CN108906312A - 一种针对多元化原矿的选矿方法 - Google Patents

一种针对多元化原矿的选矿方法 Download PDF

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CN108906312A CN201810720530.1A CN201810720530A CN108906312A CN 108906312 A CN108906312 A CN 108906312A CN 201810720530 A CN201810720530 A CN 201810720530A CN 108906312 A CN108906312 A CN 108906312A
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Abstract

本发明公开了一种针对多元化原矿的选矿方法,属于选矿领域。本发明包括以下步骤:步骤A:破碎筛分,先采用三段一闭路的破碎筛分方式,得到最终破碎产品;步骤B:磨选工艺,采用阶段磨矿和阶段选别,利用浮选、弱磁选、强磁‑重选工艺,得到综合铁精矿、总尾矿、铜精矿和硫精矿。采用先三段一闭路的破碎筛分方式,通过干式预选获得大量修建道路用辅材,有效减少后续磨选作业处理量,实现“多碎少磨,节能降耗”的目标;再经过磨选工艺,采用阶段磨矿、阶段选别工艺,在一段磨矿后直接采用浮选工艺和弱磁选工艺,选出产率较高的硫铁矿,抛去一半以上的尾矿,使二段磨矿量只占一段磨矿量的1/3,与连续磨矿相比较,节能且降耗材料消耗明显。

Description

一种针对多元化原矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿领域,更具体地说,涉及一种针对多元化原矿的选矿方法。
背景技术
1988年经国家储委批准的资源量:铁矿石3.4亿t(远景储量5.06亿t),黄铁矿4083万t,硬石膏矿4119万t。
1、矿石性质
(1)矿石自然类型
按矿石自然类型分为磁铁矿矿石、赤铁矿——磁铁矿矿石、赤铁矿矿石、黄铁矿——磁铁矿(赤)矿石、菱铁矿——磁铁矿(赤)矿石,铁主要赋存在磁铁矿中,其次赋存在假象赤铁矿及少量的褐铁矿中,其占有率为78.84%,硫化铁的含铁矿物为黄铁矿及微量的磁黄铁矿、黄铜矿等,其占有率为10.76%,其它铁矿物占有率为10.40%。
(2)矿石多元素分析及物相分析
原矿化学组成
试验原矿化学多元素分析及铁、硫物相分析结果分别列于下表。
原矿化学多元素分析
元素 TFe SFe FeO TS P CaO MgO SiO2
含量(%) 31.33 27.56 5.08 6.95 0.375 8.74 2.44 16.20
元素 Al2O3 K2O Na2O Ss V2O5 TiO2 Cu 烧损
含量(%) 4.02 0.76 0.86 3.95 0.176 0.7 0.028 4.89
原矿硫物相分析结果
分析项目 FenSn+1 CuFeS2 FeS2 CaSO4
含量(%) 0.33 0.01 3.95 3.04
分布率(%) 4.45 0.13 53.16 42.26
原矿铁物相分析结果
相名 磁铁矿 假象赤铁矿 赤、褐铁矿 黄铁矿 硅酸铁 碳酸铁 合计
铁含量(%) 19.05 2.10 4.20 3.46 1.19 2.15 32.15
分布率(%) 59.25 6.53 13.06 10.76 3.71 6.69 100.00
原矿的矿物组成
矿石中的金属矿物主要是铁矿物,其中磁铁矿、假象赤铁矿所占比列较大,还有少量赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿、黄铜矿,脉石矿物主要是透辉石、长石、石英、硬石膏等。
(3)矿石结构构造及矿物嵌布特性
矿石结构以自形—半自形晶结构为主,其次有它形晶状结构,交代假象结构,交代网状或网脉状结构和交代残余结构。
矿石构造以致密块状为主,其次为浸染状构造、网状、网脉状构造和斑杂状构造。
磁铁矿主要呈自形—半自形晶致密块状和网状、网脉状集合体与脉石共生。其最大粒径为10.00mm,最小为0.01,一般粒径为0.10~1.50mm。
黄铁矿呈自形—半自形晶为主,其最大粒径为1.5mm,最小为0.005mm,一般粒径多为0.30~0.01mm。
