CN101274301A - 贫赤铁矿重精细筛再选工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种贫赤铁矿重精细筛再选工艺，其特征在于：它是一种重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺，主要包括：重选精矿细筛再选工艺，将重选精矿中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨实现的。重精再选设备采用振网筛为细筛分选设备，选择筛孔0.15×0.3mm的筛片进行选别。本发明本发明是一种针对贫赤铁矿石选矿技术，针对重选精矿提质工艺流程，将重选精矿通过细筛再选，重精质量可提高1.07％，筛上产率为13.21％的粗连生体可返回二次球磨的再磨。该工艺优化整个生产流程，生产操作灵活的优点。
Description
技术领域
本发明涉及一种铁矿石选别技术领域，是针对贫赤铁矿石的选矿工艺，特别涉及一种贫赤铁矿重精细筛再选工艺。
背景技术
目前，在公知的技术中，针对贫赤铁矿石的选矿工艺技术中，齐大山选矿厂采用贫赤铁矿选矿重选-磁选-阴离子反浮工艺流程，重选、浮选选别出最终精矿。2002年铁精矿品位66.81％，其中浮精品位67.72％，重精品位65.95％，重精产率51.54％；浮精产率48.46％。近年来，随着对最终精矿品位要求的不断提高，重选、浮选精矿品位不断的提高。但提高过程中，浮选提高品位潜力大，重选没有更好的提质措施，便以提高浮选品位为主，结果造成重选精品位低，产率小，浮选精矿品位高，产率大；2004年铁精矿品位67.53％，其中浮精品位68.24％，重精品位66.47％，重精产率40.11％。重精产率由51.54％降低到40.11％。浮精品位由67.72％提高到68.24％，浮精产率由48.46％提高到59.89％。由于流程结构的变化，导致了浮选作业压力增大，综合尾矿品位上升。
传统的贫赤铁矿石重选采用单一螺旋溜槽选别，即利用矿物在槽面上所受重力，离心力，水流冲击力，摩擦力得不同而将有用矿矿物与脉石矿物分离，但其中比重大的脉石细颗粒，及比重小的有用精矿粗颗粒没有得到充分的选别。
发明内容
本发明的目的是为克服上述存在的缺陷，提供一种重选提质优化选矿工艺，即重选精矿进行细筛再选工艺，将重选精矿再进行按粒度大小进行分选的工艺，使贫赤铁矿选矿重选-磁选-阴离子反浮工艺流程更加趋于合理，使最终精矿品位得以保证的前提下，减轻浮选压力，流程结构更加合理，生产操作更加灵活。
本发明贫赤铁矿重精细筛再选工艺内容简述：
本发明贫赤铁矿重精细筛再选工艺，其特征在于：它是一种重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺，主要包括：重选精矿细筛再选工艺，将重选精矿中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨，是由下列步骤实现的：
(1)、将浓度为40-45％，粒度为-200目含量为40-45％，品位为33-36％的贫赤铁矿石给入重选螺旋溜槽，进行一段粗选，一段精选，一段扫选选别，选别出品位为64-67％重选精矿，品位为44-46％的重选中矿，品位为15-20％的重选尾矿；
(2)、将重精中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨，将浓度为40-45％，粒度-200目，含量为60.83％，品位为66.18％的重选精矿，给入振网细筛进行再选分离；
(3)、振网细筛分选出筛上浓度51％，粒度-200目，含量16.98％，品位59.19％的粗粒富连生体返回二次磨矿分机***，筛下浓度27.48％，粒度-200目含量68.53％的高品位精矿做为重选精矿。
重精再选设备采用振网筛为细筛分选设备，选择筛孔0.15×0.3mm的筛片进行选别。
本发明是一种针对贫赤铁矿石选矿技术，针对重选精矿提质工艺流程，将重选精矿通过细筛再选，重精质量可提高1.07％，筛上产率为13.21％的粗连生体可返回二次球磨的再磨。该工艺优化整个生产流程，生产操作灵活的优点。对重选作业：增大了粗螺、精螺精矿带的宽度，而增加了粗螺精矿、精螺精矿的产率，可保证重精细筛再选后，提高品位的重精(筛下)产率不降低，有利综合精矿品位的提高，粗螺边尾不动，粗螺中矿相对变窄，减少了扫螺作业扫中磁作业的给矿量，同时也降低了它们的给矿品位，有利于扫中磁作业尾矿品位的降低。
附图说明
图1是贫赤铁矿重精细筛再选工艺流程图
图中：1是贫赤铁矿石；2是粗细分级作业、2’是粗粒物料、2”是细粒物料；3是重选作业螺旋溜槽、3’是重选精矿、3”是重选中矿、3”’是重选尾矿；4是细筛作业、4’是细筛筛下物料、4”是细筛筛上物料；5是二次分级作业、5’是分级溢流、5”是分级沉砂；6是二次磨矿作业、6’是二次磨矿产品；7是磁选作业、7’是磁精、7”是磁尾；8是浮选作业、8’浮精、8”是浮尾。
具体实施方式
