专利名称：低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺的制作方法
技术领域：
本发明涉及一种矿石的选矿工艺，尤其涉及一种难选铁矿的选矿工艺。
背景技术：
铁是世界上用量最多的一种金属，铁矿石是钢铁生产最主要的原料。近年来，随着我国钢铁产量的大幅度增长，铁矿石需求量迅猛增加，国内铁矿石短缺的矛盾越来越突出。在这样的现实背景下，鼓励开发国内铁矿资源，提高国内铁矿石自给率，降低我国钢铁工业发展对国外铁矿资源的依赖程度，是缓解当前我国铁矿资源供求矛盾的关键。而我国铁矿石的资源特点是贫矿多、细粒嵌布的多、矿石类型复杂，即贫、细、杂，这样的赋存特点就决定了我国铁矿石的难选性，需要新的选矿技术不断加以解决。为了在选矿过程中提高铁品位和回收率，使我国品位低、粒度细、复杂共生的难选铁矿石得以合理·利用，我们需要对矿石进行破碎、细磨、脱泥、浮选等处理。因为矿石中有用矿物呈微细粒嵌布，嵌布粒度为-0.037_、-0. 025_粒级，为了实现有用矿物的单体解离从而利于后续选别作业，通常需要对矿石进行细磨，细磨工艺的合理与否决定着有用矿物解离度的高低，也直接决定着最终选别指标的好坏。另外，原生泥及细磨产生的次生泥的存在会严重恶化浮选的精矿指标。因此，在进入浮选作业前，合理的细磨工艺和脱泥工艺对于开发微细粒嵌布的难选铁矿石资源来说十分关键，是浮选准备作业的关键技术。现有细磨方案常见有采用立式搅拌磨进行细磨，虽然能实现矿物细磨的目的，但单台处理能力较低、相同处理能力的情况下，设备价格高昂是其推广应用的瓶颈，不是一种经济可行的细磨方案，故难以推广应用。而采用球磨方案，往往会出现球磨机长径比的不合适、研磨介质的不合理、分级设备的不合适等问题，从而导致矿物得不到单体解离，选矿指标如品位、回收率不理想。简言之，对嵌布粒度微细、需细磨才能实现有用矿物单体解离的铁矿石资源，现有技术还不能有效解决细磨问题。特别需要提及的是，目前在国内外工业生产中还没有采用球磨机进行细磨达到-0. 025mm占85%以上的生产实践。在脱泥方面，现有的旋流器是一种高效简单的脱泥设备，具有设备占地小、处理量大、投资少等特点，对于密度轻、粒度细的矿泥的脱除有效，但旋流器的脱泥效果易受到给矿浓度和压力等影响，脱泥效果易波动，而且对于选择性絮凝是完全不适用的。而简易的脱泥斗，处理量有限且不易控制，对于大规模的矿山不适用。简言之，由于现有的细磨与脱泥技术均存在局限，这使得有用矿物不仅不能充分解离，矿泥也不能得到有效去除，进而不能为后续的浮选作业提供合格的原料，故浮选指标难以保证，达不到开发利用微细粒嵌布的铁矿石资源的目的。有用矿物必须达到充分解离且矿泥的影响基本消除后，才能进入浮选作业。在这一过程中，浮选的目的就是为了使有用矿物得以富集，脉石矿物尽可能去除，浮选工艺的合理与否对最终精矿的品位、回收率有决定性影响，是能否开发某种铁矿石的关键判定因素。综上，研究开发经济合理的细磨-脱泥-浮选工艺是开发国内广泛的具有贫、细、杂特点铁矿石资源的针对性方案，具有积极的指导意义。
发明内容
本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种投资成本较低、占地面积小、生产维护简便、适应性强、细磨脱泥效果好、产品质量好、且有利于保证生产的稳定性和连续性的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺。