CN102259052A - 赤铁矿反浮选尾矿再选工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及赤铁矿反浮选尾矿技术领域，特别是一种赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，其特征在于对贫赤铁矿阶段磨矿、磁选-重选-阴离子反浮选联合工艺中的反浮选尾矿进行再选，即反浮选尾矿经浓缩后，再磨至粒度-320目含量90%以上后，经弱磁选、强磁选-反浮选作业，回收反浮选尾矿中的磁性矿物，本发明的优点：首先对反浮选尾矿进行浓缩消泡，减少矿浆中的泡沫，有利于后续选别作业。浓缩消泡后的反浮选尾矿通过再磨、弱磁、强磁、反浮选作业的粗选、精选和三段扫选，将反浮选尾矿中粗粒连生体单体解离，选别回收反浮选尾矿中的金属，减少金属流失，降低最终尾矿品位。其工艺简单，设备数量少，占地面积小。

Description

赤铁矿反浮选尾矿再选工艺

技术领域

本发明涉及赤铁矿反浮选尾矿技术领域，特别是一种赤铁矿反浮选尾矿再选工艺。

背景技术

贫赤铁矿阶段磨矿，磁选-重选-阴离子反浮选联合工艺中，最终尾矿由强磁选尾矿、重选尾矿、浮选尾矿组成。其中浮选尾矿品位在14～23%。贫赤铁矿可选性较差时，浮选尾矿品位经常在18～23%，造成大量的金属流失，矿产资源没有得到充分的利用。

2006年第7期，《金属矿山》P77-P79刊登的“调军台选矿厂尾矿再选试验研究” 论文中再选的尾矿是：鞍钢调军台选矿厂“连续磨矿、磁选阴离子反浮选”-的综合尾矿，其构成为强尾、浮尾的综合产品。采用的工艺流程为： 第一步采用重选-弱磁选工艺流程先可获得含铁品位30.00左右的回收矿;第二步回收矿再经磨矿、弱磁选-强磁选-阴离子反浮选工艺流程，此工艺流程的第一步采用重选-弱磁选工艺流程，可先获得含铁品位30.00%左右的回收矿;第二步，此回收矿再经磨矿、弱磁选-强磁选-阴离子反浮选工艺流程，获得含铁品位65%左右的精矿。这种工艺流程适用于由强磁选尾矿、浮选尾矿组成的综合尾矿，不适用于赤铁矿反浮选尾矿。

发明内容

本发明目的是提供一种赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，包括脱水、磨矿、弱磁、强磁，反浮选，通过对反浮选尾矿的再选，降低尾矿品位，减少金属流失。

本发明的目的是通过下述技术方案来实现的：

本发明的一种赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，其特征在于对贫赤铁矿阶段磨矿、磁选-重选-阴离子反浮选联合工艺中的反浮选尾矿进行再选，即反浮选尾矿经浓缩后，再磨至粒度-320目含量90%以上后，经弱磁选、强磁选-反浮选作业，回收反浮选尾矿中的磁性矿物，具体包括下述步骤：

1）将反浮选尾矿引入浓缩机浓缩后,浓缩机底流给入旋流器进行分级，浓缩机溢流进入水回收***，

2）旋流器的沉砂经球磨机再磨后返回旋流器进行闭路磨矿分级，旋流器的溢流给入一段弱磁进行弱磁选，

3）一段弱磁的尾矿给入一段强磁进行强磁选，一段弱磁和一段强磁得到的一段混磁精矿给入脱水槽浓缩，一段强磁尾矿做为尾矿抛弃，

4）脱水槽的底流给入反浮选作业的粗选，脱水槽的溢流进入水回收***，

5）粗选的精矿给入精选，粗选的尾矿给入一段扫选，

6）精选的精矿即为回收精矿，精选的尾矿和一段扫选的精矿一起返回到反浮选作业的粗选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，

7）二段扫选的精矿返回到二段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，

8）三段扫选的精矿返回到三段扫选，三段扫选的尾矿抛弃。

所述的浓缩机为Φ30m周边转动式浓缩机。

所述的一段强磁的磁选机为脉动立环强磁机。

所述的一段弱磁的磁选机为弱磁场筒式磁选机。

所述的球磨机为塔磨机。

所述的反浮选作业的浮选机为BF浮选机和JJF浮选机。

与对比文件“调军台选矿厂尾矿再选试验研究”相比，本发明的再选回收的原料和工艺流程都不相同：

1)本发明的的原料为浮选尾矿，原矿经“阶段磨矿、重选、磁选、阴离子反浮选” 综合尾矿（重尾、强尾、浮尾）中的品位为17-18%的浮选尾矿部分；对比文件中再选的原料品位为11%的尾矿，的流程，处理专利中提到的浮选尾矿是不可以的。

原矿经磨矿后粗细分级，粗粒级进行重选，（该重选出的精矿、尾矿已经走重选了）；细粒级进行磁选、阴离子反浮选，反浮选出来的的尾矿，它本身不适合重选，粒度较细，物料的物质组成分析结果来看，其性质简单，石英含量高，适用于磁选。

对比文件中再选的尾矿适宜重选，是因为原矿经连续磨矿、磁选阴离子反浮选工艺选别的综合尾矿，其构成为强尾、浮尾的综合产品。他们的尾矿中，还有部分物料适合重选选别的物料，没有被拿出来。因此，他们的选择的工艺第一步是重选、磁选。

