专利名称：一种选矿磨矿的工艺方法
技术领域：
ー种选矿磨矿的エ艺方法，适用于金属矿和非金属矿物的选矿行业，用于对有用矿物和脉石的解离过程，适用于以有用矿物为结晶核心并被脉石包裹的矿物赋存状态的矿物的解离，尤其适用于铝土矿、磷灰石等矿物正、反浮选的矿物的解离过程。
背景技术：
随着我国铝土矿资源的日益贫化，我国庞大的氧化铝エ业产能，将不得不依靠铝土矿选矿技术来保证冶炼用合格铝土矿的供应。目前铝土矿选矿技术已经在中州铝厂、希望铝业、开曼铝业和汇源铝业投入生产应用，铝土矿选矿的技术日益成熟，但目前铝土矿的磨矿解离普遍采用了湿法球磨技术，即湿法一段球磨加两级分级技术、两段磨矿旋流分级技术、双仓湿磨加旋流分级技术。一段球磨加两级分级技术首先把预先破碎到25_以下的矿石通过皮带机定量输送进入湿法球磨机中，在加入矿石的同时加入等量的水进行球磨， 球磨后的矿浆再加入适量的水后进入ー级分级机进行分级，分级机的返沙返回到球磨机循环磨矿，一级分级机的溢流进入ニ级分级机进行分级，分级机返沙作为一部分精矿使用，分级机溢流送入浮选系统进行浮选；两段磨矿旋流分级技术是把预先破碎到25mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到一段湿法棒磨机中，在加入矿石的同时加入等量的水，棒磨后的矿浆再加入适量的水后送入中间箱，然后用泵送入旋流器进行旋流分级，旋流分级的底流送入ニ段球磨机中进行二次磨矿，ニ段球磨机的出料也送入到中间箱，然后经旋流器进行分级，旋流器底流返回到ニ段磨机中实现循环磨矿，旋流器溢流作为合格浮选矿浆送入浮选系统进行浮选；双仓湿磨加旋流分级技术是把预先破碎到25_以下的矿石通过皮带机定量输送进入到湿法双仓磨机中，双仓磨机一仓的装球一般为90_以上大球，ニ仓为50-80mm中球，在加入矿石的同时加入等量的水，球磨后的矿浆再加入适量的水后送入中间箱，然后用泵送入旋流器进行旋流分级，旋流器底流返回到球磨机中实现循环磨矿，旋流器溢流作为合格浮选矿浆送入浮选系统进行浮选。生产实践证明，为了保证铝土矿矿石中一水硬铝石与脉石的解离，以上的这些方法通常要把矿石磨细到O. 074mm以上85% -95%才能达到理想的精矿回收率和精矿品位，为了实现更高的精矿回收率可能还需要进ー步把尾矿磨细重新进行浮选，这样的磨矿方法磨制的矿浆中通常O. 038mm以下的颗粒的比例高于60%，产生了泥化现象，这些细颗粒为矿物浮选带来了困难，同时也对精矿尾矿的脱水带来了困难，目前铝土矿选矿精矿、尾矿的脱水仍是一道制约生产产能的难题。研究表明，铝土矿选矿矿物的最适宜的选矿粒径为O. 038mm-0. 15mm,以上的磨矿方法显然无法保证大部分的颗粒在O. 038mm-0. 15mm之间。本发明采用两段湿法解离技术，改原有的一段磨机——棒磨机为湿法辊压式磨机，并对湿法辊压式磨机磨制的矿浆进行筛分，接近合格的矿石颗粒不再进入湿法球磨机磨矿，避免了矿石过磨现象，大大減少了矿浆的泥化现象。实际应用中，首先把预先破碎到25_以下的矿石通过皮带机定量输送进入到湿法辊压式磨机中，并在磨机中加入水，这种磨机为辊压磨矿方式，由于辊与臼盘不接触，不会产生过磨现象；湿法辊压式磨机产生的矿浆已经有一部分达到了解离要求，通过筛分设备分级后，合格的矿物颗粒无需再进入球磨机磨矿，这样不仅可以克服过磨现象，也使系统产能大为提高，系统电耗与钢球消耗大大降低。这样的解离方式，使得矿物与脉石的解离更为完全，选矿过程可以获得更高品位的精矿。发明的内容本发明是针对铝土矿正、反浮选的矿物的解离存在的能耗高、设备与厂房投资高、矿物解离不完全、矿物泥化严重难以脱水的问题而研究与发明的。本发明的方法采用湿法两段磨方式，一段磨矿为湿法辊压式磨机，对湿法辊压式磨机磨制的矿浆进行筛分，接近合格的矿石颗粒不再进入湿法球磨机磨矿，大大減少了矿浆的泥化现象，这样不仅可以克服过磨现象，也使系统产能大为提高，系统电耗与钢球消耗大为降低。本发明的方法，使得矿物与脉石的解离更为完全，选矿过程可以获得更高品位的精矿。本发明的方法设备体积小无需建设大型的设备厂房，減少了项目投资；本发明的方法设备磨矿效率高，可以节约一半的电耗，有利于降低エ厂成本。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。