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一种细粒难选矿的选择性解离强化分选方法

阅读：496发布：2021-06-29

专利汇可以提供一种细粒难选矿的选择性解离强化分选方法专利检索，专利查询，专利分析的服务。并且本发明涉及一种细粒难选矿的选择性解离强化分选方法，包括如下步骤：1)利用球磨机或棒磨机对原矿石进行粗磨；2)预先分级出粒度为-0.15mm的产品进入砂磨操作；3)采用砂磨机砂磨得到含量达90％以上的粒级为-0.074mm的产品；砂磨机内各介质的粒级占比按质量比计为2.0mm:2.5mm:3.0mm:4.0mm:5.0mm＝2～3:2～3:1～2:1～2:0～1.5；4)砂磨处理后的产品进行分选，得到精矿。本发明的选矿方法达到了选择性解离的效果，实现了磨矿产品的窄级别分布，有利于提高有用矿物的单体解离度，强化矿物的分选作用，并且大幅度降低了能耗。，下面是一种细粒难选矿的选择性解离强化分选方法专利的具体信息内容。

权利要求

1.一种细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：
(1)粗磨：包括对原矿石进行粗磨，得到粒度为-0.074mm，重量百分含量占原矿石总重量50％～70％的产品；
(2)预先分级：包括对步骤(1)所得物进行预先分级，分级出粒度为-0.15mm的产品进行砂磨操作，粒度为+0.15mm的产品返回步骤(1)的粗磨操作；
(3)砂磨：采用砂磨机将步骤(2)分级出的粒度为-0.15mm的产品进行砂磨，得到含量达
90％以上的粒级为-0.074mm的产品；所述砂磨机的介质粒径为2.0mm～5.0mm，各种粒级的介质质量占比为2.0mm:2.5mm:3.0mm:4.0mm:5.0mm＝2～3:2～3:1～2:1～2:0～1.5；
(4)分选：将步骤(3)所得产品进行后续的矿物分选作业，得到精矿。
2.根据权利要求1所述的细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，其特征在于，所述步骤(2)的预先分级，还包括：对分级出的粒度为-0.15mm的产品进行一次预分选，得到预分选后的富集物，再将所得富集物进行步骤(3)的砂磨操作。
3.根据权利要求1所述的细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，其特征在于，所述步骤(1)还包括对粗磨后的所述产品进行梯级弱磁选，得到尾矿和粗精矿后，对所述粗精矿进行步骤(2)所述的预先分级。
4.根据权利要求1所述的细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，其特征在于，所述步骤(1)中的粗磨为采用球磨机或棒磨机进行一段或两段粗磨。
5.根据权利要求1-4任一项所述的细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，其特征在于，所述步骤(3)中的砂磨机为卧式搅拌磨机。
6.根据权利要求5所述的细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，其特征在于，所述卧式搅拌磨机的介质为惰性球介质，所述惰性球介质包括硅酸锆、碳化硅、不锈钢珠、玻璃珠、陶瓷珠或石英砂中的一种。
7.根据权利要求5所述的细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，其特征在于，所述卧式搅拌磨机的筛网孔径为0.2mm-1.0mm。
8.根据权利要求5所述的细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，其特征在于，所述卧式搅拌磨机的研磨盘为圆形磨盘或圆齿磨盘。
9.根据权利要求8所述的细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，其特征在于，所述卧式搅拌磨机的研磨盘为圆齿磨盘。
10.根据权利要求5所述的细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，其特征在于，所述卧式搅拌磨机的出料口向下。

说明书全文

一种细粒难选矿的选择性解离强化分选方法

技术领域

[0001] 本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种选择性解离强化分选的选矿方法，特别适用于细粒难选矿的选择性解离强化分选的方法。

