磁重预选、粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺的制作方法
【技术领域】
[0001]本发明属于铁矿选矿技术领域，特别是一种磁重预选、粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺。
【背景技术】
[0002]冶金矿山企业在生产过程中提取了有用矿物产品的同时，也产生了大量的尾矿废弃物。随着钢铁产量的增加，尾矿废弃物将会越来越多。目前铁尾矿废弃物均采用尾矿库集中堆放方式寄存，不但占用大量土地，对周围环境也产生了一定的影响。
[0003]由于技术原因，选矿厂在生产铁精矿的同时产生的尾矿如赤铁矿选矿厂的外排尾矿一直未得到回收利用，其尾矿中流失的铁矿物主要为赤铁矿(占尾矿的70%)，其次是磁性铁(占尾矿的30%)。磁性铁矿物主要以连生体形式存在，必须对其进行细磨后才能有效回收，传统工艺只是针对赤铁矿的尾矿进行简单的分级、磁选，一般是将品位8 — 15%，重量百分比为40 — 45%、一 200目小于0.1 mm的细粒铁尾矿给入圆筒筛，其筛下产品给入一段强磁机进行粗选，筛上产品抛弃，将一段强磁机的精矿给入二段强磁机进行精选，一段强磁机的抛尾，将二段强磁机的精矿给入一段离心机粗选，二段强磁机的尾矿抛弃，再将一段离心机的精矿给入二段离心机精选，一段离心机的尾矿抛弃，二段离心机的精矿为最终精矿，二段离心机的尾矿抛弃。
[0004]由于赤铁矿尾矿的综合利用不仅能消除尾矿对环境的危害，又能作为资源进行回收利用，具有较好的环境效果和较高的经济利益，因此，传统工艺还有针对浮选尾矿的回收方法。由于浮选后的精矿品位不尚，尾矿广生量大，其铁品位在4 3%左右，分尚矿石中的硅和铁，达到富集铁的目的，难度很大，且成本不合算。对赤铁矿尾矿采用酸浸一一还原工艺，实现固废资源化、减量化的目的。在酸浸过程中，当反应的温度为100 °c，浸出时问为2.5h，搅拌转速为400 r/m。溶液硫酸浓度为45%，硫酸过量系数为1.5时，对铁矿中铁回收率可达82.3%。在还原过程中，当反应时间为2h，反应温度为50 °C，铁肩的过量系数为
1.4时，可以制得优等绿矾产品。通过氧化聚合制得P F S絮凝剂。在处理选矿废水时，当溶液的P H值在8?9之间，投加量为2?5m g /L (以F e3+计)时，聚合度在7 %?14 %之间时，聚合硫酸铁对废水浊度去除有较好的效果。在聚合度为7.5%，P H值为8.5，投加量为3m g /L时，出水浊度最低为5N T U左右。在处理垃圾渗滤液时，当溶液的P H在8.5?9之间，投加量为4 O?50 m g /L ( WFe ”计)时，聚合度在11%?12.5%之间时，聚合硫酸铁对该废水C O D和浊度去除都有较好的处理效果。当聚合度为8.5，PH值为8.5，投加量为4 Om g /L时，出水浊度为5.1，利用赤铁矿尾矿制备绿矾和PFS两种产品。
[0005]传统工艺很难有效的实现尾矿中磁性铁矿物的单体解离，同时这部分以连生体形式存在的磁性铁还会影响到对赤铁矿的选别效果。因此，赤铁矿选矿厂的外排尾矿在现有生产流程中较难回收。
【发明内容】
[0006]本发明的目的是针对赤铁矿尾矿再选回收铁精矿，提供一种不增加铁矿资源的消耗，节省破碎筛分和一段磨矿等工序过程，可大幅度降低铁精矿生产成本的磁重预选，粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺。
[0007]本发明的目的是通过下述技术方案来实现的:
本发明的磁重预选、粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺，其特征在于包括下列步骤:
1)将品位为8%—15%的赤铁矿尾矿矿浆给入粗选螺旋溜槽作业，粗选螺旋溜槽作业的精矿给入精选螺旋溜槽作业，精选螺旋溜槽作业的中矿自循环，精选螺旋溜槽作业的尾矿与粗选螺旋溜槽作业的尾矿合并进入永磁扫选作业进行扫选；精选螺旋溜槽作业的精矿与永磁扫选作业的精矿合并为品位为30.86%、产率为13.23%的粗精矿；
2)品位为30.86%、产率为13.23%的粗精矿给入旋流器与立磨机组成的磨矿分级回路进行再磨作业，旋流器溢流给入弱磁选作业；
3)弱磁选作业的尾矿给入一段中矿浓缩作业浓缩、一段中矿浓缩作业的底流给入平板筛进行筛分，其粒度为+1.5 _筛上产品抛尾，粒度为-1.5 _筛下产品给入强磁选作业；
4)弱磁选和强磁选作业的精矿合并给入二段中矿浓缩作业，二段浓缩底流给入一段离心机作业，一段中矿浓缩作业的溢流和二段中矿浓缩作业的溢流作为循环水使用；
6) 一段离心机的精矿给入二段离心机作业，二段离心机的精矿即为最终精矿，其精矿品位67.95%，精矿产率4.00%，回收率21.52% ;二段离心机作业尾矿返回二段中矿浓缩作业；
永磁扫选作业尾矿、强磁选作业尾矿、一段离心机作业尾矿合并为最终尾矿，其尾矿品位为 10.33%。
[0008]本发明的优点是:
1)通过对赤铁矿选厂的尾矿采用两段螺旋溜槽、永磁扫选预选可获得粗精矿，大大减少了后续磨矿、选别作业的处理量，提高了后续选别作业的入选品位；
2)弱磁-强磁对粗精矿的选别效果较好，既提高了精矿品位，又抛弃了大量低品位矿泥；采用两段离心选别混磁精可获得了品位为67.95%，精矿产率为4.00%，回收率达到21.52%，尾矿品位10.33%的较好选别指标。