2、可回收的矿物
根据上述原矿化学多元素分析,可回收的矿物有:磁铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿、赤铁矿、褐铁矿。
对于以上的多元化矿石,现有技术无法满足矿产资源的利用率及回收率。因此,一种针对多元化原矿的选矿方法的研发对于采矿工艺领域的工作人员来说具有重要意义。
经检索,已有专利方案公开。如中国专利:申请号:201010261670.0,专利名称:三段一闭路两段预选破碎新工艺,公开日:2011.11.30。该专利涉及一种三段一闭路两段预选破碎新工艺,步骤如下:将原矿送入粗破碎机破碎,其排料进入一段振动筛分级,筛上产品进入一段磁滑轮,一段磁滑轮分选出的精矿进入中破碎机破碎,分选出的废石进入废石仓,中破碎机的产品与一段振动筛的筛下产品一起进入二段振动筛,二段振动筛的筛上产品进入二段磁滑轮,二段磁滑轮分选出的废石进入废石仓,二段磁滑轮分选出的精矿进入细破碎机破碎,细破碎机破碎的产品与中破碎机的产品合并进入二段振动筛分级,二段振动筛的筛下产品进入干式磁选机,干式磁选机的精矿为最终产品送入磨选,其分选出的废石进入废石仓。采用本发明的新工艺,在磨矿前最大限度地剔除废石,减少入磨矿量,达到节能降耗的目的。但其不足之处在于该专利无法针对多元化矿石进行高效的选矿作业。
又如中国专利:申请号:201110102723.9,专利名称:防水防尘透气孔罩,公开日:2014.05.28。该专利公开一种选矿装置,包括对原矿进行粉碎的粉碎机、对经粉碎的原矿进行筛分的振动筛、对经筛分的原矿进行磁选的干式磁选装置、对经干式磁选装置得到的精矿进行混合的混合机,所述干式磁选装置包括精矿磁选部、尾矿磁选部,所述精矿磁选部包括至少两级精矿磁选单元,所述尾矿磁选部包括至少一级尾矿磁选单元,位于上游的磁选单元将经磁选得到的精矿传送至下一精矿磁选单元,各级精矿磁选单元的尾矿出口与尾矿磁选部的进口连通,精矿磁选部的精矿出口、尾矿磁选部的尾精矿出口分别与混合机的进料口连通。本发明还公开一种选矿工艺。本发明的选矿装置及选矿工艺得到的矿产品品味高、矿物的回收率高。但其不足之处在于该专利无法针对多元化矿石进行高效的选矿作业。
1.发明要解决的技术问题
本发明针对现有技术中多元化原矿中矿产资源的利用率及回收率较低等问题,提供了一种针对多元化原矿的选矿方法。本发明采用先三段一闭路的破碎筛分工艺,通过干式预选获得大量修建道路用辅材,有效减少后续磨选作业处理量,实现“多碎少磨,节能降耗”的目标;再经过磨选工艺,采用阶段磨矿、阶段选别工艺,在一段磨矿后直接采用浮选工艺和弱磁选工艺,分别选出产率较高的硫铁矿和弱磁粗选抛去一半以上的尾矿,使二段磨矿量只占一段磨矿量的1/3,与连续磨矿相比较,节能且降耗材料消耗明显。
2.技术方案
为达到上述目的,本发明提供的技术方案为:
本发明的一种针对多元化原矿的选矿方法,包括以下步骤:
步骤A:破碎筛分,先采用三段一闭路的破碎筛分方式,得到最终破碎产品,将矿石粒度为750~0mm的原矿最终筛分出矿石粒度为12~0mm的初步破碎产品,总的破碎比为62.5倍;
步骤B:磨选工艺,采用阶段磨矿和阶段选别,利用浮选、弱磁选、强磁-重选工艺,得到综合铁精矿、硫精矿、铜精矿、总尾矿。
作为本发明的进一步改进,所述步骤A的具体步骤为:
步骤A1:粗破碎,将采出的原矿通过给料机给入粗破碎机中进行粗破碎,粗碎后的矿石由主井提升***提升至地表矿仓;
步骤A2:中破碎,将主井提升***提升的矿石给入中破碎机进行中破碎后得到中碎矿石,该中碎矿石由皮带机运输至筛分缓冲仓;
步骤A3:检查筛分,得出最终破碎产品和筛上返回矿;所述检查筛分时使用双层筛网的振动筛,下筛网的筛孔尺寸小于上筛网的筛孔尺寸;
步骤A4:干式预选,得到尾矿。
作为本发明的进一步改进,所述步骤A4具体步骤为:
步骤A41:通过振动筛的振动,筛出最终破碎产品;
步骤A42:将所述振动筛的的上筛网和下筛网筛上留下的矿石进行干式磁滑轮预选,先预选抛去混入矿石的围岩和脉石矿物,所述混入矿石的围岩和脉石矿物为尾矿;余料为细碎给料;所述尾矿作为修建道路的材料;
步骤A43:将所述细碎给料给入细破碎机进行细破碎,细破碎后的矿石返回到所述步骤A2中的筛分缓冲仓中,形成闭路循环。
作为本发明的进一步改进,所述步骤B的具体步骤为:
步骤B1:铜硫混浮;