本发明ー种选矿磨矿的エ艺方法是由湿法辊压式磨机I、筛分设备2、湿法球磨机3、旋流器4、中间箱5、砂浆泵6组合实现；矿石由A向输送进入湿法辊压式磨机I、水由A向输送进入湿法辊压式磨机1，在湿法辊压式磨机I中辊压磨细后的矿浆进入筛分设备2，筛分设备2筛上粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进ー步磨细后矿浆进入中间箱5，筛分设备2筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆。其中，湿法辊压式磨机I为臼旋磨机，筛分设备2为湿法振动筛。把预先破碎到25mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到湿法辊压式磨机I中，并在湿法辊压式磨机I中加入水，矿石在湿法辊压式磨机I中磨制成粗矿浆，粗矿浆经筛分设备2筛分后筛上粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进ー步磨细后矿浆进入中间箱5，筛分设备2筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中的矿浆为混合矿浆，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，形成闭路磨矿，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆。其中，湿法辊压式磨机I为臼旋磨机，筛分设备2为湿法振动筛。本发明ー种选矿磨矿的エ艺方法与传统磨矿方式相比具有以下有益效果I、本发明ー种选矿磨矿的エ艺方法克服了矿石磨矿的泥化现象，使得铝土矿选矿技术逐步完菩成熟。2、本发明的方法，使得矿物与脉石的解离更为完全，选矿过程可以获得更高品位的精矿。3、本发明的方法，使得矿物与脉石的解离更为完全，选矿过程可以获得更高的矿物回收率。4、本发明的方法，使磨矿系统产能大为提高，系统电耗与钢球消耗大大降低，降低了磨矿成本。
附图I是本发明ー种选矿磨矿的エ艺方法的エ艺设备流程示意图
如附图1，ー种选矿磨矿的エ艺方法是由湿法辊压式磨机I、筛分设备2、湿法球磨机3、旋流器4、中间箱5、砂浆泵6组合实现；矿石由A向输送进入湿法辊压式磨机I、水由A向输送进入湿法辊压式磨机1，在湿法辊压式磨机I中辊压磨细后的矿浆进入筛分设备2，筛分设备2筛上粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进ー步磨细后矿浆进入中间箱5，筛分设备2筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆。其中，湿法辊压式磨机I为臼旋磨机，筛分设备2为湿法振动筛。把预先破碎到25_以下的矿石通过皮带机定量输送进入到湿法辊压式磨机I中，并在湿法辊压式磨机I中加入水，矿石在湿法辊压式磨机I中磨制成粗矿浆，粗矿浆经筛分设备2筛分后筛上粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进ー步磨细后矿浆进入中间箱5，筛分设备2筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中的矿浆为混合矿浆，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，形成闭路磨矿，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆。其中，湿法辊压式磨机I为臼旋磨机，筛分设备2为湿法振动筛。
具体实施方式
把破碎到直径25mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到湿法辊压式磨机I中，并在湿法辊压式磨机I中加入水，矿石在湿法辊压式磨机I中磨制成粗矿浆，粗矿浆经筛分设备2筛分后筛上粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进ー步磨细后矿浆进入中间箱5，筛分设备2筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中的矿浆为混合矿浆，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，形成闭路磨矿，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆。其中，湿法辊压式磨机I为臼旋磨机，筛分设备2为湿法振动筛。下面结合实施例对本发明做进ー步的说明。实施例I把铝硅比为3. 5-4. O含有大量矿泥的河南铝土矿破碎到25mm以下，破碎后矿石通过皮带机定量输送进入到湿法辊压式磨机I中，湿法辊压机使用立式白旋磨机，在立式臼旋磨机中加入水，矿石在立式臼旋磨机中磨制成粗矿浆，粗矿浆粒度+3mm
