一种磁-重联合选矿工艺回收磁选尾矿的方法技术

技术编号:18833155 阅读:49 留言:0更新日期:2018-09-05 03:01
本发明专利技术涉及一种磁‑重联合选矿工艺回收磁选尾矿的方法,包括下步骤:将铁品位为10~12%,磁性铁含量为1~3%的磁选尾矿,给入一段筒式磁选机,一磁精给入旋流器与塔磨机组成的闭路磨矿,粒度为‑0.046mm含量90%~95%的闭路磨矿溢流产品给入二段筒式磁选机,二磁精给入一粗一精一扫的离心机重选作业流程,精选离心机的精矿为最终精矿,扫选离心机的尾矿与一磁尾、二磁尾合并为最终尾矿;最终精矿品位在65%以上,最终尾矿品位为7.5%~9.5%,本发明专利技术的优点是:1)实现了从有用矿物嵌布粒度较细的磁选尾矿中回收铁精矿,一磁尾中磁性铁含量低于0.5%;2)磁‑重工艺可降低再磨粒度5‑10%,提高精矿品位1‑3个百分点。

Method for recovering magnetic separation tailings by magnetic gravity combined ore dressing process

The invention relates to a method for recovering magnetic separation tailings by combined magnetic and gravity separation process, which comprises the following steps: the magnetic separation tailings with iron grade of 10-12% and magnetic iron content of 1-3% are fed into a section of cylindrical magnetic separator, and a magnetic concentrate is fed into a closed-circuit grinding consisting of a cyclone and a tower mill. The particle size of the magnetic separation tailings is 90%-95% with a magnetic concentration of 0.046mm. The overflow product is fed into a two-stage cylindrical magnetic separator, two magnetic concentrates are fed into a coarse-one-concentrate-one-sweep centrifuge gravity separation process, the concentrate of the centrifuge is the final concentrate, and the tailings of the sweeping centrifuge are combined with one magnetic tailings and two magnetic tailings to form the final tailings; the final concentrate grade is above 65%, and the final tailings grade is 7.5%~9.5%. The advantages are: 1) recovering iron concentrate from magnetic separation tailings with finer particle size of useful minerals, the content of magnetic iron in one magnetic tailings is less than 0.5%; 2) magnetic gravity process can reduce regrinding particle size by 5_10%, and increase concentrate grade by 1_3 percentage points.