背景技术

[0002] 传统的选矿方法大多采用传统球磨机和立磨技术对原矿石进行细磨，然后再对细磨后的产品选行浮选，从而得到所需精矿。通过对传统球磨机和立磨技术进行大量细磨研究工作，结果发现，采用球磨机和立磨技术要达到相应的磨矿细度的电耗和钢球消耗均非常高，且磨矿产品的解离度低、粒级分布宽，在后续的浮选作业中往往难度很大，需要采用多级浮选作业和使用大量的浮选药剂，造成经济效益很低。而且，传统的球磨机或立磨机都是采用钢球做介质，但是钢球的消耗产生的铁会污染矿物表面，从而恶化细磨后的浮选作业，多阶段细磨产生的铁对浮选的影响通常都会抵消单体解离度的增加所带来的效益，特别是当磨矿细度小于0.045mm时，所带来的能耗和浮选成本均会大大增加。这是因为磨矿产品的粒度分布不均匀，要获得较好的精矿产品，往往需要反复细磨和多级浮选；另外，铁质介质磨矿容易使矿物颗粒表面形成金属沉淀和氢氧化铁薄膜，从而影响矿物的可浮性和选择性，如要获得相当的回收率，则必将导致浮选药剂消耗的增加，进一步增加了生产成本。

[0003] 现有技术中为了减少对原矿进行细磨的电耗和钢球的消耗产生的铁对浮选的不利影响，大部分对磨矿的粒径仅是磨至常规粒度，而倾向于依赖浮选分选作业，通过多段浮选工艺流程从而得到合格的精矿。然而这种选矿工艺浮选效率低、进入浮选流程的矿石品位低，矿石产品分布较宽，无法保证矿体的彻底解离；且浮选流程冗长复杂，造成浮选药剂用量大，生产成本高，管理困难。例如专利CN 101585017A中的提及的一种难选铜锌硫矿的选矿方法，就是对原矿磨矿至细度小于0.074mm占60％-70％的产品后，通过复杂的混合浮选工艺，加入大量的浮选剂，然后经过一次粗选、三次精选和三次扫选，再进行磨矿而得到合格的精矿产品。该方法虽然一定程度上能够降低能耗，但是进入浮选的矿物粒度分布宽，矿物的单体解离度低，矿物的分选效果较差。

[0004] 搅拌磨机作为一种高效、节能的细磨和超细粉磨分散机械，由于其具备单位时间内物料处理量大，是一种高效、节能的细磨和超细粉磨设备，与传统卧式球磨机相比，具有磨矿效率高、工艺简单、产品粒度细且分布均匀、能耗低等优点，目前在超细粉碎行业具有不可替代的位置，已经在选矿领域得到了广泛应用。搅拌磨机主要是由筒体、搅拌装置、传动装置和机架构成，通过搅拌轴的旋转，搅动筒体内充填的磨矿介质(常用钢球)和物料，使其在筒体内作多维循环运动及自转运动。其工作原理是利用料泵将经过搅拌机预分散润湿处理后的固-液相混合物料输入研磨筒体内，利用搅拌轴带动分散器高速旋转与研磨介质和物料发生相对运动，物料和研磨筒体内的研磨介质一起被高速旋转的分散器搅动，从而使物料中的固体微粒和研磨介质相互间产生更加强烈的碰撞、摩擦、剪切作用，达到加快磨细微粒和分散聚集体的目的，研磨分散后的物料经过滤圈过滤分离研磨介质，从出料口流出。

[0005] 近年来，随着易选矿石资源的不断消耗，矿产资源普遍趋于贫、细、杂，如何有效实现对难选矿的开发利用成为选矿领域越来越重视的问题。能适用于磨矿领域的搅拌磨机大多采用卧式搅拌磨机，其在矿业生产上由于采用普通的圆形磨盘，且介质分离系统仅采用简单的筛网结构，导致在对复杂难选矿业的粉磨过程中普遍存在内筒磨损严重、矿物颗粒和球形介质易堵塞分离器、研磨效率很低等诸多缺陷，而且由于大多数搅拌磨机都是用钢球做介质，磨矿作业中由于钢球的消耗产生Fe会污染矿物表面，容易使矿物颗粒表面形成金属沉淀和Fe(OH)3薄膜，从而影响细磨后矿物的浮选作业和选择性，因此很难在磨矿领域进行大面积推广，大部分选矿作业还是倾向于采用球磨机或棒磨机进行选矿。