步骤B2:铜硫分离;
步骤B3:弱磁选;
步骤B4:强磁选;
步骤B5:重选;
步骤B6:混合得到综合铁精矿。
作为本发明的进一步改进,所述步骤B1中铜硫混浮的具体步骤为:
步骤B11:将所述最终破碎产品进行一段磨矿,磨矿后进行分级,选出一段矿石和一段分级沉砂;
步骤B12:所述一段分级沉砂返回一段磨矿,并重复步骤B11,最终获得一段矿石;
步骤B13:将所述一段矿石给入铜硫混浮浮选机,进行混浮粗选,得到混浮粗精矿和混浮粗选尾矿;
步骤B14:将所述混浮粗精矿进行一次混浮精选,选出一次混浮精矿和一次混浮尾矿;
步骤B15:将一次混浮精矿进行二次混浮精选,选出铜硫混浮精矿和二次混浮尾矿;
步骤B16:将所述混浮粗选尾矿进行混浮扫选,选出混浮扫选精矿和混浮扫选尾矿;
步骤B17:将选出的一次混浮尾矿、二次混浮尾矿和混浮扫选精矿返回步骤B13,形成闭路循环。
作为本发明的进一步改进,所述步骤B2中铜硫分离的具体步骤为:
步骤B21:将所述铜硫混浮精矿进行三段磨矿,得到三段矿石;
步骤B22:将所述三段矿石给入浮铜粗选机,进行浮铜粗选,得到浮铜粗精矿和浮铜粗选尾矿;
步骤B23:将所述浮铜粗精矿进行一次浮铜精选,选出一次浮铜精矿和一次浮铜尾矿;
步骤B24:将所述一次浮铜精矿进行二次浮铜精选,选出二次浮铜精矿和二次浮铜尾矿;
步骤B25:将所述二次浮铜精矿进行三次浮铜精选,选出最终的铜精矿和三次浮铜尾矿;
步骤B26:将所述二次浮铜尾矿和三次浮铜尾矿返回一次浮铜精选,重复步骤B23,形成闭路循环;
步骤B27:将所述浮铜粗选尾矿进行一次浮铜扫选,选出一次浮铜扫选精矿和一次浮铜扫选尾矿;
步骤B28:将所述一次浮铜扫选精矿和一次浮铜尾矿混合后返回浮铜粗选机,重复步骤B22,形成闭路循环;
步骤B29:将所述一次浮铜扫选尾矿进行二次浮铜扫选,选出二次浮铜扫选精矿和二次浮铜扫选尾矿;将所述二次浮铜扫选精矿返回一次浮铜扫选,重复步骤B27,形成闭路循环;所述二次浮铜扫选尾矿为最终的硫精矿。
作为本发明的进一步改进,所述步骤B3中弱磁选的具体步骤为:
步骤B31:将所述步骤B16中得到的混浮扫选尾矿给入弱磁选机进行弱磁粗选,选出弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿;
步骤B32:将所述弱磁粗选精矿进行二段磨矿分级,分出二段矿石和二段分级沉砂;将所述二段分级沉砂返回二段磨矿,重复二段磨矿分级,最终获得弱磁矿石;
步骤B33:将所述弱磁矿石进行弱磁精选,选出弱磁精矿和弱磁精选尾矿。
作为本发明的进一步改进,所述步骤B4中强磁选的具体步骤为:
步骤B41:将所述弱磁精选尾矿和弱磁粗选尾矿混合后通过圆筒除渣筛脱渣;
步骤B42:将圆筒除渣筛脱渣后得到的矿石给入强磁选机进行强磁选,得到强磁精矿和强磁选尾矿。
作为本发明的进一步改进,所述步骤B5中重选的具体步骤为:将所述强磁精矿给入螺旋溜槽,通过螺旋溜槽利用重力进行选矿,得到红铁精矿和螺旋溜槽尾矿。
作为本发明的进一步改进,所述步骤B6的具体步骤为:
步骤B61:将所述弱磁精矿和红铁精矿进行混合过滤,得出的滤饼即为最终的综合铁精矿;
步骤B62:将所述强磁选尾矿和螺旋溜槽尾矿合并,得到总尾矿。
3.有益效果
(1)本发明中的破碎筛分,采用三段一闭路的破碎方式,分别进行干式预选,既可以获得大量修建道路用辅材,还可以有效减少后续磨选作业处理量,提高入选矿石的品位,实现“多碎少磨,节能降耗”的目标;
(2)本发明中的磨选工艺,采用阶段磨矿、阶段选别工艺,在一段磨矿后直接采用浮选工艺和弱磁选工艺,分别选出产率较高的硫铁矿和弱磁粗选抛去一半以上的尾矿,使二段磨矿量只占一段磨矿量的1/3,与连续磨矿相比较,节能,降低材料消耗明显;
(3)本发明的铜硫混浮,先浮出硫和铜后,浮选的尾矿可选铁,其优点是影响磁铁精矿质量的磁黄铁矿可通过浮选选出,浮选的给矿量可控制,浮选作业的指标较稳定,能有效降低磁铁精矿中硫含量;
(4)本发明中的铜硫分离工艺,铜硫混浮精矿再磨后进行铜、硫分离,浮选最终得到品位和矿产率都较高的铜精矿和硫精矿,选矿效率得到提高;
(5)本发明的弱磁选工艺,多元化原矿中主要是磁铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿、褐铁矿、硫铁矿及难以回收的碳酸铁、硅酸铁,本发明在铜硫混浮工艺后,混浮扫选尾矿由弱磁选作业回收强磁性矿物,回收能力较强;
