一种水力旋流器-螺旋溜槽联合分选锆钛矿的选矿工艺

文档序号:1304796 发布日期:2020-08-11 浏览:10次 >En<

阅读说明:本技术 一种水力旋流器-螺旋溜槽联合分选锆钛矿的选矿工艺 (Mineral separation process for separating zirconium and titanium ores by combining hydrocyclone and spiral chute ) 是由 陈江安 钟金根 余文 董文 周庆鑫 韦梦翔 刘柳根 王美乔 匡敬忠 邱廷省 于 2020-04-29 设计创作,主要内容包括:本发明提供一种水力旋流器-螺旋溜槽联合分选锆钛矿的选矿工艺,主要包括跳汰重选分级、水力旋流器两段分级、螺旋溜槽粗选、螺旋溜槽扫选、摇床扫选等步骤,并严格控制各关键参数。本发明采用了预选重力与粒级双重分级,并通过重力、离心力等多种力场联合作用实现锆英石和钛铁矿的分选。本方法较全面的回收了锆英石产品,锆英石产品综合回收率可以提高到96%以上,而且在尾矿回收的利用当中,把钛铁矿的回收率提高了25~35%,作业回收率达到92%以上,具有很好的经济效益。(The invention provides a mineral processing technology for separating zirconium and titanium ores by combining a hydrocyclone and a spiral chute, which mainly comprises the steps of jigging gravity separation and classification, hydrocyclone two-section classification, spiral chute rough separation, spiral chute scavenging, table scavenging and the like, and all key parameters are strictly controlled. The invention adopts pre-selection gravity and size fraction dual classification, and realizes the separation of the zirconite and the ilmenite through the combined action of various force fields such as gravity, centrifugal force and the like. The method comprehensively recovers the zirconite product, the comprehensive recovery rate of the zirconite product can be improved to more than 96%, in the process of recycling tailings, the recovery rate of ilmenite is improved by 25-35%, the operation recovery rate is more than 92%, and the method has good economic benefit.)

一种水力旋流器-螺旋溜槽联合分选锆钛矿的选矿工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域,具体涉及一种水力旋流器-螺旋溜槽联合分选锆钛矿的选矿工艺。

背景技术

海滨砂矿是我国海南矿产资源中一个非常重要的矿床,这类矿床除了丰富的钛铁矿储量较丰富外,其中伴生有储量极大的锆英石及独居石等。国外这类资源其他地方也较多,典型的如澳大利亚、马来西亚、美国、南非、巴西、印度等。

目前,我国众多锆英石、钛铁矿选矿厂都是采用摇床分选锆英石精矿中钛铁矿,由于锆英石粗精矿中钛铁矿品位低、粒度组成复杂、采用摇床分选十分困难,且处理量小,时间成本高,导致资金周转困难。随着我国锆钛资源日益减少,生成成本高,因此加强对此类资源的选矿技术研究具有重要理论意义和实际应用价值。

发明内容

鉴于现有技术的不足,本发明提供了一种水力旋流器-螺旋溜槽联合分选锆钛矿的选矿工艺。

本发明技术方案为:

一种水力旋流器-螺旋溜槽联合分选锆钛矿的选矿工艺,包括以下步骤:

⑴跳汰重选分级:

将锆英石粗精矿进行跳汰分选,分成三个粒级级别,分别为粗粒且大比重矿物、中粒且中比重矿物以及细粒且小比重矿物;

⑵水力旋流器分级:

细粒且小比重矿物经过水力旋流器两段分级成沉沙产品和溢流产品,沉沙产品进入后续的螺旋溜槽,溢流产品则直接抛尾;

⑶螺旋溜槽粗选:

步骤(1)所述的粗粒且大比重矿物、中粒且中比重矿物矿物和步骤(2)所述的沉沙产品分别进入螺旋溜槽,粗选后分别得到精矿和尾矿;采用的是条幅螺旋溜槽;螺旋溜槽采用5~7圈扫选;

