一种混合型贫铁矿一段强磁尾矿再选工艺制造技术

本发明专利技术公开了一种混合型贫铁矿一段强磁尾矿再选工艺，包括尾矿再磨：将一段强磁选别后的尾矿加水磨细成细度-0.045mm的矿料占60~95%的再磨矿浆，控制矿浆浓度为65~75%；强磁选别：将再磨矿浆经分矿箱加水脱泥，得到矿浆浓度25~35%的底矿和溢流尾矿，底矿送入磁场强度为5000~20000奥斯特的强磁机，得到强磁精矿和磁选尾矿；螺溜选别：磁选尾矿经螺旋溜槽选别得到浓度15~25%的螺溜精矿和螺溜尾矿；摇床选别：螺溜精矿经8~10mm冲程、250~300次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿。本发明专利技术采用再磨-磁选-重选工艺，分别对一段强磁尾矿大颗粒和微细颗粒磁铁矿、弱磁铁矿的回收，回收率和精矿品位高。本发明专利技术工艺简便，生产效率高，生产成本低，精矿品位和回收率高，尾矿品位低于10%。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术属于黑色金属选矿
，具体涉及一种微细粒嵌布混合型贫铁矿选矿 工艺，特别是涉及一种混合型贫铁矿一段强磁尾矿再选工艺。
技术介绍
目前，铁矿的选矿工艺主要有重选、浮选和强磁选或是多种选矿工艺并用，也有过磁化焙烧后弱磁选的工艺。由于我国铁矿资源具有“贫、细、杂”的特点，随着高品位铁矿资源的枯竭，更多的涉及到低品位、细粒嵌布、弱磁性的赤铁矿及磁铁-赤铁混合矿的选矿作业。对于这类矿料，早期一般采用重选工艺，主要有跳汰机、离心选矿机、螺旋溜槽、螺旋选矿机、摇床等，由于其选矿处理能力小，选矿品位低、回收率低而逐渐被淘汰；后来发展了浮选工艺和强磁选工艺，主要以氧化石蜡皂为捕收剂的正浮选工艺和以电磁平环强磁选机为选别设备的强磁选工艺，但是其选别技术指标均没有达到令人满意的效果。近年来，选矿设备的发展带动了贫弱铁矿的选矿技术有了长足的发展，主要选矿工艺是以电磁脉动高梯度磁选机为代表的强磁选选矿工艺和以SH系列为代表的反浮选选矿工艺，尤其是采用强磁-浮选联合流程使一些矿山的赤铁矿选别达到了铁精矿品位，铁精矿的回收率也得到满意的指标，如鞍山调军台选矿厂的两段连续磨矿-弱磁-强磁-阴离子反浮选工艺，鞍钢东鞍山选矿厂的连续磨矿-中矿再磨-重选-强磁-阴离子反浮选工艺，梅山铁矿选矿厂的破碎-分级预选-磨矿-弱磁-强磁-脱硫浮选工艺，昆钢大红山选矿厂的三段磨矿-弱磁-强磁工艺。但是大部分工艺采用一段强磁选别达到大量抛尾的方式来兼顾提高生产率和降低后续工艺成本，造成一段强磁抛尾品位难以降低至10%以下，不能有效的提高资源利用率。如昆钢大红山选矿厂入选原矿，铁质成分中磁铁矿约占60%，赤铁矿(即红矿)约占40%，赤铁矿与磁铁矿呈连晶，粒度较细，且部分微细粒晶呈浸染状嵌布于脉石中，其中红矿60%嵌布粒度在O. 05mm, 40%嵌布粒度在O. 02mm,因此采用三段磨矿，弱磁-强磁流程，磨矿细度-O. 043mm占80%，综合尾矿品位25%左右。对于大量抛尾的一段强磁尾矿，如果能够提供一种工艺简便、精矿品位和回收率高，尾矿品位低于10%的一段强磁尾矿再选工艺，将能够回收铁矿选别后尾矿中的大部分铁质资源，从而提高资源利用率和企业效益。
技术实现思路
本专利技术的目的在于提供一种工艺简便、精矿品位和回收率高、尾矿品位低于10%的一种混合型贫铁矿一段强磁尾矿再选工艺。本专利技术的目的是这样实现的，包括尾矿再磨、强磁选别、螺溜选别、摇床选别，具体为A、尾矿再磨将一段强磁选别后的尾矿加水磨细成细度的矿料占6(T95%的再磨矿浆，控制矿浆浓度为65 75% ；B、强磁选别将再磨矿浆经分矿箱加水脱泥，得到矿浆浓度25 35%的底矿和溢流尾矿，底矿送入磁场强度为500(Γ20000奥斯特的强磁机，得到强磁精矿和磁选尾矿；C、螺溜选别磁选尾矿经螺旋溜槽选别得到浓度15 25%的螺溜精矿和螺溜尾矿；D、摇床选别螺溜精矿经flOmm冲程、25(Γ300次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿。本专利技术采用尾矿再磨工艺，使与脉石连生及包裹的细粒嵌布磁铁矿、赤铁矿及褐铁矿破碎分离，进一步提高一段强磁尾矿的单体解离率，为后续工序创造良好条件；然后采用强磁选别工艺，使一段强磁尾矿中解离的磁性矿物与脉石分离，达到高效选别大颗粒磁铁矿及部分弱磁铁矿的目的；然后对磁选后的尾矿进行螺旋溜槽选别，达到粗选铁矿和大量抛尾的目的；最后对螺溜粗选的螺溜精矿进行摇床选别，进一步提高精矿品位，最终实现大部分赤铁矿、假象赤铁矿、褐铁矿等弱磁铁矿微细颗粒铁矿的高效选别。本专利技术采用再磨-磁选-重选工艺分别对一段强磁尾矿大颗粒和微细颗粒磁铁矿、弱磁铁矿的回收，回收率和精矿品位高。