2)对比文件中采用的工艺流程为： 第一步采用重选-弱磁选工艺流程，先可获得含铁品位30.00左右的回收矿;第二步回收矿再经磨矿、弱磁选-强磁选-阴离子反浮选工艺流程获得精矿;

    本发明中的工艺流程：进行浓缩、再磨、弱磁选、强磁选-反浮选工艺，即浮选尾矿经浓缩后，经再磨至粒度-320目含量重量百分比90%以上后，经弱磁选、强磁选-反浮选选别回收浮尾中的磁性矿物。

本发明的优点：首先对反浮选尾矿进行浓缩消泡，减少矿浆中的泡沫，有利于后续选别作业。浓缩消泡后的反浮选尾矿通过再磨、弱磁、强磁、反浮选作业的粗选、精选和三段扫选，将反浮选尾矿中粗粒连生体单体解离，选别回收反浮选尾矿中的金属，减少金属流失，降低最终尾矿品位。其工艺简单，设备数量少，占地面积小。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图说明本发明的具体实施方式。

如图1所示，本发明的一种赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，其特征在于对贫赤铁矿阶段磨矿、磁选-重选-阴离子反浮选联合工艺中的反浮选尾矿进行再选，即反浮选尾矿经浓缩后，再磨至粒度-320目含量90%以上后，经弱磁选、强磁选-反浮选作业，回收反浮选尾矿中的磁性矿物，具体包括下述步骤：

1）将反浮选尾矿引入浓缩机浓缩后,浓缩机底流给入旋流器进行分级，浓缩机溢流进入水回收***，

2）旋流器的沉砂经球磨机再磨后返回旋流器进行闭路磨矿分级，旋流器的溢流给入一段弱磁进行弱磁选，

3）一段弱磁的尾矿给入一段强磁进行强磁选，一段弱磁和一段强磁得到的一段混磁精矿给入脱水槽浓缩，一段强磁尾矿做为尾矿抛弃，

4）脱水槽的底流给入反浮选作业的粗选，脱水槽的溢流进入水回收***，

5）粗选的精矿给入精选，粗选的尾矿给入一段扫选，

6）精选的精矿即为回收精矿，精选的尾矿和一段扫选的精矿一起返回到反浮选作业的粗选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，

7）二段扫选的精矿返回到二段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，

8）三段扫选的精矿返回到三段扫选，三段扫选的尾矿抛弃。

所述的浓缩机为Φ30m周边转动式浓缩机。

所述的一段强磁的磁选机为脉动立环强磁机。

所述的一段弱磁的磁选机为弱磁场筒式磁选机。

所述的球磨机为塔磨机。

所述的反浮选作业的浮选机为BF浮选机和JJF浮选机。

实施例

当反浮选尾矿的品位为25.32%，旋流器溢流产品粒度达到-320目含量90%以上要求时，采用本发明的赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，可使尾矿品位降至16.3%，而回收的精矿品位达64.2%。

当反浮选尾矿的品位为15.30%，旋流器溢流产品粒度达到-320目含量91%以上要求时，采用本发明的赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，可使尾矿品位降至11.8%，而回收的精矿品位达60.2%。

本发明的有益效果是：经浓缩消泡处理的反浮选尾矿通过再磨，弱磁、强磁、反浮选作业的粗选、精选和三段扫选，将反浮选尾矿中的粗粒连生体单体解离，选别回收反浮选尾矿中的金属，减少金属流失，降低最终尾矿品位。

Claims (6)

1.一种赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，其特征在于对贫赤铁矿阶段磨矿、磁选-重选-阴离子反浮选联合工艺中的反浮选尾矿进行再选，即反浮选尾矿经浓缩后，再磨至粒度-320目含量90%以上后，经弱磁选、强磁选-反浮选作业，回收反浮选尾矿中的磁性矿物，具体包括下述步骤：

1）将反浮选尾矿引入浓缩机浓缩后,浓缩机底流给入旋流器进行分级，浓缩机溢流进入水回收***，

2）旋流器的沉砂经球磨机再磨后返回旋流器进行闭路磨矿分级，旋流器的溢流给入一段弱磁进行弱磁选，

3）一段弱磁的尾矿给入一段强磁进行强磁选，一段弱磁和一段强磁得到的一段混磁精矿给入脱水槽浓缩，一段强磁尾矿做为尾矿抛弃，

4）脱水槽的底流给入反浮选作业的粗选，脱水槽的溢流进入水回收***，

5）粗选的精矿给入精选，粗选的尾矿给入一段扫选，

6）精选的精矿即为回收精矿，精选的尾矿和一段扫选的精矿一起返回到反浮选作业的粗选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，

7）二段扫选的精矿返回到二段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，

8）三段扫选的精矿返回到三段扫选，三段扫选的尾矿抛弃。

2.根据权利要求1所述的赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，其特征在于所述的浓缩机为Φ30m周边转动式浓缩机。

3.根据权利要求1所述的赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，其特征在于所述的一段强磁的磁选机为脉动立环强磁机。

4.根据权利要求1所述的赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，其特征在于所述的一段弱磁的磁选机为弱磁场筒式磁选机。

5.根据权利要求1所述的赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，其特征在于所述的球磨机为塔磨机。

6.根据权利要求1所述的赤铁矿反浮选尾矿再选工艺，其特征在于所述的反浮选作业的浮选机为BF浮选机和JJF浮选机。

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