[0009]本发明在不增加铁矿资源的消耗，节省破碎筛分和一段磨矿等工序过程，可大幅度降低铁精矿生产成本，从根本上解决了赤铁矿选矿厂的外排尾矿一直未得到回收利用这一技术难题。有利于从排弃尾矿中回收有价铁成分，进一步提高了已开发铁矿资源的利用率，减少了尾矿排放量，完全符合国家有关资源利用和节能减排的产业政策。
【附图说明】
[0010]图1为本发明的磁重预选、粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺的流程图。
【具体实施方式】
[0011]下面结合附图进一步说明本发明的【具体实施方式】。
[0012]如图1所示，本发明的磁重预选、粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺，其特征在于包括下列步骤:
1)将品位为8%—15%的赤铁矿尾矿矿浆给入粗选螺旋溜槽作业，粗选螺旋溜槽作业的精矿给入精选螺旋溜槽作业，精选螺旋溜槽作业的中矿自循环，精选螺旋溜槽作业的尾矿与粗选螺旋溜槽作业的尾矿合并进入永磁扫选作业进行扫选；精选螺旋溜槽作业的精矿与永磁扫选作业的精矿合并为品位为30.86%、产率为13.23%的粗精矿，抛弃了品位9.85%、产率86.77%的低品位尾矿，大大减少了磨矿量和后续选别作业的处理量，同时提高了后续选别作业的入选品位，经两段螺旋溜槽、永磁扫选获得的粗精矿粒度为-200目58.67%，铁矿物解离度35.00% ；
2)品位为30.86%、产率为13.23%的粗精矿给入旋流器与立磨机组成的磨矿分级回路进行再磨作业，旋流器溢流给入弱磁选作业；
3)弱磁选作业的尾矿给入一段中矿浓缩作业浓缩，一段中矿浓缩作业的底流给入平板筛进行筛分，其粒度为+1.5 _筛上产品抛尾，粒度为-1.5 _筛下产品给入强磁选作业；
弱磁-强磁对粗精矿的选别效果较好，既将精矿品位由30.86%提高到50.33%，又抛弃了大量低品位矿泥，使-1Oym级别含量由55.60%降低到32.15%，为后续作业提供了较好的入选条件；
4)弱磁选和强磁选作业的精矿合并给入二段中矿浓缩作业，二段浓缩底流给入一段离心机作业，一段中矿浓缩作业的溢流和二段中矿浓缩作业的溢流作为循环水使用；
5)一段离心机的精矿给入二段离心机作业，二段离心机的精矿即为最终精矿，其精矿品位67.95%，精矿产率4.00%，回收率21.52% ;二段离心机作业尾矿返回二段中矿浓缩作业；
永磁扫选作业尾矿、强磁选作业尾矿、一段离心机作业尾矿合并为最终尾矿，其尾矿品位为 10.33%。
[0013]本发明采用“螺旋溜槽、永磁-磨矿-强磁、离心机流程”进行选别，在磨矿粒度为-325目92.5%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%。尾矿初期自流排放到尾矿库，后期泵送至尾矿库。各段浓缩机溢流水返回尾矿回收厂循环使用。
【主权项】
1.一种磁重预选、粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺，其特征在于包括下列步骤: 1)将品位为8%—15%赤铁矿尾矿矿浆给入粗选螺旋溜槽作业，粗选螺旋溜槽作业的精矿给入精选螺旋溜槽作业，精选螺旋溜槽作业的中矿自循环，精选螺旋溜槽作业的尾矿与粗选螺旋溜槽作业的尾矿合并进入永磁扫选作业进行扫选；精选螺旋溜槽作业的精矿与永磁扫选作业的精矿合并为品位为30.86%、产率为13.23%的粗精矿； 2)品位为30.86%、产率为13.23%的粗精矿给入旋流器与立磨机组成的磨矿分级回路进行再磨作业，旋流器溢流给入弱磁选作业； 3)弱磁选作业的尾矿给入一段中矿浓缩作业浓缩，一段中矿浓缩作业的底流给入平板筛进行筛分，其粒度为+1.5 _筛上产品抛尾，粒度为-1.5 _筛下产品给入强磁选作业； 4)弱磁选和强磁选作业的精矿合并给入二段中矿浓缩作业，二段浓缩底流给入一段离心机作业，一段中矿浓缩作业的溢流和二段中矿浓缩作业的溢流作为循环水使用； 5)一段离心机的精矿给入二段离心机作业，二段离心机的精矿即为最终精矿，其精矿品位67.95%，精矿产率4.00%，回收率21.52% ;二段离心机作业尾矿返回二段中矿浓缩作业； 永磁扫选作业尾矿、强磁选作业尾矿、一段离心机作业尾矿合并为最终尾矿，其尾矿品位为 10.33%。
【专利摘要】本发明涉及一种磁重预选、粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺，采用“一粗一精螺旋溜槽、永磁-磨矿分级-强磁、离心机流程”进行选别，在磨矿粒度为-325目92.5%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%。尾矿初期自流排放到尾矿库，后期泵送至尾矿库。各段浓缩机溢流水返回尾矿回收厂循环使用。
【IPC分类】B03B5/62, B03C1/30, B03B7/00
【公开号】CN104888939
【申请号】CN201510320724
【发明人】孙德娣, 陈强, 戴兴宇, 于克旭, 吴凡
【申请人】鞍钢集团矿业公司
【公开日】2015年9月9日
【申请日】2015年6月12日