一种矿重选选别工艺

申请号 CN202311470289.9 申请日 2023-11-06 公开(公告)号 CN117299346A 公开(公告)日 2023-12-29
申请人 攀钢集团矿业有限公司; 发明人 陈勇; 王春涛; 刘小雨; 韦乐; 李芝树;
摘要 本 发明 属于金属矿选矿的重选领域,公开了一种 钛 铁 矿重选选别工艺,步骤如下:将重选前斜板浓缩精矿采用螺旋溜槽进行粗选,得到粗选精矿和粗选 尾矿 ;将粗选尾矿采用螺旋溜槽进行一段扫选,得到一段扫选精矿和一段扫选尾矿;将一段扫选尾矿采用螺旋溜槽进行二段扫选,得到二段扫选精矿和二段扫选尾矿;将二段扫选精矿返回与粗选尾矿混合进入到螺旋溜槽一段扫选中;将粗选精矿和一段扫选精矿混合后采用螺旋溜槽进行精选,得到精选精矿和精选尾矿;将精选尾矿返回至重选前斜板浓缩精矿中。本发明在不影响重选系统回收率前提下,能够有效减少二段强磁工序前磨矿分级系统的处理量,控制浮选原矿的粒级占比和提高浮选原矿品位,降低磨矿和浮选药剂成本。
权利要求

1.一种矿重选选别工艺,其特征在于,包括以下步骤:
将重选前斜板浓缩精矿采用螺旋溜槽进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿
将粗选尾矿采用螺旋溜槽进行一段扫选,得到一段扫选精矿和一段扫选尾矿;
将一段扫选尾矿采用螺旋溜槽进行二段扫选,得到二段扫选精矿和二段扫选尾矿;
将二段扫选精矿返回与粗选尾矿混合进入到螺旋溜槽一段扫选中;
将粗选精矿和一段扫选精矿混合后采用螺旋溜槽进行精选,得到精选精矿和精选尾矿;
将精选尾矿返回至重选前斜板浓缩精矿中。
2.根据权利要求1所述的钛铁矿重选选别工艺,其特征在于,所述精选尾矿被输送至斜板沉砂箱返回至重选前斜板浓缩精矿中。
3.根据权利要求2所述的钛铁矿重选选别工艺,其特征在于,螺旋溜槽精选中采用的精选截取器宽度为13cm。
4.根据权利要求3所述的钛铁矿重选选别工艺,其特征在于,所述精选尾矿包括螺旋溜槽精选中螺旋溜槽槽面离螺旋中心13cm以外的产品。
5.根据权利要求4所述的钛铁矿重选选别工艺,其特征在于,将螺旋溜槽精选中螺旋溜槽槽面离螺旋中心13cm以外的产品部分直接输送至斜板沉砂箱返回至重选前斜板浓缩精矿中。
6.根据权利要求5所述的钛铁矿重选选别工艺,其特征在于,螺旋溜槽槽面离螺旋中心
13cm以外的产品的品位为4.04%。
7.根据权利要求1所述的钛铁矿重选选别工艺,其特征在于,所述钛铁矿为高硫低钛钛铁矿。
8.根据权利要求1所述的钛铁矿重选选别工艺,其特征在于,重选前斜板给矿处产品的品位为5.56%,重选前斜板沉砂处产品的品位为5.60%,重选前斜板溢流处产品的品位为
4.37%。
9.根据权利要求1所述的钛铁矿重选选别工艺,其特征在于,螺旋溜槽粗选给矿处产品的品位为5.73%,粗选精矿的品位为9.87%;螺旋溜槽一段扫选给矿处产品的品位为
3.72%,一段扫选精矿的品位为6.68%;螺旋溜槽二段扫选给矿处产品的品位为2.71%,二段扫选精矿的品位为3.72%,二段扫选尾矿的品位为1.89%。
10.根据权利要求1所述的钛铁矿重选选别工艺,其特征在于,精选精矿的品位为
14.08%,精选尾矿的品位为5.88%。

