CN104258981A - 一种锌铁矿选别工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明属于混合矿选矿技术领域,特别是一种锌铁矿选别工艺,包括锌精矿选别工艺和铁精矿选别工艺,两种有用矿物的选别顺序为先用浮选选出锌精矿,后用磁选选出铁精矿。采用本发明选别工艺,有效地回收了合格锌精矿和铁精矿,有用矿物回收率较高,节省能耗,降低生产成本。
Description
技术领域
本发明属于混合矿选矿技术领域,特别是一种锌铁矿选别工艺。
背景技术
在我国新疆和静县蕴藏由丰富的锌铁矿石,有用矿物大多为磁铁矿和闪锌矿。该地区入磨锌铁矿石中铁的品位多集中在35%-37%,锌的品位在1.1%-1.2%。由于该地区闪锌矿中锌的嵌布粒度太细,一般需要解离到-400目85%以上才能够分选出来合格的锌精矿,磨矿能耗较高,所以该地区处理锌铁矿石的选矿厂大多只选铁不选锌,造成了锌资源的浪费。所以我们有必要开发一种能够得到合格锌精矿和铁精矿,有用矿物回收率较高,节省能耗,降低生产成本的锌铁矿选别工艺。
发明内容
本发明的目的是提供发明一种能够得到合格锌精矿和铁精矿,有用矿物回收率较高,节省能耗,降低生产成本的锌铁矿选别工艺。
本发明的目的是通过下述技术方案来实现的:
本发明的一种锌铁矿选别工艺,其特征在于:包括锌精矿选别工艺和铁精矿选别工艺,两种有用矿物的选别顺序为先用浮选选出锌精矿,后用磁选选出铁精矿,具体步骤如下:
a、将铁品位为35%-37%,锌品位为1.15%-1.2%,粒度为0-12mm的锌铁矿原矿给入一段球磨-旋流器Ⅰ闭路,溢流粒度控制在-200目55%-60%;
b、一段球磨-旋流器Ⅰ闭路的溢流产品给入锌粗浮选作业,锌粗浮选作业的精矿给入锌球磨-旋流器Ⅱ闭路,旋流器Ⅱ的溢流粒度为-400目85%的产品给入锌精浮选作业,锌粗浮选作业的尾矿给入锌粗扫浮选作业;
c、锌精浮选作业由连续四段锌精浮选构成,下一段锌精浮选的尾矿返回上一段锌精浮选,第四段锌精浮选作业的精矿为最终锌精矿,品位达45%以上,锌回收率85%以上,第一段锌精浮选的尾矿给入锌精扫浮选作业;
d、锌精扫浮选作业的精矿和锌粗扫浮选作业的精矿一同返回到锌粗浮选作业;
e、锌粗扫浮选作业的尾矿给入铁粗磁选作业,铁粗磁选作业的精矿给入铁球磨-旋流器Ⅲ闭路,-200目含量80%的闭路产品给入铁精磁选作业,获得的精矿为最终铁精矿,所述的铁精矿品位为65%以上,回收率在85%以上。
所述的铁粗磁选作业的尾矿、铁精磁选作业铁尾矿和锌精扫浮选作业尾矿为最终尾矿。
在所述的锌粗浮选作业中加入的捕收剂丁黄药,每吨干矿用量为80g ,起泡剂为2#油,每吨干矿用量为30g,锌活化剂硫酸铜,每吨干矿用量为300g, 石英抑制为剂氧化钙,每吨干矿用量为800g。
所述的锌粗浮选作业,可获得中锌粗浮选精矿产率为4%-5%,锌回收率为93%-95%,锌品位为25%-27%。
采用所述的锌粗浮选作业,可获得锌粗浮选作业精矿,锌品位为25%-27%,产率为4%-5%,锌回收率为93%-95%。
在所述的锌精浮选作业中加入锌活化剂硫酸铜,每吨干矿用量50g,石英抑制剂氧化钙每吨干矿用量200g。
