质浅槽分选机的槽内泵送水平流;在这一过程中,上升流不断涌入槽体可避免介质在槽体内沉淀。
S2、在不断输送重介质悬浮液的同时,向槽体中匀速输入锰矿石,在水平流带动下,浮在重介质悬浮液表面的脉石被带出槽体。在这一过程中,在浮力作用下,由于矿石的密度不同,密度较大的锰矿石沉入槽底,密度较小的脉石浮在重介质悬浮液表面并随水平流带出,从而实现锰矿石与脉石的分离。
S3、沉在槽底的锰矿石由链条带动的刮板从分选机头部刮出,并进入第一直线振动筛以脱除随锰矿石带出的重介质悬浮液,最终筛上的产品即为锰精矿。
其中所述S1中,所述水平流和所述上升流的体积比例为(6-8):3,优选7:3。
所述S3中,从第一直线振动筛的前1/3筛面脱掉的介质进入合格介质桶;后2/3筛面上设冲洗水,脱掉的介质进入稀介质桶。
本发明所述的锰矿石块矿的选矿工艺还包括对所述水平流带出的脉石的处理:水平流带动脉石从分选机的侧面排出,进入固定筛进行一段脱介,筛下的介质进入合格介质桶;固定筛筛上的产品再进入第二直线振动筛进行二段脱介,最终的筛上产品即为尾矿;其中从第二直线振动筛的前1/3筛面脱掉的介质进入合格介质桶;后2/3筛面上设冲洗水,脱掉的介质进入稀介质桶。
其中,所述固定筛的筛网材质为耐磨不锈钢。
为了保证分选效果,本发明通过调节所述合格介质桶内的液位来控制重介悬悬浮液的密度。具体地,所述一段脱介脱掉的介质中的一部分进入分流箱;通过控制分流量使所述分流箱内的介质进入合格介质桶,或进入稀介质桶。
本发明所述的锰矿石块矿的选矿工艺还包括重介质的处理:稀介质桶内的介质进入磁选机,磁性回收的重介质进入合格介质桶;磁选的尾矿进入浓密池,浓缩后的尾矿泵送至尾矿库,浓密池的溢流进入循环水池。
本发明中,所述第一直线振动筛、第二直线振动筛的筛孔尺寸为0.75mm。筛面设冲洗水以去除矿石表面残余的细泥,消除细泥对分选过程的干扰,洗去的细泥进入浓密池处理。
作为本发明的优选实施方式之一,所述锰矿石块矿的选矿工艺,包括:
(1)通过重介质浅槽分选机的槽体底部的上升流介质管道向重介质浅槽分选机内输送重介质悬浮液,上升流重介质悬浮液不断涌入槽体,同时水平流介质管道向重介质浅槽分选机的槽内泵送水平流;
所述重介质的悬浮液的密度为2.6~3.6g/cm3;
所述重介质为硅铁粉,其粒度为-0.04mm粒级含量不低于90%;密度为7.0g/cm3;
所述水平流和所述上升流的体积比例为7:3;
S2、在不断输送重介质悬浮液的同时,向槽体中匀速输入锰矿石,在水平流带动下,浮在重介质悬浮液表面的脉石被带出槽体;
所述锰矿石块矿的粒度为8-100mm;
S3、沉在槽底的锰矿石由链条带动的刮板从分选机头部刮出,并进入第一直线振动筛以脱除随锰矿石带出的重介质悬浮液,最终筛上的产品即为锰精矿;
从第一直线振动筛的前1/3筛面脱掉的介质进入合格介质桶;后2/3筛面上设冲洗水,脱掉的介质进入稀介质桶;
S4、水平流带动脉石从分选机的侧面排出,进入固定筛进行一段脱介,筛下的介质一部分进入合格介质桶,一部分进入分流箱;固定筛筛上的产品再进入第二直线振动筛进行二段脱介,最终的筛上产品即为尾矿;
其中从第二直线振动筛的前1/3筛面脱掉的介质进入合格介质桶;后2/3筛面上设冲洗水,脱掉的介质进入稀介质桶;
所述固定筛的筛网为不锈钢条;
所述分流箱内的介质通过控制分流量进入合格介质桶,或进入稀介质桶;
S5、稀介质桶内的介质进入磁选机,磁性回收的重介质进入合格介质桶;磁选的尾矿进入浓密池,浓缩后的尾矿泵送至尾矿库,浓密池的溢流进入循环水池;
所述第一直线振动筛、第二直线振动筛的筛孔尺寸为0.75mm。