[0006] 目前，迫切需要提出一种能够有效利用搅拌磨机对细粒难选矿进行磨矿分选的新方法，能够高效实现对细粒难选矿石的磨矿产品窄级别分布，提高难选矿物的单体解离度，起到强化分选的效果，同时又能大幅度降低传统球磨机或棒磨机在处理难选矿物时带来的巨大磨矿能耗。

发明内容

[0007] 本发明的目的就是为了解决上述技术问题，而提供一种细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，该方法很好地实现了对细粒难选矿物的选择性解离，获得的磨矿产品的粒度分布窄，矿物的选择性解离度高，通过本发明细磨过后的产品进入分选作业，能够强化矿物的分选效果，同时又能大幅度降低细磨分选所带来的磨矿能耗。

[0008] 为了达到上述目的，本发明采用的技术方案为，一种细粒难选矿的选择性解离强化分选的选矿方法，包括如下步骤：

[0009] (1)粗磨：包括对原矿石进行粗磨，得到粒度为-0.074mm，重量百分含量占原矿石总重量50％-70％的产品；

[0010] (2)预先分级：包括对步骤(1)所得物进行预先分级，分级出粒度为-0.15mm的产品进行砂磨操作，粒度为+0.15mm的产品返回步骤(1)的粗磨操作；

[0011] (3)砂磨：采用砂磨机将步骤(2)分级出的粒度为-0.15mm的产品进行砂磨，得到含量达90％以上的粒级为-0.074mm的产品；所述砂磨机的介质粒径为2.0mm～5.0mm，各种粒级的介质质量占比为2.0mm:2.5mm:3.0mm:4.0mm:5.0mm＝2～3:2～3:1～2:1～2:0～1.5；

[0012] (4)分选：将步骤(3)所得产品进行后续的矿物分选作业，得到精矿；所述分选作业包括常规的磁选、重选和浮选等。

[0013] 本发明采用阶段式选矿方法，通过对砂磨机介质的粒级选择，介质的粒径为2.0mm～5.0mm之间，如本发明实施例所示，通过选择介质中各粒级的不同质量占比，能够很好地实现对原矿石的细磨分选，起到了选择性解离的作用，实现了矿物粒级的窄级别分布，并提高了矿物的单体解离度。可以根据不同矿石的嵌布特性来选择不同尺寸介质的占比，从而实现相应的矿物颗粒窄分布，提高矿物单体解离度。

[0014] 砂磨机(即搅拌磨机)目前在国内普遍应用于钛白粉、涂料等化工行业领域，用来做超细磨制备微、纳米级的化工原料。发明人将其运用到矿业生产上，充分利用矿石中矿物界面及不同矿物之间的结构性质差异，通过对介质各粒级质量的选择性配比，很好地实现了矿物颗粒的选择性解离，通过对砂磨操作得到的含量达90％以上的粒级为-0.074mm的产品进行检测，发现磨矿产品的粒级分布窄，分布大多集中于-0.074mm～+0.019mm之间，很好地实现了磨矿产品的窄级别分布，且提高了矿物的单体解离度，能够对分选作业起到强化作用，减少后续的矿物分选难度和浮选过程中药剂的使用量。

[0015] 另外，采用本发明的选矿方法，磨矿过程中的能耗大大降低，与传统的球磨或棒磨技术相比，能耗降低达30％以上。

[0016] 本发明的选矿方法，通过对粗磨产品进行预先分级，预先分级的目的是以“早收，早丢”的学术思想为指导，采用阶段磨选工艺代替传统的连续磨矿。经多年的生产实践表明，在中、低品位矿石开采利用过程中，采用阶段磨选工艺，尽量保证矿物在较粗粒级条件下得到分选，可以有效减少磨矿物料量，降低磨矿能耗，达到增收、提高经济效益的目的。