采用所述的锌精浮选作业,可获得锌精浮选作业的精矿,锌品位达45%以上,锌回收率85%以上。
在所述的锌粗扫浮选作业中加入捕收剂丁黄药,每吨干矿用量10g,起泡剂2#油每吨干矿用量5g。
采用所述的锌粗扫浮选作业,可获得锌扫浮选作业精矿,锌品位为5.7%,锌回收率为3%。
本发明的优点是:
1)本发明的工艺锌铁矿在一段磨矿后给入锌粗浮选作业,在保证锌高回收率的基础上大大的降低了锌球磨-旋流器闭路的给矿量,降低了能耗,节约了生产成本;
2)由于本发明的锌浮选作业采用一段锌粗浮选、一段锌粗扫浮选、四段锌精浮选和一段锌精扫浮选,获得最终锌精矿产品的品位为45%以上,锌回收率达到85%以上,高品质高回收率锌精矿的获得大大的增加了选矿厂的经济效益;
3)本发明将锌粗扫浮选尾矿给入铁磁选工艺,使铁精矿品位达到65%以上,回收率在85%以上,铁的回收率高;增加了选厂的经济效益。
采用本发明选别工艺,有效地回收了合格锌精矿和铁精矿,有用矿物回收率较高,节省能耗,降低生产成本。
附图说明
图1为本发明的流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图进一步说明本发明的具体实施方式。
如图1所示,本发明的一种锌铁矿选别工艺,其特征在于:包括锌精矿选别工艺和铁精矿选别工艺,两种有用矿物的选别顺序为先用浮选选出锌精矿,后用磁选选出铁精矿,具体步骤如下:
a、将铁品位为35%-37%,锌品位为1.15%-1.2%,粒度为0-12mm的锌铁矿原矿给入一段球磨-旋流器Ⅰ闭路,溢流粒度控制在-200目55%-60%;
b、一段球磨-旋流器Ⅰ闭路的溢流产品给入锌粗浮选作业,在所述的锌粗浮选作业中加入的捕收剂丁黄药,每吨干矿用量80g,起泡剂2#油,每吨干矿用量30g,锌活化剂硫酸铜,每吨干矿用量300g石英抑制剂氧化钙,每吨干矿用量800g,获得锌粗浮选精矿产率为4%-5%,锌回收率为93%-95%,锌品位为25%-27%。
将锌粗浮选作业的精矿给入锌球磨-旋流器Ⅱ闭路,旋流器Ⅱ的溢流粒度为-400目85%的产品给入锌精浮选作业,锌粗浮选作业的尾矿给入锌粗扫浮选作业,为锌精浮选作业创造有利条件;
旋流器Ⅱ的溢流产品给入锌精浮选作业,锌粗浮选作业的锌品位0.19%,锌回收率10%-12%的尾矿给入锌粗扫浮选作业;在所述的锌扫浮选作业中加入捕收剂丁黄药,每吨干矿用量10g,起泡剂2#油每吨干矿用量5g,获得锌扫浮选作业精矿,锌品位为5.7%,锌回收率为3%。
锌粗浮选作业,在保证锌高回收率的基础上大大的降低了锌球磨-旋流器闭路的给矿量,降低了能耗,节约了生产成本。
c、锌精浮选作业由连续四段锌精浮选构成,下一段锌精浮选的尾矿返回上一段锌精浮选,第四段锌精浮选作业的精矿为最终锌精矿,
在每段锌精浮选作业中加入锌活化剂硫酸铜,每吨干矿用量50g,石英抑制剂氧化钙每吨干矿用量200g;经过连续四段锌精浮选作业获得锌精浮选作业的精矿,锌品位达45%以上,锌回收率85%以上。
高品质高回收率锌精矿,大大的增加了选矿厂的经济效益。
第一段锌精浮选的尾矿给入锌精扫浮选作业;