为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为一种低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，包括以下步骤(I)将破碎后的矿石产品先进行一段磨矿，一段磨矿后的排料进行一段分级，一段分级后的底流返回再次进入一段磨矿，一段分级后的溢流进入到下一步骤；(2)上述一段分级后的溢流进行二段分级，二段分级后的底流进行二段磨矿，二段磨矿后的排料返回再次进入二段分级，二段分级后的溢流进入到下一步骤； (3)对二段分级后的溢流进行弱磁选，弱磁选后的磁选尾矿经浓缩、隔渣、强磁选处理，所述强磁选即作为一段脱泥，弱磁选和强磁选后的磁选精矿进行三段分级；浓缩的溢流、隔渣的筛上物料、强磁选尾矿全部作尾矿处理；(4)三段分级后的底流再进行三段磨矿，三段磨矿后排料返回再次进入三段分级，三段分级后的溢流进入到下一步骤；(5)对上述三段分级后的溢流进行二段脱泥，二段脱泥后的底流进行弱磁粗选得到粗精矿，所述粗精矿经弱磁精选、浓缩、过滤后得到铁精矿；(6)弱磁粗选、弱磁精选后的尾矿进行后续的三段脱泥或四段脱泥以上的脱泥处理；各段脱泥处理后的溢流作尾矿矿泥处理；(7)经过上述步骤(6)处理后的底流经中矿浓缩进搅拌槽搅拌，然后开始进行反浮选，所述反浮选先后包括粗选和精选，搅拌后的产品先进行粗选，经粗选后的槽内产品进行精选，精选后的泡沫产品返回至本步骤的粗选，精选后的槽内产品经浓缩、过滤得到铁精矿；所述各段脱泥均采用选择性絮凝脱泥工艺，且各段脱泥采用的脱泥设备均为浓缩机。本发明提出的上述技术方案中采用了组合脱泥处理工艺，主要是指强磁选脱泥法与选择性絮凝脱泥法的组合。其中，弱磁选的目的是尽早回收强磁性矿物，防止强磁性矿物的大量存在而不利于强磁选作业；浓缩的目的则是提高弱磁选尾矿的矿浆浓度，为强磁选提供合适浓度的给料，同时脱除部分矿泥；隔渣的目的是去除粗颗粒，防止出现强磁选堵塞的情况，换言之，弱磁选、浓缩与隔渣均是为强磁选的准备作业。所述强磁选的目的则是回收弱磁性矿物，并同时起到去除原生泥与一、二段磨矿产生的矿泥的作用；后续的二段、三段以上的脱泥处理的目的主要是去除三段磨矿(细磨)中产生的矿泥。上述的选矿工艺中，优选的，所述步骤(7)中的精选先后包括一次精选和二次精选，所述一次精选后的槽内产品进入二次精选，一次精选和二次精选后的泡沫产品合并后返回至步骤(7)的粗选。上述的选矿工艺中，优选的，所述步骤(7)中的粗选的泡沫产品进行扫选，所述扫选的次数在一次以上(优选为四次)，其中，首次扫选后的槽内产品返回至粗选前的缓冲池并再次进行上述步骤(7)的处理；首次扫选后的各次扫选的槽内产品均返回至其上一级的扫选步骤进行处理，最后一次扫选后的泡沫产品与所述矿泥合并作尾矿处理(其余各次扫选后的泡沫产品则直接进入下一级进行扫选)。(本发明优选的工艺流程简图参见图2)。上述的选矿工艺中，所述反浮选中采用的捕收剂优选为GE-609，所述反浮选中采用的抑制剂优选为淀粉，所述反浮选中的浮选温度优选控制在8°C 30°C。上述的选矿工艺中，作为进一步的改进，所述浓缩机优选为本发明设计的改进型浓缩机，其包括浓缩机池体(特别适用于直径在12m以上的浓缩机)，浓缩机池体的周边设置溢流堰，浓缩机池体的底部设有将池中沉积的矿浆清理至池底沉砂口处的耙架，在所述改进型浓缩机溢流液面与所述耙架之间的高度位置上设有水管，水管上开设有方向朝上的出水口。所述浓缩机池体的上方优选设有支桥架，所述水管连接于桥架下方。所述水管优选为高度可调型水管。实现高度可调的装置和方法可以由本领域技术人员根据实践需要自行选择安装。作为对上述改进型浓缩机更进一步的改进，所述浓缩机池体优选为圆筒形或类似·圆筒形的其他形状(例如上部圆筒+下部倒圆锥)，所述水管相应优选为环形水管，所述环形水管上均匀(或等间距)布设有多个出水口。同一环形水管上的多个出水口优选绕环形水管的中心轴线(竖向)间隔均匀地布设在环形水管上。所述环形水管的数量优选为两个以上，且每个环形水管具有不同的直径，所述不同直径的环形水管的中心轴线均与浓缩机的中心轴线重合。