⑷螺旋溜槽扫选:

步骤(3)所得尾矿再分别经过螺旋溜槽扫选得到精矿和尾矿;采用的是条幅螺旋溜槽;螺旋溜槽采用5~7圈扫选;

⑸摇床扫选:

将步骤(4)所得尾矿再进入摇床进行扫选,得锆英石精矿和钛铁矿粗精矿;收集各步骤所有锆英石精矿。

优选的,所述跳汰采用上下型正弦波跳汰机,跳汰料层为10mm的磁铁矿石,跳汰机冲程为120mm,冲次为200次/分钟,给矿的质量浓度为20-30%。

优选的,所述粗粒且大比重矿物为+0.2mm矿物;中粒且中比重矿物为-0.2mm+0.12mm矿物;细粒且小比重矿物为-0.12mm矿物。

优选的,步骤(3),粗粒且大比重矿物、中粒且中比重矿物和步骤(2)所述的沉沙产品给矿质量浓度分别为10~20%,给矿量分别为1000kg~2000kg干矿量/h。

优选的,步骤(4),粗粒且大比重矿物粗选后所得尾矿再经过条幅螺旋溜槽扫选,螺旋溜槽采用5圈扫选,得到精矿和尾矿;中粒且中比重矿物矿物粗选后所得尾矿再经过条幅螺旋溜槽扫选,螺旋溜槽采用6圈扫选,得到精矿和尾矿;所述的沉沙产品粗选后所得尾矿再经过条幅螺旋溜槽扫选,螺旋溜槽采用7圈扫选,得到精矿和尾矿。

优选的,步骤(2),旋流器采用直径250mm,沉沙口直径12mm,给矿压力保持为100-130kPa。

优选的,步骤(3),粗粒且大比重矿物经过条幅螺旋溜槽,螺旋溜槽采用5圈扫选,得到精矿和尾矿;中粒且中比重矿物经过条幅螺旋溜槽,螺旋溜槽采用6圈扫选,得到精矿和尾矿;沉沙产品经过条幅螺旋溜槽,螺旋溜槽采用7圈扫选,得到精矿和尾矿。

优选的,步骤(5),摇床的工艺参数为冲程1.0cm,冲次为400次/分。

与现有技术相比,本发明的有益效果是:

①本发明在设备上采用比重与粒级双重分级技术,分级后与重力、离心力等多种力场联合作用的设备,如水力分级机、螺旋溜槽、摇床等是实现该方法的重要支撑点,新的选矿工艺配合及分选设备带来了好的分选效果。

②本发明在分选过程中,采用了预选重力与粒级双重分级,分别选别,该丢早丢,综合回收。这样可以使得锆英石及钛铁矿在不同粒级的沉降过程中,干涉较少,按照重量进行分级容易,且不容易产生互相干涉沉降而影响重选,且可以实现增加处理量,降低时间成本,提高生产效率,也是实现该发明另一个重要的支撑点。

③本方法与公知技术相比,是较全面的回收了锆英石产品,锆英石产品综合回收率可以提高到96%以上,而且在尾矿回收的利用当中,把钛铁矿的回收率提高了25~35%,作业回收率达到92%以上,具有很好的经济效益。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

为了更好理解本发明技术内容,下面提供具体实施例,对本发明做进一步的说明。

实施例1

原料为澳大利亚伊梅至矿海滨砂矿,其中原矿经过磁选后得到锆英石粗精矿。锆英石粒级分布极不均匀,分布在+0.18mm占比23.85%,-0.18mm+0.12mm占比34.26%,-0.12mm占比41.89%。

选矿工艺采用预先跳汰分级后-水力旋流器分级-螺旋溜槽重选-摇床重选方式。工艺流程见图1。步骤为:

