一种预选-焙烧-磁重工艺回收磁选尾矿的方法技术

本发明专利技术涉及一种预选‑焙烧‑磁重工艺回收磁选尾矿的方法，包括下列步骤：将铁品位为9~13%，碳酸性铁含量为3%以上的磁选尾矿，给入一段弱磁，一磁尾给入一段强磁，一强精给入一粗螺一精螺的重选作业，精螺尾与粗螺尾和一强尾合并为预选尾矿，精螺精和一磁精合并为预选精矿；预选精矿经浓缩、过滤、焙烧得到焙烧矿；焙烧矿经闭路磨矿，‑0.046mm含量83%～90%的溢流产品给入二段弱磁，二磁精给入一粗一精的离心机重选作业，离心机精矿为品位为65%以上的最终精矿，离心机尾矿与二磁尾矿、预选尾矿合并为品位为7%～10%的最终尾矿。本发明专利技术的优点是：1.预选无磨矿；2.弱磁机与离心机组合，再磨粒度变粗，收率提高。

Method for recovering magnetic separation tailings by pre selective roasting magnetic gravity process

The present invention relates to a method for recovering tailings from magnetic separation by Preconcentration roasting magnetic gravity process, which includes the following steps: feeding magnetic separation tailings with iron grade of 9-13% and carbonate iron content of more than 3% into a weak magnetic field, a magnetic tail into a strong magnetic field, a strong magnetic tail into a coarse screw and a fine screw, a fine screw tail and a coarse screw tail and a fine screw. The first strong tailings are merged into the preconcentrated tailings, the concentrate and the magnetic concentrate are merged into the preconcentrated concentrates, the preconcentrated concentrates are concentrated, filtered and roasted to obtain the roasted ores, the roasted ores are closed-circuit grinded, and the overflow products with a content of 83%-90% of 0.046mm are fed into the second stage weak magnetic field, the second magnetic concentrate is fed into the centrifuge gravity separation operation of the first coarse and the first concentrate, and the centrifuge concentrate is fed into the The final concentrate with a grade of more than 65% is merged with the centrifuge tailings, the secondary magnetic tailings and the preconcentration tailings to form the final tailings with a grade of 7%-10%. The invention has the advantages of: 1. no grinding in pre-concentration; 2. magnetic weakening machine combined with centrifuge to coarsen the grinding particle size and improve the yield.