更优选的，所述环形水管的数量为两个，包括大、小不同直径(圆环的直径)的两根环形水管；设所述浓缩机池体的内径为D，大直径环形水管的直径为dl (水管截面圆心到中心轴线的距离，即不考虑水管截面尺寸，下同)，小直径环形水管的直径为d2，则有dl/D=75% 85%，d2/D=50% 60%。更优选的，设所述浓缩机池体的深度为H，两个所述环形水管在浓缩机池体中的安装深度(距溢流液面的高度)为h，则有h/H=15% 25%。所述不同直径的环形水管还可优选设置在浓缩机池体中不同高度位置上形成阶梯状，且由浓缩机池体的转轴往周边高度逐渐降低(即深度逐渐增加)。上述的改进型浓缩机中，所述环形水管上通过设置倒T形连接管使所述出水口分设在环形水管的内外两侧，以更好地产生上升水流。所述浓缩机池体的矿浆给入口优选设置在池体中心的顶部。本发明中优选的改进型浓缩机的工作原理主要是本发明的选矿工艺中，针对矿山处理规模较大、需要采用较大直径的浓缩机进行脱泥的情况，在沉降时间一定时，由于浓缩机的半径较大，矿泥需要经过较长的水平行程才能到达浓缩机周边的溢流堰，矿泥可能未到达溢流堰就在接近溢流堰的附近区域沉降；本发明通过对脱泥设备进行改进，在浓缩机池体中增设环形水管，这使得矿泥颗粒由原来只受重力和因中心给矿产生的向溢流堰方向的水平推力作用变为受重力、水平推力和上升水提供的垂直向上的外力的三重作用，这进一步使得矿泥颗粒在水中的沉降速度减慢，运动轨迹发生变化，在一定的沉降时间内垂直行程更小，以保证有更多矿泥颗粒能够达到溢流堰处并被收集。在本发明脱泥设备的运行过程中，可以对脱泥设备的给矿浓度、溢流浓度、溢流品位进行实时监测(也可人工取样监测)；水管的供水水压、流量要均匀、稳定，并可根据溢流与底流的监测情况对出水流量进行自动调整。上述的选矿工艺中，所述选择性絮凝脱泥过程中，pH值优选控制在9 10。上述的选矿工艺中，所述pH值控制时采用的pH调整剂优选为NaOH，所述NaOH的用量优选按I. 2kg/1 I. 5kg/1计(表示每吨余矿添加的NaOH质量)。上述的选矿工艺，所述选择性絮凝脱泥过程中，采用的絮凝剂优选为腐殖酸胺，腐殖酸胺的用量优选为0. 75kg/t 0. 9kg/t (表示每吨余矿添加的腐殖酸胺的质量)。上述的选矿工艺，所述选择性絮凝脱泥过程中，控制各段脱泥时的给矿浓度(给矿的矿浆中干矿所占的质量百分比)优选为12% 20%，底流浓度(即脱泥后矿浆中干矿所占的质量百分比)优选为30% 50%。上述的选矿工艺中，所述难选铁矿优选是指以磁铁矿和赤铁矿为主的混合矿，所述述难选铁矿的嵌布粒度为2 ii m 30 ii m。所述一段磨矿的给矿粒度在IOmm以下。上述的选矿工艺中，所述一段磨矿、二段磨矿、三段磨矿均优选采用球磨机进行磨矿。上述的可用于选矿的选择性絮凝多段脱泥工艺，所述一段分级、二段分级、三段分级均优选采用旋流器进行分级。·上述的选矿工艺中，所述三段磨矿采用的球磨机的长径比优选为2. 5 3. O。所述一段磨矿中采用的磨矿介质为钢球，所述二段磨矿和三段磨矿中采用的磨矿介质均为钢段，所述钢段的充填量为所述球磨机筒体容积的20% 40%。上述的选矿工艺中，所述钢段优选为双平面圆台型钢段。所述钢段的直径(较大底面直径)优选为O20mm 45mm;所述二段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为0 45X50 0 30X35 O20X25=3. 5 4. 5 3. 5 4. 5 I 3 ;所述三段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为030X35 020X25=7 9 : I 3。