说明书全文

一种矿重选选别工艺

技术领域

[0001] 本发明属于金属矿选矿的重选领域,并且更具体地,涉及一种钛铁矿重选选别工艺。

背景技术

[0002] 目前,白选钛重选工艺流程为“一粗选两扫选一精选”,并且粗选和扫选精矿汇总后直接进入重选精选作业。在2017年2月和3月试生产初期作业区对重选作业条件重新进行了优化和调整,优化调整后各重选流程截取器宽度为:粗选为15cm、扫选Ⅰ为14cm、扫选Ⅱ为13cm、精选为15cm,重选回收率较投产之初得到了一定的提高,但是同时出现了以下问题:重选精矿量增加后导致磨矿分级系统来矿较设计之前增加,造成球磨机排矿池和高频细筛筛上泵池因矿浆体积量过大易跑溢流,成为整个选钛系统中较为突出的一个金属流失点。
[0003] 因此,现有技术仍然存在改进的空间。

发明内容

[0004] 本发明的目的在于对现有重选工艺流程进行改进,提出一种钛铁矿重选选别工艺。本发明根据“相同品位矿物返回相应流程”的原则,在不影响重选系统回收率前提下,通过优化重选流程,减少二段强磁前的磨矿量,把控浮选原矿的粒级占比和提高浮选原矿品位,降低磨矿和浮选药剂成本。
[0005] 为了解决上述技术问题或实现上述目的,本发明采用以下具体技术方案:
[0006] 根据本发明的方面,提供一种钛铁矿重选选别工艺,包括以下步骤:
[0007] 将重选前斜板浓缩精矿采用螺旋溜槽进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿
[0008] 将粗选尾矿采用螺旋溜槽进行一段扫选,得到一段扫选精矿和一段扫选尾矿;
[0009] 将一段扫选尾矿采用螺旋溜槽进行二段扫选,得到二段扫选精矿和二段扫选尾矿;
[0010] 将二段扫选精矿返回与粗选尾矿混合进入到螺旋溜槽一段扫选中;
[0011] 将粗选精矿和一段扫选精矿混合后采用螺旋溜槽进行精选,得到精选精矿和精选尾矿;
[0012] 将精选尾矿返回至重选前斜板浓缩精矿中。
[0013] 在本发明的一个实施例中,精选尾矿被输送至斜板沉砂箱返回至重选前斜板浓缩精矿中。
[0014] 在本发明的一个实施例中,螺旋溜槽精选中采用的精选截取器宽度为13cm。
[0015] 在本发明的一个实施例中,精选尾矿包括螺旋溜槽精选中螺旋溜槽槽面离螺旋中心13cm以外的产品。
[0016] 在本发明的一个实施例中,将螺旋溜槽精选中螺旋溜槽槽面离螺旋中心13cm以外的产品部分直接输送至斜板沉砂箱返回至重选前斜板浓缩精矿中。
[0017] 在本发明的一个实施例中,螺旋溜槽槽面离螺旋中心13cm以外的产品的品位为4.04%。
[0018] 在本发明的一个实施例中,钛铁矿为高硫低钛钛铁矿。
[0019] 在本发明的一个实施例中,重选前斜板给矿处产品的品位为5.56%,重选前斜板沉砂处产品的品位为5.60%,重选前斜板溢流处产品的品位为4.37%。
[0020] 在本发明的一个实施例中,螺旋溜槽粗选给矿处产品的品位为5.73%,粗选精矿的品位为9.87%;螺旋溜槽一段扫选给矿处产品的品位为3.72%,一段扫选精矿的品位为6.68%;螺旋溜槽二段扫选给矿处产品的品位为2.71%,二段扫选精矿的品位为3.72%,二段扫选尾矿的品位为1.89%。
[0021] 在本发明的一个实施例中,精选精矿的品位为14.08%,精选尾矿的品位为5.88%。
[0022] 通过采用上述技术方案,本发明相比于现有技术具有如下优点:
[0023] 本发明解决了现有重选选矿方法存在的回收率偏低、精矿产品杂质含量高的问题。本发明能够提高重选精矿品位、有效分离比磁化系数较高的橄榄石等脉石矿物,减少钛金属量的流失。本发明能够在不影响重选系统回收率前提下,有效减少二段强磁工序前磨矿分级系统的处理量,控制浮选原矿的粒级占比和提高浮选原矿品位,降低磨矿和浮选药剂成本。附图说明
[0024] 为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他的实施例。
[0025] 图1示出了本发明提供的一种钛铁矿重选选别工艺的流程图
[0026] 图2示出了本发明具体实施例中的钛铁矿重选选别工艺的流程示意图。