克服了常规反浮选工艺大量废水净化和药剂成本较高，单一重选工艺回收率低，弱磁-离心机工艺精矿质量低(平均不超过55%)，离心机生产能力低，占地面积大等诸多难题。本专利技术具有工艺简便、精矿品位和回收率高、尾矿品位低于10%的特点，生产效率高，生产成本低，能够提高资源利用率和企业经济效益，为一段强磁尾矿的再选提供了一种行之有效的途径。附图说明图I是本专利技术的工艺流程示意图。具体实施例方式下面结合附图和实施例对本专利技术作进一步的说明，但不以任何方式对本专利技术加以限制，基于本专利技术教导所作的任何变更或改进，均属于本专利技术的保护范围。本专利技术所述的混合型贫铁矿一段强磁尾矿再选工艺，包括尾矿再磨、强磁选别、螺溜选别、摇床选别，具体为A、尾矿再磨将一段强磁选别后的尾矿加水磨细成细度的矿料占6(T95%的再磨矿浆，控制矿浆浓度为65 75% ；如昆钢大红山选矿厂入选原矿等混合型贫铁矿，铁质成分中磁铁矿约占60%,赤铁矿(即红矿)约占40%，赤铁矿与磁铁矿呈连晶，粒度较细，且部分微细粒晶呈浸染状嵌布于脉石中，其中红矿60%嵌布粒度在O. 05mm, 40%嵌布粒度在O. 02mm。因此，对一段强磁尾矿进行再磨有利于后续的再选工序。B、强磁选别将再磨矿浆经分矿箱加水脱泥，得到矿浆浓度25 35%的底矿和溢流尾矿，底矿送入磁场强度为500(Γ20000奥斯特的强磁机，得到强磁精矿和磁选尾矿；C、螺溜选别磁选尾矿经螺旋溜槽选别得到浓度15 25%的螺溜精矿和螺溜尾矿；借助溜槽的离心力、摩擦力和水流动力，铁质矿物比脉石重而富集在螺旋溜槽下部的内侧，较轻的脉石富集在螺旋溜槽下部的外侧，完成铁矿的选别。D、摇床选别螺溜精矿经8 10mm冲程、25(Γ300次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿。将所述的再磨矿浆先经磁场强度奥斯特的弱磁选别得到弱磁精矿和弱磁尾矿，将弱磁尾矿再进行强磁选别。所述的强磁选别包括强磁粗选和强磁精选，所述的强磁粗选是将底矿经磁场强度5000^10000奥斯特的强磁选别得到粗精矿和磁 选尾矿，所述的强磁精选是将粗精矿经磁场强度为1000(Γ20000奥斯特的强磁选别得到强磁精矿和磁选尾矿。所述的摇床选别采用分级或不分级进行，工艺设置为单一粗选或粗选加精选或粗选加扫选或粗选加精选加扫选的工艺，所述的粗选、精选、扫选为一次或多次。所述的溢流尾矿、螺溜尾矿、摇选尾矿经浓缩池或/和浓密机浓缩。所述的强磁机为琼斯湿式强磁场磁选机、高梯度磁选机或超导磁选机。将所述的强磁精矿和摇选精矿合并浓缩得到矿浆浓度15 25%的浓缩精矿。所述的浓缩精矿是采用斜板浓密箱浓缩后获得。实施例I将昆钢大红山选矿厂的一段强磁选别后品位为23%的尾矿加水磨细至细度-O. 045mm占重量百分比为95%的再磨矿浆，控制矿浆浓度65% ;将再磨矿浆经分矿箱加水脱泥得到矿浆浓度35%的底矿和溢流尾矿，底矿送入磁场强度为20000奥斯特的超导磁选机得到强磁精矿和磁选尾矿；将磁选尾矿经振动螺旋溜槽选别得到浓度25%的螺溜精矿和螺溜尾矿；然后将螺溜精矿经IOmm冲程和250次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿。摇床选别分级进行，单一粗选一次。实施例2将昆钢大红山选矿厂的一段强磁选别后品位为23%的尾矿加水磨细至细度-O. 045mm占重量百分比为95%的再磨矿浆，控制矿浆浓度65% ;将再磨矿浆经分矿箱加水脱泥得到矿浆浓度35%的底矿和溢流尾矿，底矿送入磁场强度为20000奥斯特的超导强磁机得到强磁精矿和磁选尾矿；将磁选尾矿经振动螺旋溜槽选别得到浓度25本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种混合型贫铁矿一段强磁尾矿再选工艺，其特征在于包括尾矿再磨、强磁选别、螺溜选别、摇床选别工序，具体为：A、尾矿再磨：将一段强磁选别后的尾矿加水磨细成细度？0.045mm的矿料占60~95%的再磨矿浆，控制矿浆浓度为65~75%；B、强磁选别：将再磨矿浆经分矿箱加水脱泥，得到矿浆浓度25~35%的底矿和溢流尾矿，底矿送入磁场强度为5000~20000奥斯特的强磁机，得到强磁精矿和磁选尾矿；C、螺溜选别：磁选尾矿经螺旋溜槽选别得到浓度15~25%的螺溜精矿和螺溜尾矿；D、摇床选别：螺溜精矿经8~10mm冲程、250~300次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：刘仁刚，蔡正鹏，唐国栋，刘洋，邓琴，
申请(专利权)人：玉溪大红山矿业有限公司，
类型：发明
国别省市：