上述的选矿工艺中，所述一段磨矿的排矿细度优选控制-0. 074mm占75% 80% ；所述二段磨矿的排矿细度优选控制-0. 048mm占85%以上；所述三段磨矿采用O 150mm的旋流器进行旋流分级，三段磨矿后的排矿细度优选控制-0. 025mm占85%以上。与现有技术相比，本发明的优点在于I.本发明的选矿工艺中采用强磁选与选择性絮凝组合的脱泥工艺，强磁选用于处理-0. 074mm粒级物料中的矿泥,选择性絮凝用于处理_0. 037mm粒级物料中的矿泥,分别以强磁选机与改进型浓缩机作脱泥设备，进行多段(优选四段)脱泥，去除了原生泥与磨矿产生的次生泥，脱泥后铁的品位有较大提升，且铁矿物随泥损失较小，脱泥产率达50%以上，消除了矿泥对浮选特别是反浮选作业的影响。2.本发明以强磁选机作入料为-0.074mm粒级的脱泥设备，易操作、易控制，保证对弱磁性回收的同时去除了矿泥与脉石矿物；本发明还优选以改进型浓缩机作为入料为-0. 074_粒级的脱泥设备，平稳可靠，维护简便，对选矿系统的波动具有较好的适应性，使得工艺系统具有较大的灵活性和适应性。3.本发明的选矿工艺应用于铁矿的选矿后，去除了原生泥与细磨产生的次生泥，脱泥后铁的品位有较大提升，且铁矿物随泥损失较小，这为后续选别作业提供了更加优质的原料。4.本发明优选的选矿工艺中以NaOH作为脱泥操作的pH调整剂，以腐殖酸胺作为脱泥的絮凝剂，其保证了选择性絮凝工艺的脱泥效果，是一种经济可行的药剂组合方案。5.本发明优选的选矿工艺中以球磨机-旋流器组合成的闭路磨矿分级系统为基础(以球磨机作细磨设备)，采用了三段磨矿式的工艺方案，逐段磨矿、逐段控制排矿粒度，最终达到了产品粒度-0. 025mm占85%以上的磨矿指标，充分实现了微细粒嵌布的有用矿物的单体解离，为后续作业提供了合格的原料。6.本发明优选的选矿工艺中三段磨矿通过采用长径比为2. 5 3. 0的球磨机,且以双平面圆台型钢段作为磨矿介质，可用O 150_的旋流器组实现细粒分级，这种优化后的工艺条件满足了矿物粒度达到-0. 037mm、-0. 025mm粒级的磨矿、分级要求。7.本发明优选的选矿工艺中采用一粗-二精-四扫的反浮选工艺，并以GE-609作捕收剂，淀粉作抑制剂，浮选温度为8°C 30°C，最终获得了良好的选矿指标(铁精矿品位可达65. 70%以上，回收率可达64. 30%以上)。8.本发明优选的选矿工艺中还采用了一种结构简单、安装方便的改进型浓缩机，其通过增加上升水流的方法改变了矿泥在浓缩机脱泥过程中的运动轨迹，使矿泥颗粒尽可能多的流向溢流堰，改善了脱泥效果；该改进型浓缩机可根据脱泥设备的给矿浓度、溢流浓度与溢流品位实时监测的结果自动对上升水流的流量进行调整，可以对脱泥过程进行动态 控制；其成功应用不仅可以丰富脱泥设备的选择空间，而且可以提升选择性絮凝法、结合浓缩型脱泥设备在选矿脱泥领域的应用前景。总的来说，本发明针对我国储量丰富的微细粒难选贫铁矿石资源需要细磨才能实现有用矿物充分解离的现实情况，提出了一种能获得高品位铁精矿的细磨工艺方案和多段脱泥方案，并有效实现了这些改进方案的组合，真正实现了对有用矿物的充分解离，避免了矿泥对选矿工艺的不利影响，为后续反浮选操作提供了合格的原料。本发明的技术方案具有投资成本较低、占地面积小、生产维护简便等优点，真正以一种高效低耗、易于实施的选矿方案从难选铁矿中获得了合格的铁精矿产品，具有良好的工业推广前景。
图I为本发明实施例中低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺的工艺流程图。图2为本发明优选的选矿工艺流程图。图3为本发明实施例中改进型浓缩机的主视结构示意图。图4为图3中改进型浓缩机在A-A处的剖视图。图例说明I.浓缩机池体；11.沉砂口 ；2.溢流堰；3.耙架；4.环形水管；41.出水口 ；42.夕卜环水管；43.内环水管；44.倒T形连接管；5.矿浆给入口 ；6.桥架；7.支撑架；8.环形进水管;9.输水管。