【技术实现步骤摘要】
一种磁-重联合选矿工艺回收磁选尾矿的方法
本专利技术属于选矿
,具体涉及对有用矿物嵌布粒度在30微米以下磁选尾矿进行选别的一种磁-重联合选矿工艺回收磁选尾矿的方法。
技术介绍
目前对有用矿物以磁性铁矿物为主的磁选尾矿进行回收的方法,普遍是采用磁选-细筛-磁选工艺或单一磁选工艺进行选别,从而达到对磁选尾矿中的磁性铁矿物进行回收,获得合格铁精矿的目的。单一磁选工艺或磁选-细筛-磁选工艺的选择是根据磁选尾矿中磁性铁矿物嵌布粒度的大小而确定的,具体叙述如下:磁选-细筛-磁选工艺:对于磁选尾矿中磁性铁矿物嵌布粒度在30微米以上,再磨粒度在-0.074mm含量95%以下的磁选尾矿,一般可采用磁选-细筛-磁选工艺,普遍是首先采用盘式回收机进行抛尾,然后对回收机精矿进行再磨后,再进行弱磁机选别,弱磁机精矿给入细筛,细筛筛下产品再经弱磁机精选后成为最终精矿,细筛筛上产品返回再磨或单独再磨后再给入弱磁机-细筛-弱磁机进行选别,构成闭路;单一磁选工艺:对于磁选尾矿中磁性铁矿物嵌布粒度在30微米以下,再磨粒度在-0.046mm含量90%以上的磁选尾矿,一般可采用单一磁选工艺,普遍是首先采用盘式回收机进行抛尾,然后对回收机精矿进行再磨后,再采用多段磁选机或脱水槽和磁选机联合选别获得精矿。对于铁矿物的嵌布粒度在0~30微米,磁选尾矿中铁矿物嵌布粒度相对很细,再磨粒度在-0.046mm含量90%以上的细粒磁铁矿尾矿,采用单一磁选工艺或磁选-细筛-磁选工艺进行选别的主要缺点是:1)磁选作业在再磨粒度过细时容易造成磁性夹杂,无法获得高品位精矿;2)再磨粒度过细,相应需要较细的细筛筛孔尺寸,生产中极易造成筛孔堵塞;否则,需要较低的细筛给矿浓度和较大的冲洗水,在生产上不易实现。另外,采用盘式回收机对磁选尾矿进行回收虽然处理量较大,但回收率相对较低,盘式回收机尾矿中磁性铁含量仍大于0.5%。
技术实现思路
本专利技术的目的是提供对有用矿物嵌布粒度在30微米以下的磁选尾矿进行选别的一种磁-重联合选矿工艺回收磁选尾矿的方法。本专利技术是这样实现的。本专利技术的一种磁-重联合选矿工艺回收磁选尾矿的方法,包括下列步骤:1)将铁品位为10~12%,磁性铁含量为1~3%的磁选尾矿,给入磁感应强度为400mT的一段筒式磁选机,一段筒式磁选机精矿给入旋流器与塔磨机组成的闭路磨矿系统,粒度范围为-0.046mm粒级含量90%~95%的闭路磨矿系统溢流产品给入磁感应强度为250mT的二段筒式磁选机;2)二段筒式磁选机精矿给入重选作业,重选作业为一粗一精一扫的离心机选别流程,粗选离心机的精矿給入精选离心机,精选离心机的精矿为最终精矿,精选离心机的尾矿返回粗选离心机;粗选离心机的尾矿給入扫选离心机,扫选离心机的精矿返回粗选离心机,扫选离心机的尾矿与一段筒式磁选机的尾矿、二段筒式磁选机的尾矿合并为最终尾矿;最终精矿品位在65%以上,最终尾矿品位为7.5%~9.5%。一磁尾中磁性铁含量低于0.5%。本专利技术的优点是:1)本专利技术从有用矿物嵌布粒度在30微米以下的磁选尾矿中回收铁精矿,采用一段筒式磁选机代替圆盘回收机,使一段筒式磁选机尾矿中磁性铁含量降低到0.5%以下,提高了资源利用率;2)本专利技术通过采用磁选与重选相结合的联合工艺可降低磨矿粒度5-10%,节约生产成本;同时解决单一磁选方法中的磁性夹杂问题,提高精矿品位1-3个百分点。附图说明图1为一种磁-重联合选矿工艺回收磁选尾矿的方法流程图。具体实施方式下面结合附图和实施例对本专利技术作进一步说明。如图1所示,实施例一本专利技术的一种磁-重联合选矿工艺回收磁选尾矿的方法,包括下列步骤:1)将铁品位为10.04%,磁性铁含量为1.65%的磁选尾矿,给入磁感应强度为400mT的一段筒式磁选机,一段筒式磁选机精矿给入旋流器与塔磨机组成的闭路磨矿系统,粒度范围为-0.046mm含量90%的闭路磨矿系统溢流产品给入磁感应强度为250mT的二段筒式磁选机;2)二段筒式磁选机精矿给入重选作业,重选作业为一粗一精一扫的离心机选别流程,粗选离心机的精矿给入精选离心机,品位为65.53%的精选离心机的精矿为最终精矿,精选离心机的尾矿返回粗选离心机;粗选离心机的尾矿給入扫选离心机,扫选离心机的精矿返回粗选离心机,扫选离心机的尾矿与一段筒式磁选机的尾矿、二段筒式磁选机的尾矿合并作为最终尾矿,最终尾矿品位为8.67%。一段筒式磁选机尾矿中磁性铁含量为0.40%。粗选离心机转数为450转/分,给矿浓度为10%~15%;精选离心机转数为300转/分,给矿浓度为6%~10%;扫选离心机转数为500转/分,给矿浓度为12%~18%。实施例二:1)将铁品位为10.86%,磁性铁含量为2.25%的磁选尾矿,给入磁感应强度为400mT的一段筒式磁选机,一段筒式磁选机精矿给入旋流器与塔磨机组成的闭路磨矿系统,粒度范围为-0.046mm含量91.5%的闭路磨矿系统溢流产品给入磁感应强度为250mT的二段筒式磁选机;2)二段筒式磁选机精矿给入重选作业,重选作业为一粗一精一扫的离心机选别流程,粗选离心机的精矿給入精选离心机,品位为66.35%的精选离心机的精矿为最终精矿,精选离心机的尾矿返回粗选离心机;粗选离心机的尾矿給入扫选离心机,扫选离心机的精矿返回粗选离心机,扫选离心机的尾矿与一段筒式磁选机的尾矿、二段筒式磁选机的尾矿合并作为最终尾矿,最终尾矿品位为8.91%。一段筒式磁选机尾矿中磁性铁含量为0.45%。粗选离心机转数为450转/分,给矿浓度为10%~15%;精选离心机转数为300转/分,给矿浓度为6%~10%;扫选离心机转数为500转/分,给矿浓度为12%~18%。本文档来自技高网
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【技术保护点】
1.一种磁‑重联合选矿工艺回收磁选尾矿的方法,其特征在于包括下步骤:1)将铁品位为10~12%,磁性铁含量为1~3%的磁选尾矿,给入一段筒式磁选机,一段筒式磁选机精矿给入旋流器与塔磨机组成的闭路磨矿系统,粒度范围为‑0.046mm含量90%~95%的闭路磨矿系统溢流产品给入二段筒式磁选机;2)二段筒式磁选机精矿给入重选作业,重选作业为一粗一精一扫的离心机选别流程,粗选离心机的精矿給入精选离心机,精选离心机的精矿为最终精矿,精选离心机的尾矿返回粗选离心机;粗选离心机的尾矿給入扫选离心机,扫选离心机的精矿返回粗选离心机,扫选离心机的尾矿与一段筒式磁选机的尾矿、二段筒式磁选机的尾矿合并作为最终尾矿;最终精矿品位在65%以上,最终尾矿品位7.5%~9.5%。

【技术特征摘要】
1.一种磁-重联合选矿工艺回收磁选尾矿的方法,其特征在于包括下步骤:1)将铁品位为10~12%,磁性铁含量为1~3%的磁选尾矿,给入一段筒式磁选机,一段筒式磁选机精矿给入旋流器与塔磨机组成的闭路磨矿系统,粒度范围为-0.046mm含量90%~95%的闭路磨矿系统溢流产品给入二段筒式磁选机;2)二段筒式磁选机精矿给入重选作业,重选作业为一粗一精一扫的离心机选别流程,粗选离心机的精矿給入精选离心机,精选离心机的精矿为最终精矿,精选离...

【专利技术属性】
技术研发人员:杨晓峰刘兴权刘双安高志喆宋均利陈晓艳侯卫钢陈峰
申请(专利权)人:鞍钢集团矿业有限公司
类型:发明
国别省市:辽宁,21

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