(6)本发明的强磁选-重选工艺,能够回收上述赤、褐铁矿,得到品位较高的红铁精矿,所述总尾矿能够通过胶结技术用来回填井下采空区,减少水土流失和地表塌陷。
附图说明
图1为一种针对多元化原矿的选矿方法中破碎筛分的流程图;
图2为一种针对多元化原矿的选矿方法中磨选工艺的流程图。
具体实施方式
为进一步了解本发明的内容,结合附图和实施例对本发明作详细描述。
实施例1
如图1和图2所示,本发明的一种针对多元化原矿的选矿方法,包括以下步骤:
步骤A:破碎筛分,先采用三段一闭路的破碎筛分方式,得到最终破碎产品,,通过干式磁滑轮预选既可以获得大量修建道路用辅材,还可以有效减少后续磨选作业处理量,提高入选矿石的品位,实现“多碎少磨,节能降耗”的目标,具体步骤为:
步骤A1:粗破碎,将采出的原矿通过棒条给料机给入粗破碎机中进行粗破碎,粗碎后的矿石由主井提升***提升至地表矿仓;
步骤A2:中破碎,将主井提升***提升的矿石给入中破碎机进行中破碎后得到中碎矿石,该中碎矿石由皮带机运输至筛分缓冲仓;
步骤A3:检查筛分,得出最终破碎产品和筛上返回矿;所述检查筛分时使用双层筛网的振动筛,下筛网的筛孔尺寸小于上筛网的筛孔尺寸;
步骤A4:干式预选,得到尾矿,具体步骤为:
步骤A41:通过振动筛的振动,筛出最终破碎产品;
步骤A41:将所述振动筛的的上筛网和下筛网筛上留下的矿石进行干式磁滑轮预选,先预选抛去混入矿石的围岩和脉石矿物,所述混入矿石的围岩和脉石矿物为尾矿;余料为细碎给料;所述尾矿作为修建道路的材料;
步骤A43:将所述细碎给料给入细破碎机进行细破碎,细破碎后的矿石返回到所述步骤A2中的筛分缓冲仓中,形成闭路循环。
步骤B:磨选工艺,采用阶段磨矿和阶段选别,利用浮选、弱磁选、强磁-重选工艺,在一段磨矿后直接采用浮选工艺和弱磁选工艺,分别选出产率较高的硫铁矿和弱磁粗选抛去一半以上的尾矿,使二段磨矿量只占一段磨矿量的1/3,与连续磨矿相比较,节能,降低材料消耗明显;本实施例中将粒度为12~0mm的最终破碎产品经过磨选工艺得到综合铁精矿、硫精矿、铜精矿、总尾矿。具体步骤为:
步骤B1:铜硫混浮,先浮出硫和铜后,浮选的尾矿可选铁,其优点是影响磁铁精矿质量的磁黄铁矿可通过浮选选出,浮选的给矿量可控制,浮选作业的指标较稳定,能有效降低磁铁精矿中硫含量。具体步骤为:
步骤B11:将所述最终破碎产品进行一段磨矿,磨矿后进行分级,选出一段矿石和一段分级沉砂;
步骤B12:所述一段分级沉砂返回一段磨矿,并重复步骤B11,最终获得一段矿石;
步骤B13:将所述一段矿石给入铜硫混浮浮选机,进行混浮粗选,得到混浮粗精矿和混浮粗选尾矿;所述浮选机是在固态、气态和液态三相界面的情况下,利用矿物表面亲水性和疏水性的差别,对矿石选别加工,可以将铜、硫矿物回收;
步骤B14:将所述混浮粗精矿进行一次混浮精选,选出一次混浮精矿和一次混浮尾矿;
步骤B15:将一次混浮精矿进行二次混浮精选,选出铜硫混浮精矿和二次混浮尾矿;
步骤B16:将所述混浮粗选尾矿进行混浮扫选,选出混浮扫选精矿和混浮扫选尾矿;
步骤B17:将选出的一次混浮尾矿、二次混浮尾矿和混浮扫选精矿返回步骤B13,形成闭路循环。
步骤B2:铜硫分离,所述铜硫混浮精矿再磨后进行铜、硫分离,最终得到铜精矿和硫精矿,选矿效率得到提高。具体步骤为:
步骤B21:将所述铜硫混浮精矿进行三段磨矿,得到三段矿石;
步骤B22:将所述三段矿石给入浮铜粗选机,进行浮铜粗选,得到浮铜粗精矿和浮铜粗选尾矿;
步骤B23:将所述浮铜粗精矿进行一次浮铜精选,选出一次浮铜精矿和一次浮铜尾矿;
步骤B24:将所述一次浮铜精矿进行二次浮铜精选,选出二次浮铜精矿和二次浮铜尾矿;
步骤B25:将所述二次浮铜精矿进行三次浮铜精选,选出最终的铜精矿和三次浮铜尾矿;
步骤B26:将所述二次浮铜尾矿和三次浮铜尾矿返回一次浮铜精选,重复步骤B23,形成闭路循环;
步骤B27:将所述浮铜粗选尾矿进行一次浮铜扫选,选出一次浮铜扫选精矿和一次浮铜扫选尾矿;
步骤B28:将所述一次浮铜扫选精矿和一次浮铜尾矿混合后返回浮铜粗选机,重复步骤B22,形成闭路循环;
步骤B29:将所述一次浮铜扫选尾矿进行二次浮铜扫选,选出二次浮铜扫选精矿和二次浮铜扫选尾矿;将所述二次浮铜扫选精矿返回一次浮铜扫选,重复步骤B27,形成闭路循环;所述二次浮铜扫选尾矿为最终的硫精矿。
