一种选矿磨矿的方法.pdf

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摘要
申请专利号:

CN200910066155.4

申请日:

2009.09.05

公开号:

CN101658815A

公开日:

2010.03.03

当前法律状态:

撤回

有效性:

无权

法律详情:

发明专利申请公布后的视为撤回IPC(主分类):B03B 1/00申请公布日:20100303|||公开

IPC分类号:

B03B1/00; B02C21/00; B02C23/18; B02C23/08

主分类号:

B03B1/00

申请人:

孙小宇

发明人:

孙小宇

地址:

467200河南省叶县昆阳镇光明路18号院1号楼1单元2号

优先权:

专利代理机构:

代理人:

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内容摘要

一种选矿磨矿的方法,其特征在于矿石先经过干法非球磨磨机破碎,破碎颗粒经颗粒分级装置进行分级,0.038mm-1.6mm的合格颗粒加入水进行调浆后进入湿法球磨机研磨成合格矿浆,不合格的粗颗粒返回干法非球磨磨机循环磨矿。其主要应用于选矿矿物的良好解离,该方法矿物解离完全,且避免了泥化现象,有利于矿物的分散和浮选分离,本发明更有利于铝土矿的反浮选脱硅。

权利要求书

1: 一种选矿磨矿的方法,其特征在于矿石先经过干法非球磨磨机破碎,破 碎颗粒经颗粒分级装置进行分级,0.038mm-1.6mm的合格颗粒加入水进行调 浆后进入湿法球磨机研磨成合格矿浆,不合格的粗颗粒返回干法非球磨磨机循 环磨矿。
2: 根据权利要求1所述的一种选矿磨矿的方法,其特征在于:非球磨干粉 磨机可以为非球磨的各种类型的干法粉磨机。
3: 根据权利要求1所述的一种选矿磨矿的方法,其特征在于:湿式球磨机 可以为立式搅拌球磨机或者卧式球磨机。
4: 根据权利要求1所述的一种选矿磨矿的方法,其特征在于:颗粒分级装 置可以为机械选粉机或旋风分选器。
5: 根据权利要求1所述的一种选矿磨矿的方法,其特征在于:进入湿式球 磨机矿浆的调浆浓度为20%-70%。

说明书


一种选矿磨矿的方法

    所属技术领域

    一种选矿磨矿的方法,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,尤其适用于铝土矿正、反浮选的矿物的解离过程。

    相关背景技术

    随着我国铝土矿资源的日益贫化,我国庞大的氧化铝工业产能,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25mm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一级分级机进行分级,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二级分级机进行分级,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二段球磨机中进行二次磨矿,二段球磨机的出料也送入到中间箱,然后经旋流器进行分级,旋流器底流返回到二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25mm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90mm以上大球,二仓为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0.074mm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一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0.038mm以下的颗粒的比例高于50%,这些细颗粒不仅使药剂的消耗增加,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0.038mm-0.15mm,以上的磨矿方法显然无法保证大部分的颗粒在0.038mm-0.15mm之间。

    本发明采用干法破碎湿法解离的技术,首先把预先破碎到10mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到非球磨干法磨机中,这种磨机一般为碾压磨矿方式,干法磨机的出料经物料提升机提升到选粉机中,不合格的粗颗粒重新返回到干法磨机中进行循环磨矿,0.038mm-0.15mm粒径的合格破碎颗粒,再经过调浆后进入球磨机进行研磨解离,通过研磨解离,可以把包裹在有用矿物上的脉石剥离下来,从而实现更加完全的矿物解离。这样的方法获得0.038mm-0.15mm的颗粒的比例在60%以上,有效的控制了矿物的泥化现象,有利于矿物地浮选分离,同时提高了精矿脱水的效率,解决了精矿脱水的难题。