本发明贫赤铁矿重精细筛再选工艺是这样实现的，下面结合附图作具体说明。见图1，当经一次磨矿分级合格后的原料贫赤铁矿石1经粗细分级旋流器2分级成粗、细两种物料，其中粗粒物料即旋流器沉砂2’送入重选作业螺旋溜槽3进行选别，选出三种产品，重选精矿3’，重选中矿3”，重选尾矿3”’。细粒物料2”由旋流器溢流送入磁选作业7，分选出磁精7’和磁尾7”，磁精7’送入浮选作业8，分选出浮精8’和浮尾8”； 重选尾矿3”’、磁尾7”、浮尾8”合并构成最终尾矿。重选精矿3’、浮精8’ 合并构成最终精矿。
本发明是将构成最终精矿的重精3’给入细筛4进行再选，细筛筛上4”汇入重选中矿3”给入二次分级作业5、二次磨矿作业6进行二次磨矿分级再磨，细筛筛下4’和浮精8’合并构成新的最终精矿。
本发明优化了整个生产工艺流程，生产操作、技术方法比以前有了较大而合理的变化。
(1)在重精品位为66.18％时，通过细筛再选，筛下品位达到67.25％，提高了1.07％，筛下产率为86.79％，筛上返回二次球磨的产率仅为13.21％，筛机量效率为95.83％。
(2)重精品位提高以后，缓解浮选作业压力，若流程操作相应调整，浮选作业精矿品位控制在67.5-68％之间，综合精矿品位还保持在原有水平，即67.5％左右，但浮选作业尾矿品位还可进一步降低，从而进一步降低综合尾矿品位，降低选比，增加铁精矿产量。这有待今后进一步研究。
(3)当重精品位在67％以上时，可以停振动筛，或流程操作相应调整，增加重选精矿产率，减少流程中矿循环量。
(4)重选精矿通过细筛再选，若筛下品位保持原有水平不变，即66.5％左右，流程操作相应调整，即增大重选作业精矿产率，则返回二次磨矿作业产率不会增加，重选作业各部金属量下降，整个流程循环负荷相应下降，从而优化了全流程。
(5)细筛再选后，粗螺精滑块调整对重精品位波动影响很小，指标稳定性大大提高。如粗螺精滑块摆放宽度由120mm调到240至300mm，重精细筛再选筛下品位波动在0.5％左右，而以往重精品位大致由67％降到62％，存在5％的波动。
(6)难选矿比例增加后，铁精矿品位难保计划67.5％，原因主要是重精低，重精细筛再选，可以改善这种状况。
本发明重精细筛再选后，重精品位的提高，占精矿产率的不减，在确保二选综合精矿品位合格的情况下，给浮选作业操作适当降低浮选精矿品位，尽量降低浮尾品位创造了有利的条件。重精细筛再选多生产高品位的重选精矿和抛出重选尾矿，使中矿循环量与金属量得到减少，进入粗细分级的细粒选别作业的产率随之减少，品位也随之降低。给强磁作业均给矿，稳定操作创造了有利的条件。
Claims (3)
1. 一种贫赤铁矿重精细筛再选工艺，其特征在于：它是一种重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺，主要包括：重选精矿细筛再选工艺，将重选精矿中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨，是由下列步骤实现的：
(1)、将浓度为40-45％，粒度为-200目含量为40-45％，品位为33-36％的贫赤铁矿石给入重选螺旋溜槽，进行一段粗选，一段精选，一段扫选选别，选别出品位为64-67％重选精矿，品位为44-46％的重选中矿，品位为15-20％的重选尾矿；
(2)、将重精中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨，将浓度为40-45％，粒度-200目，含量为60.83％，品位为66.18％的重选精矿，给入振网细筛进行再选分离；
(3)、振网细筛分选出筛上浓度51％，粒度-200目，含量16.98％，品位59.19％的粗粒富连生体返回二次磨矿分机***，筛下浓度27.48％，粒度-200目含量68.53％的高品位精矿做为重选精矿。
2. 根据权利要求1所述的贫赤铁矿重精细筛再选工艺，其特征在于：采用振网筛为细筛分选设备，选择筛孔0.15×0.3mm的筛片进行选别。
3. 根据权利要求1所述的贫赤铁矿重精细筛再选工艺，其特征在于：所述的重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺是，当经一次磨矿分级合格后的原料贫赤铁矿石(1)经粗细分级旋流器(2)分级成粗、细两种物料，其中粗粒物料即旋流器沉砂(2’)送入重选作业螺旋溜槽(3)进行选别，选出三种产品，重选精矿(3’)，重选中矿(3”)，重选尾矿(3”’)；细粒物料(2”)由旋流器溢流送入磁选作业(7)，分选出磁精(7’)和磁尾(7”)，磁精(7’)送入浮选作业(8)，分选出浮精(8’)和浮尾(8”)；重选尾矿(3”’)、磁尾(7”)、浮尾(8”)合并构成最终尾矿，重选精矿(3’)、浮精(8’)合并构成最终精矿；将构成最终精矿的重精(3’)给入细筛(4)进行再选，细筛筛上(4”)汇入重选中矿(3”)给入二次分级作业(5)、二次磨矿作业(6)进行二次磨矿分级再磨，细筛筛下(4’)和浮精(8’)合并构成新的最终精矿。
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Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20081001 |