<25%,-O. 074mm > 30%,粗矿浆经筛分设备2筛分，筛分设备2为O. 5mm湿法振动筛，经湿法振动筛筛分后的粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进ー步磨细后矿浆进入中间箱5，湿法振动筛筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中的矿浆为混合矿浆，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，形成闭路磨矿，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆，合格矿浆粒度+0. 074mm < 15%,-O. 038mm < 55%，为比较理想的铝土矿选矿矿浆，不产生泥化现象。矿浆经正浮选后获得的精矿铝硅比为8. 0-8. 5，尾矿铝硅比为I. 25-1. 35 ;精矿产率为70% -75%，捕收剂总消耗量为每吨原矿500_600g，每吨铝土矿矿石磨矿球耗为200-250g。实施例2把铝硅比为2.0-2. 5含有大量矿泥的河南铝土矿破碎到25mm以下，破碎后矿石通过皮带机定量输送进入到湿法辊压式磨机I中，湿法辊压机使用立式白旋磨机，在立式臼旋磨机中加入水，矿石在立式臼旋磨机中磨制成粗矿浆，粗矿浆粒度+3mm
<25%,-O. 074mm > 40%,粗矿浆经筛分设备2筛分，筛分设备2为O. 5mm湿法振动筛，经湿法振动筛筛分后的粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进ー步磨细后矿浆进入中间箱5，湿法振动筛筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中的矿浆为混合矿浆，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，形成闭路磨矿，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆，合格矿浆粒度+0. 074mm < 15%,-O. 038mm < 60%，为比较理想的铝土矿选矿矿浆，不产生泥化现象。矿浆经正浮选后获得的精矿铝硅比为6. 0-6. 5，尾矿铝硅比为I. 15-1.25 ;精矿产率为70% -75%，捕收剂总消耗量为每吨原矿400_500g，每吨铝土矿矿石磨矿球耗为180-230g。实施例3把铝硅比为3. 5-4.0不含矿泥的山西阳泉铝土矿破碎到25mm以下，破碎后矿石通过皮带机定量输送进入到湿法辊压式磨机I中，湿法辊压机使用立式白旋磨 机，在立式臼旋磨机中加入水，矿石在立式臼旋磨机中磨制成粗矿浆，粗矿浆粒度+3mm
<30%,-O. 074mm > 20%,粗矿浆经筛分设备2筛分，筛分设备2为O. 5mm湿法振动筛，经湿法振动筛筛分后的粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进ー步磨细后矿浆进入中间箱5，湿法振动筛筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中的矿浆为混合矿浆，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，形成闭路磨矿，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆，合格矿浆粒度+0. 074mm < 15%,-O. 038mm < 45%，为比较理想的铝土矿选矿矿浆，不产生泥化现象。矿浆经正浮选后获得的精矿铝硅比为8. 0-8. 5，尾矿铝硅比为I. 25-1. 35 ;精矿产率为70% -75%，捕收剂总消耗量为每吨原矿500_600g，每吨铝土矿矿石磨矿球耗为300-350g。