本发明通过控制重介质悬浮液的密度、合格介质桶的液位等工艺参数的自动控制和调节,从而保证分选精度和分选效率。
本发明具有如下有益效果:
(1)重介质浅槽分选工艺的分选粒度上限高、入选物料粒级宽,减少了对入选物料的碎磨作业和相应的设备投资,降低了矿山选矿厂基建投资;
(2)重介质分选对给矿的适应性强,分选过程节能、环保、高效、稳定,提高了资源的综合利用效率,可大大改善选厂的经济效益;
(3)该工艺易于实现全流程的自动化控制,易于操作管理,运行成本低。
附图说明
图1是本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
以下实施例用于说明本发明,但不用来限制本发明的范围。
实施例1
以某海相沉积型锰矿的重介质浅槽分选为例,原矿Mn品位31.5%,具体选矿工艺包括以下步骤(如图1所示):
1)锰矿石经过破碎、洗矿、筛分后,获得粒度为-100mm(+8mm)的块矿。
2)块矿通过振动筛再次洗矿后给入重介质浅槽分选机。
3)根据矿石、脉石密度差配置合适的重介质悬浮液。
4)在分选过程中,通过槽体底部的上升流介质管道向分选机内输送重介质悬浮液,上升流不断涌入槽体,避免介质在槽体内沉淀;同时,水平流介质管道向分选槽内泵送水平流重介质悬浮液。
5)向槽体中匀速给入锰矿石,在浮力作用下,由于矿石的密度不同,密度较大的锰矿石沉入槽底,密度较小的脉石浮在悬浮液表面;在水平流带动下,浮在悬浮液表面的脉石被带出槽体,从而实现锰矿石与脉石的分离。
6)沉在槽底的锰矿石由链条带动的刮板从分选机头部刮出,并进入直线振动筛脱除随锰矿石带出的重介质悬浮液。直线振动筛前1/3筛面脱掉的介质进入合格介质桶,后2/3筛面上设冲洗水,脱掉的介质进入稀介质桶。最终的筛上产品即为锰精矿,锰精矿通过皮带输送到块矿精矿堆。
7)水平流带动脉石从分选机侧面排出,进入固定筛进行一段脱介,筛下的介质进入合格介质桶,其中,一部分介质进入分流箱;筛上产品再进入直线振动筛进行二段脱介,直线振动筛前1/3筛面脱掉的介质进入合格介质桶,后2/3筛面上设冲洗水,脱掉的介质进入稀介质桶。最终的筛上产品即为尾矿,尾矿通过皮带输送到块矿尾矿堆。
8)稀介质桶内的介质进入磁选机回收磁性重介质,磁选精矿进入合格介质桶,磁选尾矿进入浓密池,浓缩后的尾矿泵送至尾矿库,浓密池的溢流进入循环水池。
所述步骤2)中,振动筛筛孔尺寸为0.75mm,筛面设冲洗水,去除矿石表面残余的细泥,消除细泥对分选过程的干扰,洗去的细泥进入浓密池处理。
所述步骤3)中,重介质选用硅铁粉,重介质的粒度-0.04mm粒级含量不低于90%,重介质密度为7.0g/cm3。重介质悬浮液密度范围为2.8-3.0g/cm3。
所述步骤4)中,水平流和上升流的体积比例为7:3。
所述步骤6)中,振动筛筛孔尺寸为0.75mm。
所述步骤7)中,固定筛筛网为耐磨不锈钢条,筛孔尺寸为0.75mm,振动筛筛孔尺寸为0.75mm。
所述步骤7)中,固定筛脱掉的介质一部分进入分流箱,分流箱内的介质既可以进入合格介质桶,也可以进入稀介质桶。通过分流量的控制来调节合格介质桶内的液位和悬浮液的密度。
经选矿后,锰精矿的产率为60%,Mn品位为42%,回收率约为75%,取得了良好的精矿指标和回收率。
对比例1
采用目前工业常用锰矿选矿工艺:跳汰选矿工艺。经选矿后,锰精矿Mn品位为40%,回收率仅约为55%。
对比可知,本案利用重介质浅槽分选机分选锰矿的选矿工艺的回收率显著高于现有锰矿分选工艺。
对比例2