【技术实现步骤摘要】
一种预选-焙烧-磁重工艺回收磁选尾矿的方法
本专利技术属于选矿
，具体涉及对碳酸铁含量为3%以上的磁选尾矿进行选别的一种预选-焙烧-磁重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，具体简述如下：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微粒以上，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微粒以下，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，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。目前对有用矿物以弱磁性铁矿物为主的赤铁矿的综合尾矿进行回收的方法，回收率较高的是预选-焙烧磁选工艺，其预选工艺普遍采用磁选-再磨-磁选工艺，具体简述如下：综合尾矿经一段强磁选别后获得的强磁精矿给入磨矿分级系统，磨矿产品再经二段强磁选别，二强精经浓缩、过滤后进行还原焙烧，焙烧后产品经弱磁选别，弱磁精矿再经磨矿后，再采用弱磁进行精选，获得最终精矿。目前部分有用矿物细粒嵌布的磁铁矿中碳酸铁含量较高，达到3%以上。磁选厂采用单一磁选生产工艺流程处理此类磁铁矿，碳酸铁基本上进入磁选尾矿。对此类磁选尾矿的回收工艺和方法，特别是对碳酸铁的回收工艺和方法进行深入研究探讨具有现实意义。采用现有的上述对有用矿物以磁性铁矿物为主的磁选尾矿的回收工艺，不仅磁性铁回收率相对较低，而且完全无法回收在尾矿中流失的碳酸铁；采用现有的上述对有用矿物以弱磁性铁矿物为主的赤铁矿的综合尾矿的回收工艺，其预选工艺为磁选-再磨-磁选，采用强磁回收磁选尾矿中的碳酸铁，再磨前后两段强磁精矿品位与给矿相比，一强精品位在15%以下，二强精品位在21%以下，提高幅度极小，结果不理想；然后采用焙烧工艺合理，可以将碳酸铁转化为磁性铁，但是后续弱磁选作业要获得品位65%的铁精矿，再磨粒度要达到-500目97%以上，再磨粒度要求太细，成本极高，且难以实现工业应用。
技术实现思路
本专利技术的目的是提供对碳酸铁含量为3%以上的磁选尾矿进行选别的一种预选-焙烧-磁重工艺回收磁选尾矿的方法。本专利技术是这样实现的。本专利技术的一种预选-焙烧-磁重工艺回收磁选尾矿的方法，包括下列步骤：1）将含有碳酸性铁的磁选尾矿，给入一段弱磁，获得品位为25%～30%的一段弱磁精矿和一段弱磁尾矿；将一段弱磁尾矿给入一段强磁，获得品位为12%～14%的一段强磁精矿和品位为5%～7%的一段强磁尾矿；2）将一段强磁精矿给入粗选螺旋溜槽，粗螺精矿给入精选螺旋溜槽，获得精选螺旋溜槽精矿、精选螺旋溜槽中矿和精选螺旋溜槽尾矿，精选螺旋溜槽中矿返回精选螺旋溜槽，精选螺旋溜槽尾矿与粗选螺旋溜槽尾矿和一段强磁尾矿构成预选尾矿抛尾，品位为55%～60%的精选螺旋溜槽精矿和一段弱磁精矿合并为预选精矿，预选精矿品位为37%～42%；3）将预选精矿给入浓密机浓缩，浓密机底流给入过滤机过滤，获得水分重量含量为10%~15%的滤饼，然后滤饼在温度530℃~570℃条件下经过焙烧工艺还原，获得磁性铁分布率85%以上的焙烧矿；浓密机溢流和过滤机滤液作为回水利用；4）将焙烧矿给入旋流器与球磨机组成的闭路磨矿系统，分级粒度为-0.046mm含量83%～90%的闭路磨矿溢流产品给入二段弱磁，获得二段弱磁精矿和二段弱磁尾矿，二段弱磁精矿给入一粗一精的离心机工艺，离心机精矿为最终精矿，离心机尾矿与二段弱磁尾矿、预选尾矿合并为最终尾矿。所述的含有碳酸性铁的磁选尾矿中的铁品位为9~13%，碳酸性铁含量为3%以上。所述的最终精矿品位在65%以上，，最终尾矿品位为7%～10%。本专利技术的优点是：1.预选工艺中没有磨矿作业，节省磨矿成本，预先精矿品位高37%～42%，产率低8%~10%，减少后续焙烧选别作业成本50%以上；2.所处理的磁选尾矿中碳酸铁含量在3%以上，采用焙烧工艺将碳酸铁转化为磁性铁矿物，实现其与尾矿中流失的磁性铁矿物的共同回收，回收率提高；3.对焙烧矿采用弱磁机与离心机组合工艺进行选别，要求的再磨粒度变粗为-0.045mm含量83%～90%，在工业上易于实现。