具体实施例方式以下结合说明书附图和具体实施例对本发明作进一步描述。实施例一种如图I所示本发明的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，包括以下步骤(I)经过破碎后的产品粒度控制在IOmm以下的某微细粒铁矿(假设生产规模230万t/a，铁矿物主要由磁铁矿、赤铁矿以及少量假象赤铁矿组成，且以磁铁矿为主，原矿品位在28%左右，有用矿物嵌布粒度大多为2 ii m 30 ii m)进行一段磨矿，用旋流器组(0500X6)-04.5X9m溢流型球磨机组成的闭路磨矿系统进行一段磨矿，一段磨矿后的排料进行一段分级，一段分级后的底流返回再次进入一段磨矿，一段分级后的溢流进入到下ー步骤，一段磨矿的排矿细度控制-0. 074mm占76% (实际控制76%以上均可)；( 2 )上述一段分级后的溢流进行ニ段分级，ニ段分级后的底流再进行ニ段磨矿，ニ段磨矿采用旋流器组(O 350 X 10)和O4. 5 X 9m溢流型球磨机组成的闭路磨矿系统，ニ段磨矿后的排料返回再次进入ニ段分级，ニ段分级后的溢流进入到下ー步骤，ニ段磨矿的排矿细度控制-0. 048mm占90% (实际控制90%以上均可)；(3)对上述ニ段分级后的溢流进行弱磁选(CTB-1230磁选机)，弱磁选后的磁选尾矿经浓缩(0 30111浓缩机)、隔渣(3レ2000圆筒筛)、强磁选处理(SLon-2000强磁选机)，强磁选具有一段脱泥的处理效果，弱磁选和强磁选后的磁选精矿进行三段分级；浓缩的溢流、隔渣的筛上物料、强磁选扫选后尾矿合并作尾矿处理；(4)三段分级后的底流再进行三段磨矿(三段磨矿中采用の150mm的旋流器进行旋流分级，采用の3. SXllm溢流型球磨机磨矿)，三段磨矿后排料返回再次进入三段分级，·三段分级后的溢流进入到下ー步骤，三段磨矿后的排矿细度控制-0. 025mm占90% (实际控制90%以上均可)；(5)对上述三段分级后的溢流进の24m改进型浓缩机进行ニ段脱泥，ニ段脱泥后的底流进行弱磁粗选(CTB-1224磁选机)得到粗精矿，粗精矿经两次弱磁精选(CTB-1021磁选机)、浓缩(の42m浓缩机)、过滤(250m2压滤机)后得到最終铁精矿；(6)弱磁粗选及两次弱磁精选后的尾矿进の22m改进型浓缩机进行三段脱泥，三段脱泥后的底流进の16m浓缩机进行四段脱泥，四段脱泥后底流进入后续的浮选作业；ニ段脱泥、三段脱泥、四段脱泥溢流全部作尾矿处理；( 7 )经过上述步骤(6 )处理后的底流经中矿浓缩进搅拌槽搅拌，开始进行ー粗-ニ精-四扫的反浮选操作；粗选的槽内产品进行一次精选，一次精选后的槽内产品进入二次精选，一次精选与二次精选的泡沫产品合并返回进粗选槽，二次精选的槽内产品经浓缩、过滤获得最终铁精矿；步骤(7)粗选后的泡沫产品进行扫选，一次扫选的槽内产品返回缓冲池再次进行上述步骤(7)的处理；二次扫选的槽内产品返回至一次扫选，三次扫选的槽内产品返回至二次扫选，四次扫选的槽内产品返回至三次扫选，最后一次扫选的泡沫产品与前述步骤产生的矿泥合并作尾矿处理。上述反浮选过程中，粗选及扫选的浮选机型号均为50m3的浮选机，其余均为20m3的浮选机。上述本发明的实施例中，脱泥前的各段磨矿操作均是采用旋流器-球磨机组成的闭路磨矿系统(三段式)，即一段磨矿、ニ段磨矿、三段磨矿均采用球磨机进行磨矿，一段分级、ニ段分级、三段分级均采用旋流器进行分级。其中，三段磨矿球磨机的长径比为2.89(一、ニ段的长径比均为2. O)。一段磨矿中采用的磨矿介质为添加量42%的钢球，ニ段磨矿和三段磨矿中采用的磨矿介质均为钢段，钢段为双平面圆台型钢段。