具体实施方式

[0027] 应当理解,在示例性实施例中所示的本发明的实施例仅是说明性的。虽然在本发明中仅对少数实施例进行了详细描述,但本领域技术人员很容易领会在未实质脱离本发明主题的教导情况下,多种修改是可行的。相应地,所有这样的修改都应当被包括在本发明的范围内。在不脱离本发明的主旨的情况下,可以对以下示例性实施例的设计、操作条件和参数等做出其他的替换、修改、变化和删减。
[0028] 如图1所示,本发明提供的一种钛铁矿重选选别工艺,包括以下步骤:
[0029] S1:将重选前斜板浓缩精矿采用螺旋溜槽进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿;
[0030] S2:将粗选尾矿采用螺旋溜槽进行一段扫选,得到一段扫选精矿和一段扫选尾矿;
[0031] S3:将一段扫选尾矿采用螺旋溜槽进行二段扫选,得到二段扫选精矿和二段扫选尾矿;
[0032] S4:将二段扫选精矿返回与粗选尾矿混合进入到螺旋溜槽一段扫选中;
[0033] S5:将粗选精矿和一段扫选精矿混合后采用螺旋溜槽进行精选,得到精选精矿和精选尾矿;
[0034] S6:将精选尾矿返回至重选前斜板浓缩精矿中。
[0035] 通过本发明的上述技术方案,本发明解决了现有重选选矿方法存在的回收率偏低、精矿产品杂质含量高的问题,本发明能够提高重选精矿品位、有效分离比磁化系数较高的橄榄石等脉石矿物,减少钛金属量的流失,本发明也能够在不影响重选系统回收率前提下,有效减少二段强磁工序前磨矿分级系统的处理量,控制浮选原矿的粒级占比和提高浮选原矿品位,降低磨矿和浮选药剂成本。
[0036] 在上述钛铁矿重选选别工艺中,优选地,步骤S6中精选尾矿被输送至斜板沉砂箱返回至重选前斜板浓缩精矿中。
[0037] 在上述钛铁矿重选选别工艺中,优选地,步骤S5中螺旋溜槽精选中采用的精选截取器宽度为13cm。
[0038] 在上述钛铁矿重选选别工艺中,优选地,步骤S5中精选尾矿包括螺旋溜槽精选中螺旋溜槽槽面离螺旋中心13cm以外的产品。
[0039] 在上述钛铁矿重选选别工艺中,优选地,步骤S6中将螺旋溜槽精选中螺旋溜槽槽面离螺旋中心13cm以外的产品部分直接输送至斜板沉砂箱返回至重选前斜板浓缩精矿中。
[0040] 在上述钛铁矿重选选别工艺中,优选地,螺旋溜槽槽面离螺旋中心13cm以外的产品的品位为4.04%。
[0041] 在上述钛铁矿重选选别工艺中,优选地,钛铁矿为高硫低钛钛铁矿[0042] 在上述钛铁矿重选选别工艺中,对重选流程各点品位进行考查,其中重选前斜板给矿处产品的品位为5.56%,重选前斜板沉砂处产品的品位为5.60%,重选前斜板溢流处产品的品位为4.37%;螺旋溜槽粗选给矿处产品的品位为5.73%,粗选精矿的品位为9.87%;螺旋溜槽一段扫选给矿处产品的品位为3.72%,一段扫选精矿的品位为6.68%;螺旋溜槽二段扫选给矿处产品的品位为2.71%,二段扫选精矿的品位为3.72%,二段扫选尾矿的品位为1.89%;精选精矿的品位为14.08%,精选尾矿的品位为5.88%。
[0043] 下面通过具体实施例来对本申请的上述技术方案进行详细地说明。