附图说明图1为预选-焙烧-磁重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1：本专利技术的一种预选-焙烧-磁重工艺回收磁选尾矿的方法，包括下列步骤：1）将铁品位为10.46%，碳酸性铁含量为3.5%的磁选尾矿，给入一段弱磁，获得品位为27.35%的一段弱磁精矿和一段弱磁尾矿；将一段弱磁尾矿给入一段强磁，获得品位为12.65%的一段强磁精矿和品位为5.92%的一段强磁尾矿；2）将一段强磁精矿给入粗选螺旋溜槽，粗螺精矿给入精选螺旋溜槽，获得精选螺旋溜槽精矿、精选螺旋溜槽中矿和精选螺旋溜槽尾矿，精选螺旋溜槽中矿返回精选螺旋溜槽，精选螺旋溜槽尾矿与粗选螺旋溜槽尾矿和一段强磁尾矿构成预选尾矿抛尾，品位为57.12%的精选螺旋溜槽精矿和一段弱磁精矿合并为预选精矿，预选精矿品位为38.96%；3）将预选精矿给入浓密机浓缩，浓密机底流给入过滤机过滤，获得水分重量含量为10%~15%的滤饼，然后滤饼在温度530℃~570℃条件下经过焙烧工艺还原，获得磁性铁分布率85%以上的焙烧矿；浓密机溢流和过滤机滤液作为回水利用；4）将焙烧矿给入旋流器与球磨机组成的闭路磨矿系统，分级粒度为-0.046mm含量89.5%的闭路磨矿溢流产品给入二段弱磁，获得二段弱磁精矿和二段弱磁尾矿，二段弱磁精矿给入一粗一精的离心机工艺，离心机精矿为最终精矿，最终精矿品位在65.25%；离心机尾矿与二段弱磁尾矿、预选尾矿合并为最终尾矿，最终尾矿品位为8.30%。实施例2：本专利技术的一种预选-焙烧-磁重工艺回收磁选尾矿的方法，包括下列步骤：1）将铁品位为12.13%，碳酸性铁含量为4.23%的磁选尾矿，给入一段弱磁，获得品位为28.01%的一段弱磁精矿和一段弱磁尾矿；将一段弱磁尾矿给入一段强磁，获得品位为13.62%的一段强磁精矿和品位为6.53%的一段强磁尾矿；2）将一段强磁精矿给入粗选螺旋溜槽，粗螺精矿给入精选螺旋溜槽，获得精选螺旋溜槽精矿、精选螺旋溜槽中矿和精选螺旋溜槽本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种预选‑焙烧‑磁重工艺回收磁选尾矿的方法，其特征在于包括下列步骤：1）将含有碳酸性铁的磁选尾矿，给入一段弱磁，获得品位为25%～30%的一段弱磁精矿和一段弱磁尾矿；将一段弱磁尾矿给入一段强磁，获得品位为12%～14%的一段强磁精矿和品位为5%～7%的一段强磁尾矿；2）将一段强磁精矿给入粗选螺旋溜槽，粗螺精矿给入精选螺旋溜槽，获得精选螺旋溜槽精矿、精选螺旋溜槽中矿和精选螺旋溜槽尾矿，精选螺旋溜槽中矿返回精选螺旋溜槽，精选螺旋溜槽尾矿与粗选螺旋溜槽尾矿和一段强磁尾矿构成预选尾矿抛尾，品位为55%～60%的精选螺旋溜槽精矿和一段弱磁精矿合并为预选精矿，预选精矿品位为37%～42%；3）将预选精矿给入浓密机浓缩，浓密机底流给入过滤机过滤，获得水分重量含量为10%~15%的滤饼，然后滤饼在温度530℃~570℃条件下经过焙烧工艺还原，获得磁性铁分布率85%以上的焙烧矿；浓密机溢流和过滤机滤液作为回水利用；4）将焙烧矿给入旋流器与球磨机组成的闭路磨矿系统，分级粒度为‑0.046mm含量83%～90%的闭路磨矿溢流产品给入二段弱磁，获得二段弱磁精矿和二段弱磁尾矿，二段弱磁精矿给入一粗一精的离心机工艺，离心机精矿为最终精矿，离心机尾矿与二段弱磁尾矿、预选尾矿合并为最终尾矿。...

【技术特征摘要】
1.一种预选-焙烧-磁重工艺回收磁选尾矿的方法，其特征在于包括下列步骤：1）将含有碳酸性铁的磁选尾矿，给入一段弱磁，获得品位为25%～30%的一段弱磁精矿和一段弱磁尾矿；将一段弱磁尾矿给入一段强磁，获得品位为12%～14%的一段强磁精矿和品位为5%～7%的一段强磁尾矿；2）将一段强磁精矿给入粗选螺旋溜槽，粗螺精矿给入精选螺旋溜槽，获得精选螺旋溜槽精矿、精选螺旋溜槽中矿和精选螺旋溜槽尾矿，精选螺旋溜槽中矿返回精选螺旋溜槽，精选螺旋溜槽尾矿与粗选螺旋溜槽尾矿和一段强磁尾矿构成预选尾矿抛尾，品位为55%～60%的精选螺旋溜槽精矿和一段弱磁精矿合并为预选精矿，预选精矿品位为37%～42%；3）将预选精矿给入浓密机浓缩，浓密机底流给入过滤机过滤，获得水分重量含量为10%~15%的滤饼...

【专利技术属性】
技术研发人员：杨晓峰，刘双安，宋均利，侯卫钢，陈峰，卢玉明，
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