ニ段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为045X50 0 30X35 0 20X25=4 4 2，充填量为35% ;三段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为030X35 0 20X25=8 2，充填量为30%。上述本发明的实施例中，一段脱泥、ニ段脱泥、三段脱泥、四段脱泥、五段脱泥均采用选择性絮凝脱泥エ艺，在选择性絮凝脱泥过程中，PH值均控制在9 10，pH值控制时采用的pH调整剂为NaOH，且NaOH的用量按I. 48kg/t计。在各段选择性絮凝脱泥过程中，采用的絮凝剂为腐殖酸胺，腐殖酸胺的用量为0. 86kg/t。本实施例中，控制各段脱泥时的给矿浓度为12% 20% (见下表1，前一段的底流稀释后作为后一段的给矿)，底流浓度为30% 50% (见下表I)。上述本发明的实施例中，反浮选操作是以GE_609(湖北菲西尔化工有限公司)作捕收剂，用量为0. 156kg/t，以淀粉作抑制剂，用量为0. 174kg/t，浮选温度控制在8°C 30°C。各段脱泥采用的脱泥设备均为本发明的改进型浓缩机。如图3、图4所示，该改进型浓缩机包括浓缩机池体I (可以为钢结构或混凝土结构等)，浓缩机池体I呈类圆筒形(上部圆筒+下部倒圆锥)，浓缩机池体I的矿浆给入口 5设置在池体中心的顶部，浓缩机池体I的周边顶部设置溢流堰2，浓缩机池体I的底部设有将池中沉积的矿浆清理至池底沉砂ロ11处的耙架3，耙架3是ー套由中心转轴传动的绕浓缩机池体I中心自动旋转的钢耙子，其将浓缩机池体I四周底部较浓的矿浆向中间耙拢，使所述矿浆从沉砂ロ 11流走，提高脱泥·设备的浓缩效率。在本实施例改进型浓缩机的水平中心区域设有环形进水管8，环形进水管8通过八根沿浓缩机池体I径向分布的发散形输水管9与两根环形水管4相连通，两根环形水管4位于溢流液面与耙架3之间的高度位置上，包括外环水管42和内环水管43，外环水管42和内环水管43上均开设有多个方向朝上的出水ロ 41，同一环形水管上的多个出水ロ 41绕池体中心轴线均匀布设在环形水管4上。本实施例中，外环水管42和内环水管43上通过设置倒T形连接管44使出水ロ 41分设在环形水管的内外两侧，以更好地产生上升水流。环形水管4沿水平方向布设，与其径向连通的输水管9通过支撑架10与桥架6连接固定。本实施例中环形水管的布设方式有利于确保外环水管42和内环水管43上各出水ロ 41处输出的水量和水压基本平衡或相等，以保证上升水提供的垂直向上的外力在周向上保持基本—致。本实施例的改进型浓缩机中，外环水管42和内环水管43具有不同的直径(外环水管42的直径大于内环水管43)，不同直径的各环形水管4的中心轴线均与浓缩机池体I的中心轴线重合。设浓缩机池体I的内径为D，外环水管42的直径为dl，内环水管43的直径为 d2，则有 dl/D=75% 85%，d2/D=50% 60% (本实施例中可取 dl/D=80%，d2/D=60%)。设浓缩机池体I的深度为H，外环水管42和内环水管43在浓缩机池体I中的深度为h，则有h/H=15% 25% (本实施例中可取h/H=20%)。本实施例改进型浓缩机的工作原理主要体现在本实施例的改进型浓缩机在现有浓缩机池体I中增加设置有环形水管系统，该环形水管系统使浓缩机池体I中沿周向产生均匀、稳定的上升水流，在上升水流的作用下，矿浆给入口 5给入的矿泥颗粒由原来只受重力和因中心给矿产生的向溢流堰方向的水平推力的二重作用转变为受重力、水平推力和上升水提供的垂直向上外力的三重作用(參见图4)，处于上升水流上方的矿泥颗粒受到竖直向上的(小于或者大于重力)外力作用，其向下沉降的速度变小或者甚至转而向上运动。