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      一種提高微細粒鏡鐵礦回收率的選礦方法

      文檔序號:8403527閱讀:1063來源:國知局
      一種提高微細粒鏡鐵礦回收率的選礦方法
      【技術領域】
      [0001 ] 本發(fā)明涉及一種鐵礦的選礦方法,尤其涉及一種提高微細粒鏡鐵礦回收率的選礦方法。
      【背景技術】
      [0002]鋼鐵工業(yè)是國民經(jīng)濟的重要基礎產(chǎn)業(yè),其快速發(fā)展帶動了對鐵礦石需求的大幅增長。2012年我國進口鐵礦石7.43億噸,對外依存度近60%。經(jīng)濟的發(fā)展迫切需要依靠技術的進步最大限度地利用我國有限的鐵礦資源,從而提高國內(nèi)鐵礦石的自給率、降低我國鋼鐵行業(yè)對進口礦石的依賴程度。我國鐵礦資源稟賦較差,“貧、細、雜”的特點突出,富礦石保有儲量僅占2.53% ;低品位難處理的赤鐵礦、褐鐵礦、鏡鐵礦及其伴生多金屬資源比例大,且鐵礦物嵌布粒度微細、鐵礦物與脈石礦物表面物理化學性質(zhì)相近、伴生組分關系復雜,回收難度較大,因此,提高鐵礦選礦技術指標將是未來高效利用我國鐵礦石資源的關鍵所在。
      [0003]鏡鐵礦為赤鐵礦的變種,晶體結構為金屬光澤的片狀集合體或玫瑰花狀聚片,屬于難選紅礦的一種,常常與石英伴生,其化學組成式為Fe2O3,理論品位TFe 69.94%。國內(nèi)含鐵硅酸鹽礦物類型的鏡鐵礦資源主要分布在山西袁家村、安徽霍邱地區(qū),其中安徽霍邱地區(qū)已查明的鏡鐵礦資源儲量約20億噸。
      [0004]目前處理鏡鐵礦石資源的選礦工藝主要有:連續(xù)磨礦-弱磁、強磁-陰離子反浮選工藝;階段磨礦-弱磁、強磁-陰離子反浮選工藝;階段磨礦-強磁提精-強磁中礦陰離子反浮選工藝等。
      [0005]上述選礦工藝存在的主要問題有:(I)工藝流程對FeO變化的適應性較差,技術指標波動大;(2)第二段磨礦細度為80%以上時,磨礦過程中鏡鐵礦物過粉碎嚴重,采用常規(guī)立環(huán)強磁選機對-25 μ m微細粒級鏡鐵礦回收效果差,該粒級強磁選鐵作業(yè)回收率不足50% ; (3)浮選作業(yè)負荷重,藥劑消耗量大;(4)反浮選分選效果差,浮選尾礦含鐵品位高達30%左右,鐵作業(yè)回收率低于85%。因此,針對鏡鐵礦石資源的性質(zhì)特點,研宄開發(fā)經(jīng)濟合理的選礦工藝方案以實現(xiàn)鏡鐵礦的高效回收,對大幅度提高微細粒級鏡鐵礦的回收率具有積極的意義和示范作用。