[0017] 进一步的，所述步骤(2)的预先分级，还包括：对分级出的粒度为-0.15mm的产品进行一次预分选，得到预分选后的富集物，再将所得富集物进行步骤(3)的砂磨操作。进行预分选的目的是尽量保证矿物在较粗粒级条件下得到分选，可以根据不同的矿物采用相应的预分选工艺，如对某黄金矿预先采取重选工艺，得到重选后的富集物，然后再进入砂磨操作，可以有效减少砂磨过程中磨矿物料量，进一步降低能耗，达到增收、提高经济效益的目的。

[0018] 进一步的，所述步骤(1)还包括对粗磨后的所述产品进行梯级弱磁选，得到尾矿和粗精矿后，对所述粗精矿进行步骤(2)所述的预先分级操作。

[0019] 进一步的，所述步骤(1)中的粗磨为采用球磨机或棒磨机进行一段或两段粗磨。

[0020] 进一步的，所述步骤(3)中的砂磨机为卧式搅拌磨机，所述卧式搅拌磨机的介质为惰性球介质，所述惰性球介质包括硅酸锆、碳化硅、不锈钢珠、玻璃珠、陶瓷珠或石英砂中的一种。采用卧式搅拌磨机使用惰性磨矿介质能够很好地避免采用钢球所带的矿物颗粒表面形成金属沉淀和氢氧化铁薄膜的缺陷，不会影响矿物的可浮性和选择性，更有利于后续浮选作业。

[0021] 进一步的，所述卧式搅拌磨机的筛网孔径为0.2mm-1.0mm，适用于矿业生产上要求的出料粒度。

[0022] 进一步的，所述卧式搅拌磨机的研磨盘为圆形磨盘或圆齿磨盘，优选为圆齿磨盘。圆形磨盘具备磨矿效率高，粉磨效果好的优点；圆齿磨盘即是在圆形磨盘的自身径向设置U型切槽，U型切槽可为多个，采用该圆齿磨盘可最大程度提高矿石的研磨效率，提升有用矿物的单体解离度。

[0023] 通过对研磨盘上U型切槽的设计，有利于砂磨过程中矿物颗粒的分散，又因转动时研磨盘的运动作用，使得浆料在离开磨盘的U型齿面时会产生很大的前进方向(沿切线方向)的速度，此速度又将与浆料在磨盘的U型切槽所折射出来的轴向速度合成为斜向速度，此斜向速度抵达磨盘的工作面后在槽内向后旋转，直达磨盘的非工作面后又转为轴向方向进入磨盘的U型切槽中去，如此循环而产生反复磨浆，从而提升矿物颗粒的单体解离度，提高磨矿效率。此种效果已被大量的实践所证实。当U型切槽尺寸设计适中时其效果是特别显著的，因为在此情况下浆料在槽内的径向流动受到一定的阻力，阻力加大后使浆料在齿槽内的径向流速降低，因此动、静磨盘间的循环磨浆次数会相应增多，有利于提高矿物颗粒的单体解离度。另外U型切槽的设计对提高浆料的打浆度也是有利的。

[0024] 进一步的，所述卧式搅拌磨机的出料口向下，由于本发明的矿物粒级大多集中于-0.074mm～+0.019mm之间，因此将卧式搅拌磨机出料口向上的设计改为向下，可避免物料的堵塞，有利于矿浆的出料。

[0025] 本发明的有益效果在于：本发明利用了矿石中矿物界面及不同矿物之间的结构性质差异，通过对砂磨机介质各粒级质量的选择性分配，并采用阶段磨矿工艺替代传统的连续磨矿工艺，达到了选择性解离的效果，实现了磨矿产品的窄级别分布，有利于提高有用矿物的单体解离度，方便进行后续的分选作业，并大幅度降低了能耗。本发明的选矿方法特别适合矿物嵌布粒度在50μm以下的细粒难选矿，如铅锌矿、鳞片状石墨矿和钒钛磁铁矿等细粒难选矿的磨矿分选。附图说明