    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。本发明的方法首先把矿石按照其有用矿物平均的结晶粒径进行干法破碎,以获得0.038mm-1.6mm粒径的破碎颗粒,再经过调浆后进入球磨机进行研磨解离,通过研磨解离把包裹在有用矿物上的脉石剥离下来,实现了更加完全的矿物解离,这样的有选择性的矿物解离方法有效的控制了矿物的泥化现象。本发明的方法设备体积小无需建设大型的设备厂房,减少了项目投资;本发明的方法设备磨矿效率高,可以节约一半的电耗,有利于降低工厂成本。

    本发明的目的是通过以下技术方案实现的。

    本发明采用干法破碎湿法解离的技术,首先把预先矿石通过皮带机定量输送进入到非球磨干法磨机中,这种磨机一般为碾压磨矿方式,干法磨机的出料经物料提升机提升到选粉机中,不合格的粗颗粒重新返回到干法磨机中进行循环磨矿,0.038mm-1.6mm粒径的合格破碎颗粒,再经过调浆后进入湿法球磨机进行研磨解离,这种湿法球磨机为立式搅拌磨,通过研磨解离可以把包裹在有用矿物上的脉石剥离下来,从而实现更加完全的矿物解离。

    【具体实施方式】

    首先把预先破碎到10mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到立式干粉磨机中,这种磨机一般为碾压磨矿方式,干法磨机的出料经斗式提升机提升到机械选粉机中,不合格的粗颗粒重新返回立式干粉磨中进行循环磨矿,0.038mm-1.6mm粒径的合格破碎颗粒,再经过调浆后进入立式搅拌磨进行研磨解离,调浆浓度控制在20%-70%之间,经立式搅拌磨研磨过的矿浆获得0.038mm-0.15mm的颗粒的比例在60%以上。

    下面结合实施例对本发明做进一步的说明。

    实施例1

    把铝硅比为4.0并破碎到10mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到立式干粉磨机中,干法磨机的出料经斗式提升机提升到机械选粉机中进行颗粒分级,不合格的粗颗粒重新返回立式干粉磨中进行循环磨矿,合格颗粒粒径控制在0.038mm-0.15mm范围,合格干粉调浆浓度控制在50%-55%之间,调浆时加入0.2%的碳酸钠,立式搅拌磨装球比例为30mm 30%、25mm 40%、20mm 30%,经立式搅拌磨研磨的停留时间为3分钟,研磨后矿浆加水调整到浓度为30-35%。研磨后的矿浆的粒度分布为0.15mm以上<1%、0.15-0.074mm 25%-30%、0.038-0.074mm 45-50%、0.038mm以下20%-25%;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1.25-1.35;精矿产率为80%-83%,捕收剂总消耗量为每吨原矿600-700g。

    实施例2

    把铝硅比为4.0并破碎到10mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到立式干粉磨机中,干法磨机的出料经斗式提升机提升到机械选粉机中进行颗粒分级,不合格的粗颗粒重新返回立式干粉磨中进行循环磨矿,合格颗粒粒径控制在0.048mm-0.18mm范围,合格干粉调浆浓度控制在50%-55%之间,调浆时加入0.2%的碳酸钠,立式搅拌磨装球比例为30mm 30%、25mm 40%、20mm 30%,经立式搅拌磨研磨的停留时间为5分钟,研磨后矿浆加水调整到浓度为30-35%。研磨后的矿浆的粒度分布为0.15mm以上<1%、0.15-0.074mm 20%-25%、0.038-0.074mm 40-45%、0.038mm以下30%-35%;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1.25-1.35;精矿产率为80%-83%,捕收剂总消耗量为每吨原矿650-750g。