步骤B3:弱磁选,多元化原矿中主要是磁铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿、褐铁矿、硫铁矿及难以回收的碳酸铁、硅酸铁,本实施例在铜硫混浮工艺后,混浮扫选尾矿由弱磁选作业回收强磁性矿物,可以得到品位较高的磁铁精矿,回收能力较强,具体步骤为:
步骤B31:将所述步骤B16中得到的混浮扫选尾矿给入弱磁选机进行弱磁粗选,选出弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿;
步骤B32:将所述弱磁粗选精矿进行二段磨矿分级,分出二段矿石和二段分级沉砂;将所述二段分级沉砂返回二段磨矿,重复二段磨矿分级,最终获得弱磁矿石;经过铜硫混浮工艺和弱磁粗选工艺后二段磨矿量只占一段磨矿量的20%~40%,大大减少了工作量和机器负荷;
步骤B33:将所述弱磁矿石进行弱磁精选,选出弱磁精矿和弱磁精选尾矿;
步骤B4:强磁选,能够回收上述赤铁矿和褐铁矿,从而得到品位较高的红铁精矿,具体步骤为:
步骤B41:将所述弱磁精选尾矿和弱磁粗选尾矿混合后通过圆筒除渣筛脱渣;
步骤B42:将圆筒除渣筛脱渣后得到的矿石给入强磁选机进行强磁选,得到强磁精矿和强磁选尾矿;
步骤B5:重选,具体步骤为:将所述强磁精矿给入螺旋溜槽,通过螺旋溜槽利用重力进行选矿,得到红铁精矿和螺旋溜槽尾矿;所述重选的过程是机械物理过程,主要是利用有用矿物和脉石矿物比重的不同、矿物的堪布粒度、形状以及介质种类和介质的运动作用方式的不同进行分选;
步骤B6:混合得到综合铁精矿,具体步骤为:
步骤B61:将所述弱磁精矿和红铁精矿进行混合过滤,得出的滤饼即为最终的综合铁精矿;
步骤B62:将所述强磁选尾矿和螺旋溜槽尾矿合并,得到总尾矿,总尾矿能够通过胶结技术用来回填井下采空区,减少水土流失和地表塌陷。
本实施例采用先三段一闭路的破碎筛分工艺,通过干式预选获得大量修建道路用辅材,有效减少后续磨选作业处理量,实现“多碎少磨,节能降耗”的目标;再经过磨选工艺,采用阶段磨矿、阶段选别工艺,在一段磨矿后直接采用浮选工艺和弱磁选工艺,分别选出产率较高的硫铁矿和弱磁粗选抛去一半以上的尾矿,使二段磨矿量只占一段磨矿量的1/3,与连续磨矿相比较,节能,降低材料消耗明显。
实施例2
如图1和图2所示,本实施例与实施例1基本相同,更进一步地,本实施例针对安徽马钢罗河矿进行选矿,罗河矿主要是磁铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿、褐铁矿、硫铁矿等多元化矿石及难以回收的碳酸铁、硅酸铁,包括以下步骤:
步骤A:破碎筛分,先采用三段一闭路的破碎筛分方式,得到最终破碎产品,,通过干式磁滑轮预选既可以获得大量修建道路用辅材,还可以有效减少后续磨选作业处理量,提高入选矿石的品位,实现“多碎少磨,节能降耗”的目标;本实施例中将矿石粒度为750~0mm的原矿最终筛分出矿石粒度为12~0mm的初步破碎产品,具体步骤为:
步骤A1:粗破碎,本实施例中经过粗破碎,使矿石粒度达到300~0mm,所述粗破碎机为CJ613型颚式破碎机;
步骤A2:中破碎,本实施例中经过中破碎,使矿石粒度达到60~0mm,所述中破碎机为CH870EC型圆锥破碎机;
步骤A3:检查筛分,得出全铁品位为31.57%,含硫6.95%的最终破碎产品和筛上返回矿;所述检查筛分时使用双层筛网的振动筛,下筛网的筛孔尺寸小于上筛网的筛孔尺寸;本实施例中上筛网的筛孔尺寸为40*60mm,下筛网的筛孔尺寸为10*40mm,筛下12~0mm粒度的全铁品位为31.57%,含硫6.95%的初步破碎产品;
步骤A4:干式预选,得到尾矿,具体步骤为:
步骤A41:通过振动筛的振动,筛出最终破碎产品;本实施例中初步破碎产品粒度为12~0mm;
步骤A42:将所述振动筛的的上筛网和下筛网筛上的矿石通过皮带机头安装的磁场强度为3000Gs的磁滑轮进行干式磁选,最后获得细碎给料和尾矿;所述尾矿作为修建道路的材料;
步骤A43:将所述细碎给料给入细破碎机进行细破碎,本实施例中经过细破碎,使矿石粒度达到20~0mm,所述细破碎机为CH870EF型圆锥破碎机;经过细破碎后的矿石返回到所述步骤A2中的筛分缓冲仓中,形成闭路循环。