[0044] 本发明提供了一种高硫低钛钛铁矿重选选别工艺,其工艺流程图如图2所示。本发明提供的工艺具体是在原有重选选别工艺的基础上,通过更改流程管道走向使扫选二的精矿与粗选尾矿混合进入扫选一中,并且使重选精选中螺旋溜槽面离螺旋中心13cm以外产品部分直接输送至斜板沉砂箱并返回重选原矿中。
[0045] 本发明的创新点在优化其重选流程工艺和调整截取器宽度两个方面。
[0046] 本发明实施例中通过对重选精选螺旋溜槽面精矿粒度与品位的分布规律进行了大量取样考查,具体数据见表1和表2。
[0047] 表1重选精选槽面截取4‑20cm矿样分布情况
[0048]
[0049]
[0050] 由上述表1中的重选精选螺旋溜槽槽面精矿分布规律考查数据可以看出,现有精选截取器的截取宽度通常为15cm,过宽;离开螺旋中心8cm以外新增截取的精矿品位在6.58%,这与重选粗选原矿(重选前斜板浓缩精矿)的品位相当;离开螺旋中心13cm以外的精矿品位只有4%左右,与精选尾矿的品位相当,属于合格尾矿。然而,截取过多,品位会较低且粒度较粗,不利于后续磨矿,最终导致磨矿系统金属流失较大。因此,本发明优选精选截取器的宽度为13cm。
[0051] 表2重选流程各点品位考查
[0052]序号 取样点 品位(%)
1 重选斜板给矿 5.56
2 重选斜板沉砂 5.60
3 重选斜板溢流 4.37
4 重选粗选给矿 5.73
5 重选粗选精矿 9.87
6 重选扫一给矿 3.72
7 重选扫一精矿 6.68
8 重选扫二给矿 2.71
9 重选扫二精矿 3.72
10 重选扫二尾矿 1.89
11 重选精选精矿 14.08
12 重选精选尾矿 5.88
[0053] 由上述表2中的流程的各个点品位可以看出,扫选的精矿品位普遍偏低,没有达到重选粗选精矿的品位就被混入其中,违背了重选流程设计中“相同品位矿物返回相应流程”的原则,因此,本发明改进流程走向将扫选二的精矿与粗选尾矿混合进入扫选一。同时,重选精选尾矿的品位与重选粗选时的原矿品位相当,精选尾矿部分直接输送至斜板沉砂箱并返回重选粗选原矿中。
[0054] 因此,本发明在原有重选流程“一粗选两扫选一精选”的基础上,改进了重选流程,如图2所示,本发明改进流程走向将扫选二的精矿与粗选尾矿混合进入扫选一,精选尾矿部分直接输送至斜板沉砂箱并返回重选粗选原矿中。同时,本发明也对重选精选流程中的截取器宽度进行了优化,本发明优选精选截取器的宽度为13cm,截取的精矿品位和粒度适中,利于后续磨矿,不会导致磨矿系统金属流失。
[0055] 综上所述,本发明通过优化重选流程工艺和调整截取器宽度,解决了现有重选选矿方法存在的回收率偏低、精矿产品杂质含量高的问题,同时本发明能够提高重选精矿品位、有效分离比磁化系数较高的橄榄石等脉石矿物,减少钛金属量的流失;本发明也能够有效减少二段强磁工序前磨矿分级系统的处理量,控制浮选原矿的粒级占比和提高浮选原矿品位,降低磨矿和浮选药剂成本。
[0056] 以上所述仅为本发明的较佳实施例,并非用来限定本发明的实施范围;如果不脱离本发明的精神和范围,对本发明进行修改或者等同替换,均应涵盖在本发明权利要求的保护范围当中。
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