实施例4把P205含量25%的云南磷灰石原矿破碎到25mm以下，破碎后矿石通过皮带机定量输送进入到湿法辊压式磨机I中，湿法辊压机使用立式白旋磨机，在立式白旋磨机中加入水，矿石在立式白旋磨机中磨制成粗矿浆，粗矿浆粒度+3mm< 15%,-O. 074mm> 35%，粗矿浆经筛分设备2筛分，筛分设备2为O. 5mm湿法振动筛，经湿法振动筛筛分后的粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进ー步磨细后矿浆进入中间箱5，湿法振动筛筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中的矿浆为混合矿浆，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，形成闭路磨矿，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆，合格矿浆粒度+0. 074mm < 30%,-O. 038mm < 35%，为比较理想的磷灰石选矿矿浆。矿浆经正浮选后获得的磷灰石精矿P2O5含量为33%，尾矿P2O5含量为5% ;精矿产率为70% -75%,捕收剂总消耗量为每吨原矿1500-2000g，每吨原矿矿石磨矿球耗为200-250g。实施例5把TFe35%的云南褐铁矿原矿破碎到25mm以下，破碎后矿石通过皮带机定量输送进入到湿法辊压式磨机I中，湿法辊压机使用立式臼旋磨机，在立式臼旋磨机中加入水，矿石在立式臼旋磨机中磨制成粗矿衆，粗矿衆粒度+3mm < 30%>-0. 074mm > 30%,粗矿衆经筛分设备2筛分，筛分设备2为O. 5_湿法振动筛，经湿法振动筛筛分后的粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进ー步磨细后矿浆进入中间箱5，湿法振动筛筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中的矿浆为混合矿浆，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，形成闭路磨矿，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆，合格矿浆粒度+0. 074mm < 30%, -O. 038mm < 35%，为比较理想的褐铁矿正浮选选矿矿浆。矿浆经正浮选后获得的褐铁矿精矿TFe 50%，尾矿TFe为7. 5% ;捕收剂总消耗量为每吨原矿1000-1500g,每吨原矿矿石磨 矿球耗为200-250g。
权利要求
1.一种选矿磨矿的工艺方法，其特征在于一种选矿磨矿的工艺方法是由湿法辊压式磨机I、筛分设备2、湿法球磨机3、旋流器4、中间箱5、砂浆泵6组合实现；矿石由A向输送进入湿法辊压式磨机I、水由A向输送进入湿法辊压式磨机1，在湿法辊压式磨机I中辊压磨细后的矿浆进入筛分设备2，筛分设备2筛上粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进一步磨细后矿浆进入中间箱5，筛分设备2筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆。
2.根据权利要求I所述的一种选矿磨矿的工艺方法，其特征在于湿法辊压式磨机I为臼旋磨机。
3.根据权利要求I所述的一种选矿磨矿的工艺方法，其特征在于筛分设备2为湿法振动筛。
全文摘要
一种选矿磨矿的工艺方法是由湿法辊压式磨机1、筛分设备2、湿法球磨机3、旋流器4、中间箱5、砂浆泵6组合实现；矿石由A向输送进入湿法辊压式磨机1、水由A向输送进入湿法辊压式磨机1，在湿法辊压式磨机1中辊压磨细后的矿浆进入筛分设备2，筛分设备2筛上粗矿石颗粒进入湿法球磨机3，在湿法球磨机3中进一步磨细后矿浆进入中间箱5，筛分设备2筛下矿浆进入中间箱5，中间箱5中矿浆经砂浆泵6送入旋流器4，旋流器4底流返回湿法球磨机3，旋流器4溢流沿B向排出为合格矿浆。湿法辊压式磨机1为臼旋磨机。筛分设备2为湿法振动筛。该发明具有克服矿粒泥化、解离完全、节约投资、节省电耗、节约球耗的积极作用。
文档编号B02C23/22GK102814224SQ201210301170
公开日2012年12月12日 申请日期2012年8月16日 优先权日2012年8月16日
发明者任逸 申请人:任逸