步骤B:磨选工艺,采用阶段磨矿、阶段选别工艺,在一段磨矿后直接采用浮选工艺和弱磁选工艺,分别选出产率较高的硫铁矿和弱磁粗选抛去一半以上的尾矿,使二段磨矿量只占一段磨矿量的1/3,与连续磨矿相比较,节能,降低材料消耗明显;本实施例中将粒度为12~0mm的最终破碎产品经过浮选、弱磁选、强磁-重选工艺,得到综合铁精矿、硫精矿、铜精矿、总尾矿。
步骤B1:铜硫混浮,先浮出硫和铜后,浮选的尾矿可选铁,其优点是影响磁铁精矿质量的磁黄铁矿可通过浮选选出,浮选的给矿量可控制,浮选作业的指标较稳定,能有效降低磁铁精矿中硫含量,具体步骤为:
步骤B11:将所述最终破碎产品进行一段磨矿,磨矿后进行分级,选出一段矿石和一段分级沉砂;本实施例中采用Φ4.0×6.0溢流型球磨机及FX500—GT×6水力旋流器对初步破碎产品进行一段磨矿;
步骤B12:所述一段分级沉砂返回一段磨矿,并重复步骤B11,最终获得溢流细度为-200目占比为55%的一段矿石;
步骤B13:将所述一段矿石给入铜硫混浮浮选机,进行混浮粗选,得到混浮粗精矿和混浮粗选尾矿;
步骤B14:将所述混浮粗精矿进行一次混浮精选,选出一次混浮精矿和一次混浮尾矿;
步骤B15:将一次混浮精矿进行二次混浮精选,选出铜硫混浮精矿和二次混浮尾矿;本实施例中一次混浮精选和二次混浮精选均采用CLF—16充气机械搅拌式浮选机,该浮选机有效容积为16m3,生产能力为2~6m3/min,容积系数0.75~0.85;
步骤B16:将所述混浮粗选尾矿进行混浮扫选,选出混浮扫选精矿和混浮扫选尾矿;本实施例中混浮粗选和混浮扫选采用型号为CLF—30充气机械搅拌式浮选机,其有效容积为30m3,生产能力为3~15m3/min,容积系数0.75~0.85;
步骤B17:将选出的一次混浮尾矿、二次混浮尾矿和混浮扫选精矿返回步骤B13,形成闭路循环。
步骤B2:铜硫分离,所述铜硫混浮精矿再磨后进行铜、硫分离,最终得到铜精矿和硫精矿,选矿效率得到提高。具体步骤为:
步骤B21:将所述铜硫混浮精矿进行三段磨矿分级,得到溢流细度为-200目占比为90%的三段矿石;本实施例中采用Φ2.1×3.0溢流型球磨机及FX250—PU×6水力旋流器对铜硫混浮精矿进行三段磨矿分级;
步骤B22:将所述三段矿石给入浮铜粗选机,进行浮铜粗选,得到浮铜粗精矿和浮铜粗选尾矿;本实施例中浮铜粗选采用KYF/XCF—16型浮选机,其有效容积为16m3,生产能力为2~6m3/min;
步骤B23:将所述浮铜粗精矿进行一次浮铜精选,选出一次浮铜精矿和一次浮铜尾矿;
步骤B24:将所述一次浮铜精矿进行二次浮铜精选,选出二次浮铜精矿和二次浮铜尾矿;
步骤B25:将所述二次浮铜精矿进行三次浮铜精选,选出最终的铜精矿和三次浮铜尾矿;本实施例中一次浮铜精选、二次浮铜精选和三次浮铜精选均采用KYF/XCF—4型浮选机,该浮选机有效容积为4m3,生产能力为0.4~2m3/min,容积系数0.75~0.85;
步骤B26:将所述二次浮铜尾矿和三次浮铜尾矿返回一次浮铜精选,重复步骤B23,形成闭路循环;
步骤B27:将所述浮铜粗选尾矿进行一次浮铜扫选,选出一次浮铜扫选精矿和一次浮铜扫选尾矿;
步骤B28:将所述一次浮铜扫选精矿和一次浮铜尾矿混合后返回浮铜粗选机,重复步骤B22,形成闭路循环;
步骤B29:将所述一次浮铜扫选尾矿进行二次浮铜扫选,选出二次浮铜扫选精矿和二次浮铜扫选尾矿;本实施例中一次浮铜扫选和二次浮铜扫选均采用KYF/XCF—16型浮选机,其有效容积为16m3,生产能力为2~6m3/min;将所述二次浮铜扫选精矿返回一次浮铜扫选,重复步骤B27,形成闭路循环;所述二次浮铜扫选尾矿为最终的硫精矿。
步骤B3:弱磁选,多元化原矿中主要是磁铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿、褐铁矿、硫铁矿及难以回收的碳酸铁、硅酸铁,本实施例在铜硫混浮工艺后,混浮扫选尾矿由弱磁选作业回收强磁性矿物,可以得到全铁品位66.0%,含硫0.3%,产率为29.09的磁铁精矿,回收能力较强,具体步骤为:
步骤B31:将所述步骤B16中得到的混浮扫选尾矿给入弱磁选机进行弱磁粗选,选出弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿;本实施例中弱磁粗选采用CTB1230型永磁筒式磁选机,其中弱磁粗选筒表磁感应强度163.93Ka/m,圆筒转速20rpm,给料粒度1~0mm,给矿浓度27%,工作间隙45~75mm;