d、锌品位为8%,锌回收率为2%的锌精扫浮选作业的精矿和锌品位为5.7%,锌回收率为3%的锌粗扫浮选作业的精矿一同返回到锌粗浮选作业;
e、锌粗扫浮选作业的尾矿给入铁粗磁选作业,铁品位为60%,铁回收率为86%-87%的铁粗磁选作业的精矿给入铁球磨-旋流器Ⅲ闭路,-200目含量80%的闭路产品给入铁精磁选作业,获得的精矿为最终铁精矿,所述的铁精矿品位为65%以上,回收率在85%以上;
所述的铁粗磁选作业的尾矿、铁精磁选作业尾矿和锌精扫浮选作业尾矿为最终尾矿。
Claims (7)
1.一种锌铁矿选别工艺,其特征在于:包括锌精矿选别系统和铁精矿选别系统,两种有用矿物的选别顺序为先用浮选选出锌精矿,后用磁选选出铁精矿,具体步骤如下:
a、将铁品位为35%-37%,锌品位为1.15%-1.2%,粒度为0-12mm的锌铁矿原矿给入一段球磨-旋流器Ⅰ闭路,溢流粒度控制在-200目55%-60%;
b、一段球磨-旋流器Ⅰ闭路的溢流产品给入锌粗浮选作业,锌粗浮选作业的精矿给入锌球磨-旋流器Ⅱ闭路,旋流器Ⅱ的溢流粒度为-400目85%的产品给入锌精浮选作业,锌粗浮选作业的尾矿给入锌粗扫浮选作业;
c、锌精浮选作业由连续四段锌精浮选构成,下一段锌精浮选的尾矿返回上一段锌精浮选,第四段锌精浮选作业的精矿为最终锌精矿,品位达45%以上,锌回收率85%以上,第一段锌精浮选的尾矿给入锌精扫浮选作业;
d、锌精扫浮选作业的精矿和锌粗扫浮选作业的精矿一同返回到锌粗浮选作业;
e、锌粗扫浮选作业的尾矿给入铁粗磁选作业,铁粗磁选作业的精矿给入铁球磨-旋流器Ⅲ闭路,-200目含量80%的闭路产品给入铁精磁选作业,获得的精矿为最终铁精矿,所述的铁精矿品位为65%以上,回收率在85%以上;
所述的铁粗磁选作业的尾矿、铁精磁选作业铁尾矿和锌精扫浮选作业尾矿为最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的锌铁矿选别工艺,其特征在于在所述的锌粗浮选作业中加入的捕收剂丁黄药,每吨干矿用量为80g ,起泡剂2#油,每吨干矿用量为30g ,锌活化剂硫酸铜,每吨干矿用量为300g石英抑制剂为氧化钙,每吨干矿用量为800g 。
3.根据权利要求1或2所述的锌铁矿选别工艺,其特征在于采用所述的锌粗浮选作业,可获得锌粗浮选作业精矿,锌品位为25%-27%,产率为4%-5%,锌回收率为93%-95%。
4.根据权利要求1所述的锌铁矿选别工艺,其特征在于在所述的锌精浮选作业中加入锌活化剂硫酸铜,每吨干矿用量为50g ,石英抑制剂氧化钙每吨干矿用量为200g。
5.根据权利要求1或4所述的锌铁矿选别工艺,其特征在于采用所述的锌精浮选作业,可获得锌精浮选作业的精矿,锌品位达45%以上,锌回收率85%以上。
6.根据权利要求1所述的锌铁矿选别工艺,其特征在于在所述的锌扫浮选作业中加入捕收剂丁黄药,每吨干矿用量为10g,起泡剂2#油每吨干矿用量为5g。
7.根据权利要求1或6所述的锌铁矿选别工艺,其特征在于采用所述的锌扫浮选作业,可获得锌扫浮选作业精矿,锌品位为5.7%,锌回收率为3%。
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