      【發(fā)明內(nèi)容】

      [0006]本發(fā)明要解決的技術問題是克服現(xiàn)有技術的不足,提供一種提高微細粒鏡鐵礦回收率的選礦方法。
      [0007]為解決上述技術問題,本發(fā)明提出的技術方案為:
      [0008]一種提高微細粒鏡鐵礦回收率的選礦方法,包括以下步驟:
      [0009]a)對鏡鐵礦進行原料分級,得到溢流礦漿和分級沉砂礦,對所述分級沉砂礦進行磨礦,磨礦后得到的礦漿返回原料分級;
      [0010]b)對步驟a)中所得的溢流礦漿進行弱磁選,得到弱磁精礦與弱磁選尾礦;
      [0011]c)對步驟b)中所得的弱磁選尾礦進行第一段強磁選,得到第一段強磁精礦與第一段強磁選尾礦,所述第一段強磁選尾礦拋棄;
      [0012]d)對步驟c)中所得的第一段強磁精礦進行重選,得到重選精礦與重選尾礦;
      [0013]e)對步驟d)中所得的重選尾礦采用反浮選工藝分選,得到浮選精礦與浮選尾礦;
      [0014]f)對步驟e)中所得的浮選尾礦進行第二段強磁選,得到第二段強磁精礦與第二段強磁尾礦,所述第二段強磁尾礦拋棄,所述第二段強磁精礦返回至步驟a)中進行分級。
      [0015]上述的選礦方法,優(yōu)選的,所述步驟a)中,鏡鐵礦的含鐵品位為20%?50%,粒度-200目占30%?65% ;分級后得到的溢流礦漿的細度-200目占75%?95%。
      [0016]上述的選礦方法,優(yōu)選的,所述步驟b)中,弱磁選的次數(shù)為I?2次,弱磁選磁場強度為0.10?0.40特斯拉。
      [0017]上述的選礦方法,優(yōu)選的,所述步驟c)中,第一段強磁選設備為三盤組合式高梯度強磁選機,其上盤磁場強度為0.1?0.3特斯拉,中盤磁場強度為0.5?1.5特斯拉,下盤磁場強度為0.8?1.8特斯拉。
      [0018]上述的選礦方法,優(yōu)選的,所述步驟d)中,重選設備為螺旋溜槽或搖床,重選次數(shù)為I?3次。
      [0019]上述的選礦方法,優(yōu)選的,所述步驟f)中,第二段強磁選設備為高梯度強磁選機,第二段強磁選的磁場強度為0.80?1.50特斯拉。
      [0020]上述的選礦方法,優(yōu)選的,所述步驟e)中,反浮選工藝包括I次粗選、I?2次精選和I?5次掃選;反浮選工藝浮選礦漿溫度為15?50°C。
      [0021]上述的選礦方法,優(yōu)選的,所述反浮選工藝中采用的浮選pH調(diào)整劑包括氫氧化鈉,pH調(diào)整劑用量相對給礦為200?3000g/t ;采用的浮選活化劑為CaO、Ca(OH)2、CaCl2*Ca (ClO) 2中的一種或幾種,浮選活化劑用量相對給礦為50?1500g/t ;采用的浮選抑制劑包括淀粉,浮選抑制劑用量相對給礦為200?1500g/t。
      [0022]上述的選礦方法,優(yōu)選的,所述反浮選工藝采用的浮選捕收劑為陰離子浮選捕收劑,浮選捕收劑用量相對給礦為50?2000g/t。
      [0023]與現(xiàn)有技術相比,本發(fā)明的優(yōu)點在于:
      [0024]I)本發(fā)明采用重選工藝回收較粗粒的鏡鐵礦,不僅減輕了浮選系統(tǒng)的負荷、浮選藥劑消耗量,而且全流程對FeO變化有較強的適應性,流程穩(wěn)定性好,精礦品質(zhì)穩(wěn)定;
      [0025]2)本發(fā)明的工藝過程中強磁選工藝采用高梯度組合式強磁選機,其上盤磁場強度為0.1?0.3特斯拉,以回收少量強磁性礦物,中盤磁場強度為1.0?1.5特斯拉,用于回收細粒級的鏡鐵礦,下盤磁場強度高達1.7?1.8特斯拉,可高效回收微細粒鏡鐵礦;
      [0026]3)本發(fā)明的工藝中對浮選尾礦采用強磁選工藝回收流失的微細粒鏡鐵礦,并循環(huán)至磨礦系統(tǒng)再磨礦,有效保證了微細粒鏡鐵礦的高效回收。
      [0027]本發(fā)明提供的提高微細粒鏡鐵礦回收率的選礦方法,采用的弱磁選一高梯度強磁選一重選一陰離子反浮選一浮選尾礦強磁選的選礦工藝具有鐵回收率高、流程適應性強,具有鐵精礦廣品質(zhì)量好且品質(zhì)穩(wěn)定的特點,實現(xiàn)了微細粒鏡鐵礦的尚效回收。
      【附圖說明】
      [0028]圖1為本發(fā)明的提高微細粒鏡鐵礦回收率的選礦方法的工藝流程圖。
      【具體實施方式】
      [0029]為了便于理解本發(fā)明,下文將結合說明書附圖和較佳的實施例對本發(fā)明作更全面、細致地描述,但本發(fā)明的保護范圍并不限于以下具體的實施例。
      [0030]除非另有定義,下文中所使用的所有專業(yè)術語與本領域技術人員通常理解的含義相同。本文中所使用的專業(yè)術語只是為了描述具體實施例的目的,并不是旨在限制本發(fā)明的保護范圍。
      [0031]除有特別說明,本發(fā)明中用到的各種試劑、原料均為可以從市場上購買的商品或者可以通過公知的方法制得的產(chǎn)品。
      [0032]實施例1:
      [0033]一種本發(fā)明的提高微細粒鏡鐵礦回收率的選礦方法(本實施例鐵礦石中可回收的鐵礦物主要是鏡鐵礦,次為假象赤鐵礦與磁鐵礦;需要選礦排除的脈石礦物主要為石英,其次為綠泥石、絹云母與角閃石。鏡鐵礦晶體粒度大多在0.01?0.08mm之間),如圖1所示,包括以下步驟:
      [0034]a)將鐵品位為43.04%的混合磁選精礦,采用旋流器分級,得到溢流礦漿(溢流礦漿細度-200目占80% )和分級沉砂礦,分級沉砂礦采用臥式長筒球磨機進行第一段磨礦,磨礦得到的礦漿返回至旋流器分級;
      [0035]b)將步驟a)中得到的溢流礦漿進行一次弱磁選,弱磁選的磁場強度為0.2特斯拉,得到弱磁選精礦和弱磁選尾礦,其中弱磁精礦產(chǎn)率為10.03%、鐵品位63.46%、鐵回收率 14.79% ;
      [0036]c)將步驟b)中得到的弱磁選尾礦經(jīng)組合式高梯度強磁選機進行第一段強磁選,高梯度強磁選機的上盤磁場強度為0.3特斯拉、中盤磁場強度為1
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