步骤B32:将所述弱磁粗选精矿进行二段磨矿分级,分出二段矿石和二段分级沉砂;将所述二段分级沉砂返回二段磨矿,重复二段磨矿分级,最终获得溢流细度为-200目占比为75%的弱磁矿石;经过铜硫混浮工艺和弱磁粗选工艺后二段磨矿量只占一段磨矿量的20%~40%,大大减少了工作量和机器负荷;本实施例中采用Φ3.2×4.5溢流型球磨机及FX350—PU×8水力旋流器进行二段磨矿,二段磨矿量占一段磨矿量的30%;
步骤B33:将所述弱磁矿石进行弱磁精选,选出弱磁精矿和弱磁精选尾矿;本实施例中弱磁精选采用CTB1230型永磁筒式磁选机,弱磁精选筒表磁感应强度135.28Ka/m,圆筒转速20rpm,给料粒度1~0mm,给矿浓度30%,工作间隙45~75mm;
步骤B4:强磁选,能够回收上述赤铁矿和褐铁矿,从而得到品位较高的红铁精矿,具体步骤为:
步骤B41:将所述弱磁精选尾矿和弱磁粗选尾矿混合后通过圆筒除渣筛脱渣;
步骤B42:将圆筒除渣筛脱渣后得到的矿石给入强磁选机进行强磁选,得到强磁精矿和强磁选尾矿;本实施例中强磁选采用SLon—2500型立环脉动高梯度磁选机,该磁选机是利用磁力、脉动流体力和重力等综合力场选别的新型高效分选设备,给定场强0.6T,激磁电流700A,给矿粒度<1.2mm,给矿浓度30%,干矿处理能力100~150t/h。其原理是一种利用磁力、脉动流体力和重力等综合力场选别的新型高效分选设备;
步骤B5:重选,具体步骤为:将所述强磁精矿给入螺旋溜槽,通过螺旋溜槽利用重力进行选矿,得到红铁精矿和螺旋溜槽尾矿;本实施例中采用Φ1500螺旋溜槽进行重选,给矿浓度30%,给矿粒度0.02~4mm,干矿处理能力<15t/h;所述重选的过程是机械物理过程,主要是利用有用矿物和脉石矿物比重的不同、矿物的堪布粒度、形状以及介质种类和介质的运动作用方式的不同进行分选;
步骤B6:混合得到综合铁精矿,具体步骤为:
步骤B61:将所述弱磁精矿和红铁精矿进行混合过滤,得出的滤饼即为最终的综合铁精矿;
步骤B62:将所述强磁选尾矿和螺旋溜槽尾矿合并,得到总尾矿,总尾矿能够通过胶结技术用来回填井下采空区,减少水土流失和地表塌陷。
本实施例采用先三段一闭路的破碎筛分方式,通过干式预选获得大量修建道路用辅材,有效减少后续磨选作业处理量,实现“多碎少磨,节能降耗”的目标;再经过磨选工艺,采用阶段磨矿、阶段选别工艺,在一段磨矿后直接采用浮选工艺和弱磁选工艺,选出产率较高的硫铁矿和弱磁粗选抛去一半以上的尾矿,使二段磨矿量只占一段磨矿量的1/3,与连续磨矿相比较,节能,降低材料消耗明显。
以上示意性的对本发明及其实施方式进行了描述,该描述没有限制性,附图中所示的也只是本发明的实施方式之一,实际的结构并不局限于此。所以,如果本领域的普通技术人员受其启示,在不脱离本发明创造宗旨的情况下,不经创造性的设计出与该技术方案相似的结构方式及实施例,均应属于本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种针对多元化原矿的选矿方法,其特征在于包括以下步骤:
步骤A:破碎筛分,先采用三段一闭路的破碎筛分方式,得到最终破碎产品;
步骤B:磨选工艺,采用阶段磨矿和阶段选别,利用浮选、弱磁选、强磁-重选工艺,得到综合铁精矿、硫精矿、铜精矿、总尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种针对多元化原矿的选矿方法,其特征在于;所述步骤A的具体步骤为:
步骤A1:粗破碎,将采出的原矿通过给料机给入粗破碎机中进行粗破碎,粗碎后的矿石由主井提升***提升至地表矿仓;
步骤A2:中破碎,将主井提升***提升的矿石给入中破碎机进行中破碎后得到中碎矿石,该中碎矿石由皮带机运输至筛分缓冲仓;
步骤A3:检查筛分,得出最终破碎产品和筛上返回矿;所述检查筛分使用双层筛网的振动筛,下筛网的筛孔尺寸小于上筛网的筛孔尺寸;
步骤A4:干式预选,得到尾矿。
3.根据权利要求2所述的一种针对多元化原矿的选矿方法,其特征在于;所述步骤A4具体步骤为:
步骤A41:通过振动筛的振动,筛出最终破碎产品;
步骤A42:将所述振动筛的上筛网和下筛网筛上留下的矿石进行干式磁滑轮预选,先预选抛去混入矿石的围岩和脉石矿物,所述混入矿石的围岩和脉石矿物为尾矿;余料为细碎给料;