可见，由于上升水的作用，改变了矿泥颗粒的运动轨迹，降低了矿泥颗粒在接近溢流堰2附近区域沉降的可能性，使矿泥颗粒不混入池底的矿浆(即沉砂)中，提高了矿泥颗粒从溢流堰2处流走的数量，从而提高了浓缩机的脱泥效率。本实施例的改进型浓缩机在运行过程中，可根据需要对设备的给矿浓度、溢流浓度、溢流品位进行实时监测；环形水管4的供水水压、流量需均匀、稳定，并可根据上述实时监测结果对出水流量进行调节。如表I所示，一段脱泥后铁品位上升了 6. 73%，尾矿虽然产率较高，但是品位仅为11. 93%，低于总尾矿铁品位(14. 17%)，且铁回收率減少不明显，既达到了去除矿泥、脉石矿物的目的，又保证了铁的回收率。经ニ段 四段脱泥，铁的品位会逐步上升，且铁矿物随泥损失较小。脱泥产率50%以上，脱泥效果好。表I :各段脱泥后的选矿指标
权利要求
1.一种低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，包括以下步骤 (I)将破碎后的矿石产品先进行一段磨矿，一段磨矿后的排料进行一段分级，一段分级后的底流返回再次进入一段磨矿，一段分级后的溢流进入到下一步骤； (2 )上述一段分级后的溢流进行二段分级，二段分级后的底流进行二段磨矿，二段磨矿后的排料返回再次进入二段分级，二段分级后的溢流进入到下一步骤； (3 )对二段分级后的溢流进行弱磁选，弱磁选后的磁选尾矿经浓缩、隔渣、强磁选处理，弱磁选和强磁选后的磁选精矿进行三段分级； (4)三段分级后的底流再进行三段磨矿，三段磨矿后排料返回再次进入三段分级，三段分级后的溢流进入到下一步骤； (5)对上述三段分级后的溢流进行二段脱泥，二段脱泥后的底流进行弱磁粗选得到粗精矿，所述粗精矿经弱磁精选、浓缩、过滤后得到铁精矿； (6)弱磁粗选、弱磁精选后的尾矿进行后续的三段脱泥或四段脱泥以上的脱泥处理； (7)经过上述步骤(6)处理后的底流经中矿浓缩进搅拌槽搅拌，然后开始进行反浮选，所述反浮选先后包括粗选和精选，搅拌后的产品先进行粗选，经粗选后的槽内产品进行精选，精选后的泡沫产品返回至本步骤的粗选，精选后的槽内产品经浓缩、过滤得到铁精矿； 所述各段脱泥均采用选择性絮凝脱泥工艺，且各段脱泥采用的脱泥设备均为浓缩机。
2.根据权利要求I所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于所述步骤(7)中的精选先后包括一次精选和二次精选，所述一次精选后的槽内产品进入二次精选，一次精选和二次精选后的泡沫产品合并后返回至步骤(7)的粗选。
3.根据权利要求I或2所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于所述步骤(7)中粗选的泡沫产品进行扫选，所述扫选的次数在一次以上，其中，首次扫选后的槽内产品返回至粗选前的缓冲池并再次进行上述步骤(7)的处理；首次扫选后的各次扫选的槽内产品均返回至其上一级的扫选步骤进行处理，最后一次扫选后的泡沫产品与矿泥合并作尾矿处理。
4.根据权利要求3所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于所述扫选的次数为四次；所述反浮选中采用的捕收剂为GE-609，所述反浮选中采用的抑制剂为淀粉，所述反浮选中的浮选温度控制在8°C 30°C。
5.根据权利要求I或2所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于所述浓缩机为改进型浓缩机，其包括浓缩机池体，浓缩机池体的周边设置溢流堰，浓缩机池体的底部设有将池中沉积的矿浆清理至池底沉砂口处的耙架，在所述改进型浓缩机溢流液面与所述耙架之间的高度位置上设有水管，水管上开设有方向朝上的出水口 ；所述浓缩机池体的上方设有桥架，所述水管连接于桥架下方。
