CN105233976B - 预富集‑焙烧‑再磨磁选尾矿回收工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种预富集‑焙烧‑再磨磁选尾矿回收工艺，其特征在于包括采用一段筒式磁选‑一段立环磁选‑磨矿‑二段筒式磁选‑二段立环磁选的预富集工艺进行提精抛尾，提高粗精矿品位，降低后续作业处理量；采用悬浮焙烧，可保证在悬浮磁化焙烧炉内粗精矿物料在500℃的高温、还原气氛条件下处于旋流悬浮状态，将粗精矿物料中微细粒的赤铁矿、菱铁矿和褐铁矿转化为磁性铁矿物；同时采用再磨和四段弱磁选机进行多段连续精选，从而获得了精矿品位65%以上，金属回收率48%～55%的良好指标。
Description
技术领域
本发明属于铁矿选矿技术领域，特别是一种预富集-焙烧-再磨磁选尾矿回收工艺。
背景技术
目前采用“阶段磨矿、粗细分选，重-磁-浮联合流程”的选厂产生的10%～15%，磨矿粒度为-0.074mm60%～70%的综合尾矿中流失的铁矿物主要是赤褐铁和磁性铁，对综合尾矿的回收目前效果较好的工艺是：以综合尾矿采用两段螺旋溜槽、永磁扫选，螺精、永磁精混合为粗精矿，粗精矿磨矿后再用弱磁、强磁，反浮选或离心机工艺精选。采用“螺旋溜槽、永磁- 磨矿-强磁、离心机工艺” 流程对赤铁矿综合矿进行选别，在磨矿粒度为92.5%-0.046mm时获得的选别指标为：给矿品位12.63%，精矿品位67.95%，精矿产率4.00%，回收率21.52%，尾矿品位10.33%，但由于综合尾矿中的铁矿物在0.037mm以下粒级中的分布率高达70%以上，其中在0.01mm以下粒级中的分布率为10%～20%，综合尾矿中的主要铁矿物粒度很细。因此综合尾矿经“螺旋溜槽、永磁-磨矿-强磁、离心机工艺”选别后尾矿品位偏高的问题无法解决，造成回收率难以进一步提高。磁选-焙烧-磁选工艺”通过对尾矿采用强磁进行选别后将得到的强磁精矿全部进行焙烧后再对焙烧矿采用弱磁进行选别，该工艺虽然提高了回收率，但由于尾矿中磁性铁分布率在15%～40%，而这部分产品不应进入工艺复杂（因焙烧前需浓缩、过滤、烘干等）、能耗高、成本高的焙烧工艺进行处理。
发明内容
本发明的目的是提供一种能对赤铁矿尾矿中细粒级铁矿物进行有效回收，从而提高回收率有效回收的预富集-焙烧-再磨磁选尾矿回收工艺。
本发明的目的是通过下述技术方案来实现的：
本发明的一种预富集-焙烧-再磨磁选尾矿回收工艺，其特征在于包括下列骤如：
1）预富集：
1.1）将品位为10%～15%粒度为-0.074mm60%～70%的综合尾矿给入一段筒式磁选机进行磁选作业，一段筒式磁选机的尾矿给入一段立环磁选机进行磁选作业，一段筒式磁选机的精矿和一段立环磁选机的精矿合并给入一段旋流器与一段球磨机构成的闭路磨矿分级作业，即：一段筒式磁选机的精矿和一段立环磁选机的精矿合并给入一段旋流器，旋流器的沉砂给入一段球磨，一段球磨的排矿返回一段旋流器；
1.2）粒度-0.074mm95%以上的一段旋流器的溢流给入二段筒式磁选机进行磁选作业，二段筒式磁选机的尾矿给入一段密机进行浓缩作业，一段密机的溢流作为循环水使用，浓度为30%～40%的一段密机的底流给入二段立环磁选机进行强磁选作业，二段立环磁选机的尾矿抛尾，二段立环磁选机的强磁精矿给入二段密机进行浓缩作业；
1.3）二段密机的溢流作为循环水使用，将浓度为55%～60%的二段浓密机的底流给入过滤机进行过滤，得到滤饼为粗精矿，其含水率为9%～13%，品位为25%～33%、产率为20%～30%。
2）焙烧：
将所述的粗精矿由皮带给入悬浮磁化焙烧炉进行悬浮焙烧作业，其加热温度为500℃～600℃，使所述的粗精矿含水率达到2%后，再通入CO还原气体，并将其还原为磁性铁分布率在88%以上的磁性铁矿物。
3）再磨：
将悬浮焙烧作业后的磁性铁分布率在88%以上的磁性铁矿物和二段筒式磁选机的精矿一起给入二段旋流器，二段旋流器的沉砂给入二段塔磨，二段塔磨的排矿返回二段旋流器构成闭路磨矿系统，二段旋流器的溢流粒度为-0.025mm90%以上，铁矿物解离度达到80%。