[0026] 图1为本发明的工艺流程图一；

[0027] 图2为本发明的工艺流程图二；

[0028] 图3为本发明的圆齿磨盘结构示意图；

[0029] 其中，图3中标记的1为圆形磨盘，2为U型切槽。

具体实施方式

[0030] 为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例对本发明进行具体描述，有必要指出的是，以下实施例仅仅用于对本发明进行解释和说明，并不用于限定本发明。本领域技术人员根据上述发明内容所做出的一些非本质的改进和调整，仍属于本发明的保护范围。

[0031] 下述实施例中矿物含量均为重量百分含量，即相应粒级的矿物占总矿物的重量百分比，-0.15mm即为粒度小于或等于0.15mm的磨矿产品，+0.15mm即粒度大于0.15mm的磨矿产品，其余粒度均按此划分。

[0032] 实施例1

[0033] 针对某原生硫化铅锌矿，其矿物嵌布粒度微细，方铅矿和闪锌矿的嵌布粒度都在45μm左右，采用的工艺流程为图1，具体选矿工艺如下：

[0034] (1)粗磨：采用球磨机对原矿石进行一段粗磨，得到粒度为-0.074mm，含量为50％的产品；

[0035] (2)预先分级：对步骤(1)所得物进行预先分级，分级出粒度为-0.15mm的产品进行砂磨操作，粒度为+0.15mm的产品返回步骤(1)的粗磨操作；

[0036] (3)砂磨：采用卧式搅拌磨机将步骤(2)所得物进行砂磨，得到含量达90％的粒级为-0.074mm的产品；

[0037] (4)分选：将步骤(3)所得产品进行后续的矿物分选作业，分选作业按照常规工艺，得到精矿。

[0038] 其中，步骤(3)中卧式搅拌磨机的介质为硅酸锆，介质粒径为2.0mm～5.0mm，各种粒级的介质质量占比为2.0mm:2.5mm:3.0mm:4.0mm:5.0mm＝2:2:1:1:1，筛网孔径为0.2mm，研磨盘采用圆形磨盘，卧式搅拌磨机的出料口向下。

[0039] 实施例2

[0040] 针对某石墨矿，其矿物嵌布粒度微细，鳞片状石墨矿的嵌布粒度都在20μm左右，采用的工艺流程为图1，具体选矿工艺如下：

[0041] (1)粗磨：采用棒磨机对原矿石进行两段粗磨，得到粒度为-0.074mm，含量为70％的产品；

[0042] (2)预先分级：对步骤(1)所得物进行预先分级，分级出粒度为-0.15mm的产品进行砂磨操作，粒度为+0.15mm的产品返回步骤(1)的粗磨操作；

[0043] (3)砂磨：采用卧式搅拌磨机将步骤(2)所得物进行砂磨，得到含量达93％的粒级为-0.074mm的产品；

[0044] (4)分选：将步骤(3)所得产品进行后续的矿物分选作业，分选作业按照常规工艺，得到精矿。

[0045] 其中，步骤(3)中卧式搅拌磨机的介质为碳化硅，介质粒径为2.0mm～4.0mm，各种粒级的介质质量占比为2.0mm:2.5mm:3.0mm:4.0mm＝2.5:2:1.5:1.5，筛网孔径为0.6mm，研磨盘采用圆形磨盘，卧式搅拌磨机的出料口向下。

[0046] 实施例3

[0047] 针对原矿TFe品位为22.85％的攀西地区某钒钛磁铁矿石，其矿物嵌布粒度均在40μm左右，采用的工艺流程为图2，具体选矿工艺如下：

[0048] (1)粗磨：采用棒磨机对原矿石进行两段粗磨，得到粒度为-0.074mm，含量为60％的产品；向所得产品中加水调浆，得到矿浆，再对所得矿浆进行梯级弱磁选，磁场强度为119KA/m，得到尾矿和粗精矿；

[0049] (2)预先分级：对步骤(1)的粗精矿进行预先分级，分级出粒度为-0.15mm的产品进行预分选操作，粒度为+0.15mm的产品返回步骤(1)的粗磨操作；