步骤A43:将所述细碎给料给入细破碎机进行细破碎,细破碎后的矿石返回到所述步骤A2中的筛分缓冲仓中,形成闭路循环。
4.根据权利要求1所述的一种针对多元化原矿的选矿方法,其特征在于;所述步骤B的具体步骤为:
步骤B1:铜硫混浮;
步骤B2:铜硫分离;
步骤B3:弱磁选;
步骤B4:强磁选;
步骤B5:重选;
步骤B6:混合得到综合铁精矿。
5.根据权利要求4所述的一种针对多元化原矿的选矿方法,其特征在于:所述步骤B1中铜硫混浮的具体步骤为:
步骤B11:将所述最终破碎产品进行一段磨矿,磨矿后进行分级,选出一段矿石和一段分级沉砂;
步骤B12:所述一段分级沉砂返回一段磨矿,并重复步骤B11,最终获得一段矿石;
步骤B13:将所述一段矿石给入铜硫混浮浮选机,进行混浮粗选,得到混浮粗精矿和混浮粗选尾矿;
步骤B14:将所述混浮粗精矿进行一次混浮精选,选出一次混浮精矿和一次混浮尾矿;
步骤B15:将一次混浮精矿进行二次混浮精选,选出铜硫混浮精矿和二次混浮尾矿;
步骤B16:将所述混浮粗选尾矿进行混浮扫选,选出混浮扫选精矿和混浮扫选尾矿;
步骤B17:将选出的一次混浮尾矿、二次混浮尾矿和混浮扫选精矿返回步骤B13,形成闭路循环。
6.根据权利要求4所述的一种针对多元化原矿的选矿方法,其特征在于:所述步骤B2中铜硫分离的具体步骤为:
步骤B21:将所述铜硫混浮精矿进行三段磨矿,得到三段矿石;
步骤B22:将所述三段矿石给入浮铜粗选机,进行浮铜粗选,得到浮铜粗精矿和浮铜粗选尾矿;
步骤B23:将所述浮铜粗精矿进行一次浮铜精选,选出一次浮铜精矿和一次浮铜尾矿;
步骤B24:将所述一次浮铜精矿进行二次浮铜精选,选出二次浮铜精矿和二次浮铜尾矿;
步骤B25:将所述二次浮铜精矿进行三次浮铜精选,选出最终的铜精矿和三次浮铜尾矿;
步骤B26:将所述二次浮铜尾矿和三次浮铜尾矿返回一次浮铜精选,重复步骤B23,形成闭路循环;
步骤B27:将所述浮铜粗选尾矿进行一次浮铜扫选,选出一次浮铜扫选精矿和一次浮铜扫选尾矿;
步骤B28:将所述一次浮铜扫选精矿和一次浮铜尾矿混合后返回浮铜粗选机,重复步骤B22,形成闭路循环;
步骤B29:将所述一次浮铜扫选尾矿进行二次浮铜扫选,选出二次浮铜扫选精矿和二次浮铜扫选尾矿;将所述二次浮铜扫选精矿返回一次浮铜扫选,重复步骤B27,形成闭路循环;所述二次浮铜扫选尾矿为最终的硫精矿。
7.根据权利要求4所述的一种针对多元化原矿的选矿方法,其特征在于:所述步骤B3中弱磁选的具体步骤为:
步骤B31:将所述步骤B16中得到的混浮扫选尾矿给入弱磁选机进行弱磁粗选,选出弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿;
步骤B32:将所述弱磁粗选精矿进行二段磨矿分级,分出二段矿石和二段分级沉砂;将所述二段分级沉砂返回二段磨矿,重复二段磨矿分级,最终获得弱磁矿石;
步骤B33:将所述弱磁矿石进行弱磁精选,选出弱磁精矿和弱磁精选尾矿。
8.根据权利要求4所述的一种针对多元化原矿的选矿方法,其特征在于:所述步骤B4中强磁选的具体步骤为:
步骤B41:将所述弱磁精选尾矿和弱磁粗选尾矿混合后通过圆筒除渣筛脱渣;
步骤B42:将圆筒除渣筛脱渣后得到的矿石给入强磁选机进行强磁选,得到强磁精矿和强磁选尾矿。
9.根据权利要求4所述的一种针对多元化原矿的选矿方法,其特征在于:所述步骤B5中重选的具体步骤为:将所述强磁精矿给入螺旋溜槽,通过螺旋溜槽进行重选,得到红铁精矿和螺旋溜槽尾矿。
10.根据权利要求4所述的一种针对多元化原矿的选矿方法,其特征在于:所述步骤B6的具体步骤为:
步骤B61:将所述弱磁精矿和红铁精矿进行混合过滤,得出的滤饼即为最终的综合铁精矿;
步骤B62:将所述强磁选尾矿和螺旋溜槽尾矿合并,得到总尾矿。
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RJ01 Rejection of invention patent application after publication

Application publication date: 20181130

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