4）磁选：
将二段旋流器的溢流给入四段弱磁选机进行连续选别；所述的连续选别是：一段弱磁机精矿给入二段弱磁机，二段弱磁机精矿给入三段弱磁机，三段磁选机精矿给入四段弱磁机，四段弱磁机精矿为最终精矿，其精矿品位65%以上，金属回收率48%～55%，一段立环磁选机尾矿、二段立环磁选机尾矿，一段、二段、三段、四段弱磁机尾矿合并为品位5%～7%最终尾矿。
所述的一段筒式磁选机的磁感应强度为300～500mT，一段立环磁选机的磁感应强度300～500mT。
所述的二段筒式磁选机的磁感应强度为100～150mT，二段立环磁选机的磁感应强度300～500mT。
所述的三段磁选中采用磁振式高效磁选机。
本发明的优点是：
本发明由于采用了上述“预富集-强磁精焙烧-再磨磁选工艺”流程，在原矿（综合尾矿）品位10%～15%，一次磨矿粒度-0.074 mm95%以上，本发明采用了磁选-一段磨矿-磁选,抛弃两段立环磁选机尾矿的预富集工艺，有效地减少了后续磨矿选别作业处理量，提高后续选别作业品位；二段筒式磁选机的磁感应强度为100～150mT，减少了进入二段筒式磁选机精矿中的弱磁性矿物，二次磨矿粒度-0.025mm90%以上的条件下，获得了精矿品位65.0%以上、精矿产率8～10%、尾矿品位6～8%、金属回收率48～55%的良好指标，该技术实现了尾矿中铁的高效回收。其回收率较传统工艺提高30个百分点以上。同时由于二段筒式磁选机精矿不进入焙烧作业，使焙烧作业处理量减少15%～40%，节约了能耗、降低了生产成本。
附图说明
图1为本发明的预富集-焙烧-再磨磁选尾矿回收工艺的流程图。
具体实施方式
下面结合附图进一步说明本发明的具体实施方式。
如图1所示，本发明的一种预富集-焙烧-再磨磁选尾矿回收工艺，其特征在于包括下列骤如：
1）预富集：
1.1）将品位为10%～15%粒度为-0.074mm60%～70%的综合尾矿给入一段筒式磁选机进行磁选作业，一段筒式磁选机的尾矿给入一段立环磁选机进行磁选作业，一段筒式磁选机的精矿和一段立环磁选机的精矿合并给入一段旋流器与一段球磨机构成的闭路磨矿分级作业，即：一段筒式磁选机的精矿和一段立环磁选机的精矿合并给入一段旋流器，旋流器的沉砂给入一段球磨，一段球磨的排矿返回一段旋流器；
本发明所述的一段筒式磁选机的磁感应强度为300～500mT，一段立环磁选机的磁感应强度300～500mT。
1.2）粒度-0.074mm95%以上的一段旋流器的溢流给入二段筒式磁选机进行磁选作业，二段筒式磁选机的尾矿给入一段密机进行浓缩作业，一段密机的溢流作为循环水使用，浓度为30%～40%的一段密机的底流给入二段立环磁选机进行强磁选作业，二段立环磁选机的尾矿抛尾，二段立环磁选机的强磁精矿给入二段密机进行浓缩作业；
本发明所述的二段筒式磁选机的磁感应强度为100～150mT，二段立环磁选机的磁感应强度300～500mT。
1.3）二段密机的溢流作为循环水使用，将浓度为55%～60%的二段浓密机的底流给入过滤机进行过滤，得到滤饼为粗精矿，其含水率为9%～13%，品位为25%～33%、产率为20%～30%，由于采用了磁选-一段磨矿-磁选,抛弃两段立环磁选机尾矿的预富集工艺，有效地减少了后续磨矿选别作业处理量，提高后续选别作业品位。
2）焙烧：
将所述的粗精矿由皮带给入悬浮磁化焙烧炉进行悬浮焙烧作业，其加热温度为500℃～600℃，使所述的粗精矿含水率达到2%后，再通入CO还原气体，并将其还原为磁性铁分布率在88%以上的磁性铁矿物。
3）再磨：
将悬浮焙烧作业后的磁性铁分布率在88%以上的磁性铁矿物和二段筒式磁选机的精矿一起给入二段旋流器，二段旋流器的沉砂给入二段塔磨，二段塔磨的排矿返回二段旋流器构成闭路磨矿系统，二段旋流器的溢流粒度为-0.025mm90%以上，铁矿物解离度达到80%。
4）磁选：