与实施例1的分选工艺相似,区别仅在于:所述重介质的悬浮液的密度为2.5g/cm3。经选矿后,锰精矿的产率为80%,Mn品位为38%,回收率约90%。
对比可知,重介质的悬浮液的密度过低,虽回收率提高,但分选精度较低,综合而言不具有可回收性。
虽然,上文中已经用一般性说明及具体实施方案对本发明作了详尽的描述,但在本发明基础上,可以对之作一些修改或改进,这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此,在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进,均属于本发明要求保护的范围。
Claims (4)
1.一种锰矿石块矿的选矿工艺,其特征在于,以硅铁粉为重介质,利用重介质浅槽分选机选矿;
控制所述重介质的悬浮液的密度为2.6~3.6g/cm3;
所述硅铁粉的粒度为-0.04mm粒级含量不低于90%;密度为7.0-8.0g/cm3;
所述选矿工艺的过程为:
S1、通过重介质浅槽分选机的槽体底部的上升流介质管道向重介质浅槽分选机内输送重介质悬浮液,上升流重介质悬浮液不断涌入槽体,同时水平流介质管道向重介质浅槽分选机的槽内泵送水平流;
S2、在不断输送重介质悬浮液的同时,向槽体中匀速输入锰矿石,在水平流带动下,浮在重介质悬浮液表面的脉石被带出槽体;
S3、沉在槽底的锰矿石由链条带动的刮板从分选机头部刮出,并进入第一直线振动筛以脱除随锰矿石带出的重介质悬浮液,最终筛上的产品即为锰精矿;
S4、水平流带动脉石从分选机的侧面排出,进入固定筛进行一段脱介,筛下的介质一部分进入合格介质桶,一部分进入分流箱;固定筛筛上的产品再进入第二直线振动筛进行二段脱介,最终的筛上产品即为尾矿;
所述S1中,水平流和所述上升流的体积比例为(6-8):3;
所述S3中,从第一直线振动筛的前1/3筛面脱掉的介质进入合格介质桶;后2/3筛面上设冲洗水,脱掉的介质进入稀介质桶;
通过调节所述合格介质桶内的液位来控制重介质悬浮液的密度。
2.根据权利要求1所述的锰矿石块矿的选矿工艺,其特征在于,所述S1中,所述水平流和所述上升流的体积比例为7:3。
3.根据权利要求1所述的锰矿石块矿的选矿工艺,其特征在于,所述一段脱介脱掉的介质中的一部分进入分流箱;通过控制分流量使所述分流箱内的介质进入合格介质桶,或进入稀介质桶。
4.根据权利要求1所述的锰矿石块矿的选矿工艺,其特征在于,包括:
所述硅铁粉的密度为7.0g/cm3;
所述S1中,所述水平流和所述上升流的体积比例为7:3;
所述S2中,所述锰矿石块矿的粒度为8-100mm;
所述S4中,从第二直线振动筛的前1/3筛面脱掉的介质进入合格介质桶;后2/3筛面上设冲洗水,脱掉的介质进入稀介质桶;
所述固定筛的筛网为不锈钢条;
所述分流箱内的介质通过控制分流量进入合格介质桶,或进入稀介质桶;
所述S4后进行步骤S5,所述S5包括:稀介质桶内的介质进入磁选机,磁性回收的重介质进入合格介质桶;磁选的尾矿进入浓密池,浓缩后的尾矿泵送至尾矿库,浓密池的溢流进入循环水池;
所述第一直线振动筛、第二直线振动筛的筛孔尺寸为0.75mm。
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PB01 | Publication | ||
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GR01 | Patent grant | ||
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