    实施例3

    把铝硅比为4.0并破碎到10mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到立式干粉磨机中,干法磨机的出料经斗式提升机提升到机械选粉机中进行颗粒分级,不合格的粗颗粒重新返回立式干粉磨中进行循环磨矿,合格颗粒粒径控制在0.074mm-0.18mm范围,合格干粉调浆浓度控制在50%-55%之间,调浆时加入0.2%的碳酸钠,立式搅拌磨装球比例为30mm 30%、25mm 40%、20mm 30%,经立式搅拌磨研磨的停留时间为7分钟,研磨后矿浆加水调整到浓度为30-35%。研磨后的矿浆的粒度分布为0.15mm以上<1%、0.15-0.074mm 20%-25%、0.038-0.074mm 45-50%、0.038mm以下35%-40%;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1.25-1.35;精矿产率为80%-83%,捕收剂总消耗量为每吨原矿750-850g。

    实施例4

    把铝硅比为4.0并破碎到10mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到立式干粉磨机中,干法磨机的出料经斗式提升机提升到机械选粉机中进行颗粒分级,不合格的粗颗粒重新返回立式干粉磨中进行循环磨矿,合格颗粒粒径控制在0.038mm-0.15mm范围,合格干粉调浆浓度控制在50%-55%之间,调浆时加入0.2%的碳酸钠,立式搅拌磨装球全部为20mm,经立式搅拌磨研磨的停留时间为5分钟,研磨后矿浆加水调整到浓度为30-35%。研磨后的矿浆的粒度分布为0.15mm以上<1%、0.15-0.074mm 25%-30%、0.038-0.074mm 45-50%、0.038mm以下20%-25%;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1.25-1.35;精矿产率为80%-83%,捕收剂总消耗量为每吨原矿600-700g。

    实施例5

    把铝硅比为4.0并破碎到10mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到立式干粉磨机中,干法磨机的出料经斗式提升机提升到机械选粉机中进行颗粒分级,不合格的粗颗粒重新返回立式干粉磨中进行循环磨矿,合格颗粒粒径控制在0.038mm-0.15mm范围,合格干粉调浆浓度控制在60%-65%之间,调浆时加入0.2%的碳酸钠,立式搅拌磨装球比例为30mm 30%、25mm 40%、20mm 30%,经立式搅拌磨研磨的停留时间为3分钟,研磨后矿浆加水调整到浓度为30-35%。研磨后的矿浆的粒度分布为0.15mm以上<1%、0.15-0.074mm 25%-30%、0.038-0.074mm 43-48%、0.038mm以下22%-27%;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1.25-1.35;精矿产率为80%-83%,捕收剂总消耗量为每吨原矿600-700g。

    实施例6

    把铝硅比为4.0并破碎到10mm以下的矿石通过皮带机定量输送进入到立式干粉磨机中,干法磨机的出料经斗式提升机提升到机械选粉机中进行颗粒分级,不合格的粗颗粒重新返回立式干粉磨中进行循环磨矿,合格颗粒粒径控制在0.038mm-0.15mm范围,合格干粉调浆浓度控制在50%-55%之间,调浆时加入0.2%的碳酸钠,立式搅拌磨装球比例为30mm 30%、25mm 40%、20mm 30%,经立式搅拌磨研磨的停留时间为3分钟,研磨后矿浆加水调整到浓度为30-35%。研磨后的矿浆的粒度分布为0.15mm以上<1%、0.15-0.074mm 25%-30%、0.038-0.074mm 45-50%、0.038mm以下20%-25%;矿浆经反浮选后获得的精矿铝硅比为7.5-8.0,尾矿铝硅比为1.20-1.25;精矿产率为83%-85%,捕收剂总消耗量为每吨原矿300-400g。

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一种选矿磨矿的方法,其特征在于矿石先经过干法非球磨磨机破碎,破碎颗粒经颗粒分级装置进行分级,0.038mm-1.6mm的合格颗粒加入水进行调浆后进入湿法球磨机研磨成合格矿浆,不合格的粗颗粒返回干法非球磨磨机循环磨矿。其主要应用于选矿矿物的良好解离,该方法矿物解离完全,且避免了泥化现象,有利于矿物的分散和浮选分离,本发明更有利于铝土矿的反浮选脱硅。。

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