⑴跳汰重选分级

在原矿经过磁选后得到锆英石粗精矿,其锆英石中ZrO2%含量45.58%,TiO2%含量5.28%。将锆英石粗精矿进行跳汰分选,将矿物分成三个粒级级别,分别为粗粒且大比重矿物(+0.2mm)、中粒且中比重矿物(-0.2mm+0.12mm)以及细粒且小比重矿物(-0.12mm)。跳汰采用上下型正弦波跳汰机,跳汰料层为10mm的磁铁矿石,跳汰机冲程为120mm,冲次为200次/分钟。筛分给矿的质量浓度为20%,处理量为30.0吨/小时。细粒且小比重矿物(-0.12mm)产品进入水力旋流器再次分级。

⑵水力旋流器分级

细粒且小比重矿物(-0.12mm)产品经过水力旋流器两段分级,两段沉沙产品(粒级相对较粗且比重较大)进入后续螺旋溜槽,最终的溢流产品则直接抛尾,得到尾矿。

水力旋流器采用直径250mm,沉沙口直径12mm,给矿压力保持为100-130kPa。

⑶螺旋溜槽粗选

粗粒且大比重矿物(+0.2mm)产品经过条幅螺旋溜槽,螺旋溜槽采用5圈分选,可获得锆英石精矿1及锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿1);中粒且中比重矿物(-0.2mm+0.12mm)产品经过条幅螺旋溜槽,螺旋溜槽采用6圈分选,可获得锆英石精矿2及锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿2);沉沙产品经过条幅螺旋溜槽,螺旋溜槽采用7圈分选,可获得锆英石精矿3及锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿3)。三种产品的给矿浓度分别为20%,给矿量为2000kg(干矿量)/h。

⑷螺旋溜槽扫选

+0.20mm锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿1)的产品经过条幅螺旋溜槽,螺旋溜槽采用5圈扫选,获得锆英石精矿4及锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿4);-0.20mm+0.12mm锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿2)的产品经过条幅螺旋溜槽,螺旋溜槽采用6圈扫选,获得锆英石精矿5及锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿5);沉沙锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿3)的产品经过条幅螺旋溜槽,螺旋溜槽采用7圈扫选,获得锆英石精矿6及锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿6)。

⑸摇床扫选

+0.20mm锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿4)的产品经过刻槽摇床扫选,获得锆英石精矿7及锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿7);-0.20mm+0.12mm锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿5)的产品经过刻槽摇床,获得锆英石精矿8及锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿8);沉沙锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿6)的产品经过刻槽摇床扫选,获得锆英石精矿9及锆英石尾矿(钛铁矿粗精矿9)。

刻槽摇床技术参数为:冲程1.0cm,冲次400次/分,给矿质量浓度5%。

合并经过以上工艺得到的锆英石精矿1~9可得到锆英石产品;合并钛铁矿粗精矿7~9,得到钛铁矿产品。

实施例2

实施例2与实施例1的区别是:

步骤(1)筛分给矿的质量浓度为30%;步骤(3)三种产品的给矿浓度分别为10%,给矿量为1000kg(干矿量)/h;步骤(5)给矿质量浓度10%。

对比例1

对比例1与实施例1的主要区别是:

步骤(3)和步骤(4)中的条幅螺旋溜槽替换为条幅螺旋溜槽;条幅螺旋溜槽替换为条幅螺旋溜槽。

对比例2

对比例2与实施例1的区别是:水力旋流器采用直径300mm,沉沙口直径16mm。

记录实施例和对比例所得锆英石和钛铁矿产品的品位和回收率,结果如表1所示。

表1

结果显示,通过跳汰和水力旋流器分级的产品再分别经过螺旋溜槽粗选及扫选、摇床扫选后,可以将原矿ZrO2%含量45.58%,TiO2%含量5.28%的锆英石粗精矿分选出综合品位65.68%以上,综合回收率96.34%以上的锆英石精矿以及综合品位为46.78%以上,综合回收率为92.12%以上的钛粗精矿。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已,并不用以限制本发明,凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。

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