[0050] (3)预分选：将步骤(2)中分级出的粒度为-0.15mm的产品进行一次预分选，得到预分选后的富集物；

[0051] (4)砂磨：采用卧式搅拌磨机将步骤(3)所得物进行砂磨，得到含量达95％的粒级为-0.074mm的产品；

[0052] (5)分选：将步骤(4)所得产品进行后续的矿物分选作业，分选作业按照常规工艺，得到精矿。

[0053] 其中，步骤(4)中卧式搅拌磨机的介质为石英砂，介质粒径为2.0mm～5.0mm，各种粒级的介质质量占比为2.0mm:2.5mm:3.0mm:4.0mm:5.0mm＝3:3:2:2:1.5，筛网孔径为1.0mm，研磨盘采用圆形磨盘，卧式搅拌磨机的出料口向下。

[0054] 经检测后最终所得铁精矿的产率为68.06％，TFe品位为53.56％，TFe回收率达87.60％。

[0055] 实施例4

[0056] 针对某原生硫化铅锌矿，其矿物嵌布粒度微细，方铅矿和闪锌矿的嵌布粒度都在30μm左右，磨矿工艺按照实施例1，只是步骤(3)中的卧式搅拌磨机的研磨盘采用圆齿磨盘，圆齿磨盘即在圆形磨盘的自身径向设置有U型切槽。

[0057] 实施例5

[0058] 针对某石墨矿，其矿物嵌布粒度微细，鳞片状石墨矿的嵌布粒度都在25μm左右，磨矿工艺按照实施例2，只是步骤(2)和步骤(3)之间增加一次预分选，预分选的操作为：将步骤(2)分级出的粒度为-0.15mm的产品进行一次预分选，得到预分选后的富集物，再将所得富集物进行步骤(3)的砂磨操作。

[0059] 其中，卧式搅拌磨机的介质为陶瓷珠，介质粒径为2.0mm～5.0mm，各种粒级的介质质量占比为2.0mm:2.5mm:3.0mm:4.0mm:5.0mm＝3:2.5:2:1.5:1，筛网孔径为0.8mm，研磨盘采用圆形磨盘，卧式搅拌磨机的出料口向下。

[0060] 对比实施例1

[0061] 按照实施例1的方法，除步骤(3)中采用传统的球磨机进行磨矿至产品含量达90％，粒级为-0.074mm，球磨机的介质采用钢球，磨矿球形介质质量配比按照最佳的配比：
Φ20mm:Φ10mm:Φ5mm＝20％:30％:50％，其余步骤与实施例1一致。

[0062] 对比实施例2

[0063] 按照实施例1的方法，除步骤(3)中采用传统的棒磨机进行磨矿至产品含量达92％，粒级为-0.074mm，棒磨机介质粒径统一采用3.0mm，其余步骤与实施例1一致。

[0064] 对比实施例3

[0065] 按照实施例2的方法，除步骤(3)中采用传统的球磨机进行磨矿至产品含量达93％，粒级为-0.074mm，球磨机的介质采用钢球，磨矿球形介质质量按照最佳的配比：配比为Φ20mm:Φ10mm:Φ5mm＝20％:50％:30％，研磨盘为普通的圆形磨盘，其余步骤与实施例
1一致。

[0066] 测试例1

[0067] 对实施例1-5和对比实施例1-3中砂磨后所得产品的粒级分布(％)、单体解离度(％)进行测定，测定结果如表1所示：

[0068] 表1

[0069]

[0070]

[0071] 从表1可以看出，本发明实施例1-5中所得矿物与传统的球磨或棒磨相比矿物的粒级分布窄，80％以上分布在-0.074mm～+0.019mm范围，且砂磨操作有效提高了矿物的单体解离度，磨矿效率更高。采用传统的球磨，矿物的粒级分布宽，单体解离度低。

[0072] 测试例2

[0073] 对实施例1-5和对比实施例1-3中磨矿电耗进行测定，所得结果如表2所示：

[0074] 表2

[0075]

[0076]

[0077] 从表2可以看出，本发明的选矿工艺，很好的降低了球磨或棒磨过程中的能耗，能耗降幅达30％以上。

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一种细粒难选矿的选择性解离强化分选方法

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