6.根据权利要求5所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于所述浓缩机池体为圆筒形，所述水管为环形水管，所述环形水管上均匀布设有多个出水口 ；所述环形水管的数量在两个以上，且每个环形水管具有不同的直径，所述不同直径的环形水管的中心轴线均与浓缩机中心轴线重合。
7.根据权利要求6所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于所述环形水管的数量为两个，设所述浓缩机池体的内径为D，大直径环形水管的直径为dl，小直径环形水管的直径为d2，则有dl/D=75% 85%，d2/D=50% 60% ;设所述浓缩机池体的深度为H，两个所述环形水管在浓缩机池体中的安装深度为h，则有h/H=15% 25%。
8.根据权利要求I或2所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于所述选择性絮凝脱泥过程中，PH值控制在9 10 ;所述pH值控制时采用的pH调整剂为NaOH,所述NaOH的用量按I. 2kg/1 I. 5kg/1计；所述选择性絮凝脱泥过程中，采用的絮凝剂为腐殖酸胺，腐殖酸胺的用量为O. 75kg/t O. 9kg/t ;所述选择性絮凝脱泥过程中，控制各段脱泥时的给矿浓度为12% 20%，底流浓度为30% 50%。
9.根据权利要求I或2所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于所述一段磨矿、二段磨矿、三段磨矿均采用球磨机进行磨矿，所述一段分级、二段分级、三段分级均采用旋流器进行分级；所述三段磨矿采用的球磨机的长径比为2. 5 3. 0，所述一段磨矿中采用的磨矿介质为钢球，所述二段磨矿和三段磨矿中采用的磨矿介质均为钢段，所述钢段的充填量为所述球磨机筒体容积的20% 40%。
10.根据权利要求9所述的低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，其特征在于所述钢段为双平面圆台型钢段，所述钢段的直径为Φ20πιπι Φ45πιπι ;所述二段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为 Φ45Χ50 Φ30X35 Φ20X25=3. 5 4. 5 3. 5 4. 5 I 3;所述三段磨矿中不同尺寸的钢段的配比为Φ30Χ35 Φ20Χ25=7 9 : I 3。
全文摘要
本发明公开了一种低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺，包括以下步骤将矿石产品先进行一段磨矿、一段分级，底流返回至一段磨矿，溢流进行二段分级，二段分级底流进行二段磨矿，排料返回至二段分级，二段分级后溢流进行弱磁选，磁选尾矿经浓缩、隔渣、强磁选处理，磁选精矿进行三段分级；底流再进行三段磨矿，排料至三段分级，溢流进行二段脱泥，脱泥后底流进行弱磁粗选、弱磁精选、浓缩、过滤后得到铁精矿，尾矿进行三段或四段以上的脱泥处理；脱泥处理后的底流经中矿浓缩、搅拌后进行反浮选，浮选后的槽内产品经浓缩、过滤得到铁精矿。本发明的选矿工艺具有投资小、维护简便、适应性强、细磨脱泥效果好等优点。
文档编号B03B7/00GK102784712SQ20121029498
公开日2012年11月21日 申请日期2012年8月17日 优先权日2012年8月17日
发明者吴革雄, 唐双华, 张田, 欧阳魁, 王海波, 肖业俭 申请人:中冶长天国际工程有限责任公司