将二段旋流器的溢流给入四段弱磁选机进行连续选别；所述的连续选别是：一段弱磁机精矿给入二段弱磁机，二段弱磁机精矿给入三段弱磁机，三段磁选机精矿给入四段弱磁机，四段弱磁机精矿为最终精矿，其精矿品位65%以上，金属回收率48%～55%，一段立环磁选机尾矿、二段立环磁选机尾矿，一段、二段、三段、四段弱磁机尾矿合并为品位5%～7%最终尾矿。
上述工艺的特点在于：选别区内有若干聚磁区、闪振区，当矿浆进入分选区经过聚磁区时磁性矿物形成磁链，磁链向下移动经过闪振区时又被重新击碎，使非磁性矿物随上升水流溢出，这样经过多次聚磁、闪振，使脉石和铁矿物充分分离，实现对极细级别铁矿物的有效回收。
本发明一次磨矿粒度-0.074 mm95%以上，使二段筒式磁精中磁性铁分布率达到85%以上，因此二段筒式磁精可不经焙烧作业，与经焙烧后的二段立环磁选机精矿一起经二段磨矿分级后采用弱磁进行选别，焙烧作业处理量少、工艺相对简单。
本发明的磨矿粒度、磁场强度、粗细分级粒度等参数，都要根据矿石的性质，通过实验研究结果来确定。
采用本发明的工艺，实现了尾矿中铁的高效回收，其回收率较传统工艺提高30个百分点以上。
Claims (3)
1.一种预富集-焙烧-再磨磁选尾矿回收工艺，其特征在于包括如下步骤：
1）预富集：
1.1）将品位为10%～15%粒度为-0.074mm占60%～70%的综合尾矿给入一段筒式磁选机进行磁选作业，一段筒式磁选机的尾矿给入一段立环磁选机进行磁选作业，一段筒式磁选机的精矿和一段立环磁选机的精矿合并给入一段旋流器与一段球磨机构成的闭路磨矿分级作业，即：一段筒式磁选机的精矿和一段立环磁选机的精矿合并给入一段旋流器，旋流器的沉砂给入一段球磨，一段球磨的排矿返回一段旋流器；
1.2）粒度为-0.074mm占95%以上的一段旋流器的溢流给入二段筒式磁选机进行磁选作业，二段筒式磁选机的尾矿给入一段浓密机进行浓缩作业，一段浓密机的溢流作为循环水使用，浓度为30%～40%的一段浓密机的底流给入二段立环磁选机进行强磁选作业，二段立环磁选机的尾矿抛尾，二段立环磁选机的强磁精矿给入二段浓密机进行浓缩作业；
1.3）二段密机的溢流作为循环水使用，将浓度为55%～60%的二段浓密机的底流给入过滤机进行过滤，得到滤饼为粗精矿，其含水率为9%～13%，品位为25%～33%、产率为20%～30%，
2）焙烧：
将所述的粗精矿由皮带给入悬浮磁化焙烧炉进行悬浮焙烧作业，其加热温度为500℃～600℃，使所述的粗精矿含水率达到2%后，再通入CO还原气体，并将其还原为磁性铁分布率在88%以上的磁性铁矿物；
3）再磨：
将悬浮焙烧作业后的磁性铁分布率在88%以上的磁性铁矿物和二段筒式磁选机的精矿一起给入二段旋流器，二段旋流器的沉砂给入二段塔磨，二段塔磨的排矿返回二段旋流器构成闭路磨矿系统，二段旋流器的溢流粒度为-0.025mm占90%以上，铁矿物解离度达到80%，
4）磁选：
将二段旋流器的溢流给入四段弱磁选机进行连续选别；所述的连续选别是：一段弱磁机精矿给入二段弱磁机，二段弱磁机精矿给入三段弱磁机，三段弱磁机采用磁振式高效磁选机，三段弱磁机精矿给入四段弱磁机，四段弱磁机精矿为最终精矿，其精矿品位65%以上，金属回收率48%～55%，一段立环磁选机尾矿、二段立环磁选机尾矿、一段弱磁机尾矿、二段弱磁机尾矿、三段弱磁机尾矿和四段弱磁机尾矿合并为品位5%～7%最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的预富集-焙烧-再磨磁选尾矿回收工艺，其特征在于所述的一段筒式磁选机的磁感应强度为300～500mT，一段立环磁选机的磁感应强度300～500mT。
3.根据权利要求1所述的预富集-焙烧-再磨磁选尾矿回收工艺，其特征在于所述的二段筒式磁选机的磁感应强度为100～150mT，二段立环磁选机的磁感应强度300～500mT。
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