一、齐大山选矿厂磨矿选矿工艺-选矿车间阶段近年来,随着工艺矿物学、选矿药剂、选矿工艺和设备的研究和发展,许多科研成果越来越广泛地应用于各种选矿生产实践,组合工艺在选矿实践中大多取得了满意的指标和较大的生产效益。由于各种类型矿床和所选矿石的性质不同,联合工艺的组成和操作特点也不同。如分选作业的类型、级数、作业顺序、作业负荷的平衡、设备的选择、生产条件的确定等。,不能按照同一个模式来规划和安排。然而,通过对一些有代表性的工厂的几种组合工艺的生产实践的分析,我们可以看到不同作业组成和不同作业顺序的组合工艺的特点。齐大山赤铁矿粉矿阶段磨选工艺试验研究始于1978年,采用的原则流程是重选—磁选(弱磁选和强磁选)—浮选。1981年,在鞍钢矿山研究院试验厂进行了8个月的工业试验,取得了成功。1985年3月,齐大山-宣4号、5号系统按此流程进行了改造,到1986年6月,又改造了5个系统。在新的浮选工艺中,在碱性介质中,纯碱作为调整剂,氧化石蜡皂和塔尔油作为捕收剂;在弱酸性介质中,以硫酸为调节剂,以石油磺酸钠和妥尔油为捕收剂。与改造前相比,改造后的流程精矿品位提高了3~4个百分点,回收率提高了5~10个百分点。齐大山矿石粒度特征齐大山矿床是一种微细粒嵌布不均匀的贫铁矿。铁矿物的平均粒度为0.05mm,应时为0.085 mm,应时的平均粒度比铁矿物粗得多,一般集中在0.147 ~ 0.104 mm,因此在选矿工艺中,可以在粗磨的条件下进行阶段选矿,以减轻下一步作业的负荷。从大量的统计数据可以看出,齐大山矿石中铁矿物的嵌布粒度不均匀,最大粒度在1mm以上,最小粒度在0.005 mm以下,而且各粒度中铁矿物含量波动较大,一般集中在0.14~0.043mm粒度。这一粒度在地表矿石中含铁矿物37.16 ~ 48.39%,在深部矿石中含铁矿物44.39%。粒度在0.147毫米以上的铁矿物分布率,表矿为44.92 ~ 55.81%;粒度在0.147毫米以上的铁矿物在地表矿的分布率为21.24 ~ 29.56%,深部矿为18.60 ~ 30.66%。粒度小于0.043毫米的铁矿物在地表矿的分布率为19.97 ~ 28.33%,在深部矿为17.83 ~ 21.00%。实践表明,齐大山赤铁矿粉磨矿粒度达到-0.074~0.295mm,68%时,单体铁矿物可达80.81%。应时的平均粒径主要富集在0.074~0.001 μm。该粒级的应时含量在露天矿石中为53.65 ~ 70.29%,在勘探矿石中为55.30 ~ 68.35%,因此粗磨后丢弃大量粗尾矿更为有利。齐大山粉矿b阶段磨选试验1984年3月,鞍山钢铁矿山研究院在实验室试验的基础上,将试验厂两个工业规模的选矿系统改为重磁浮选阶段磨选工艺。从试验的初步结果来看,分级磨选工艺表现出以下几点:(1)由于一级磨选后一级分级溢流中的两段螺旋溜槽选出最终精矿的产率为16-20%,产率为30-20%的溢流通过预分级旋流器与二级分级溢流合并,直接为人们提供单独作业,二级磨选的负荷减少了50%左右。初级和次级研磨机的数量比可以是2∶1。(2)螺旋溜槽回收的合格精矿大多粗于0.053mm,两级弱磁选机回收的合格精矿多为0.053~0.104mm,而0.013~0.053mm的细粒精矿通过浮选回收,明显改变了精矿的粒度组成,包括为烧结作业创造了有利条件。(3)与两段连续磨矿的弱磁-强磁-浮选工艺相比,浮选的入选矿量降低50%左右,相应的电耗降低35%左右,水耗降低20%左右,钢材和浮选药剂等其他原材料的消耗也有不同程度的降低。[next] C齐大山一选阶段磨选工艺改造设计

1985年初,齐大山第一选矿厂按照分阶段磨选新工艺进行了技术改造。设计过程如图1所示。设计的主要选矿工艺指标为:原矿品位26.82%,精矿品位64.21%,尾矿品位10.73%,铁回收率72.01%,选矿比为3.32。浮选采用酸性介质,捕收剂采用石油磺酸钠。生产系统配置为10台一级球磨机和4台二级球磨机,形成两组5:2级研磨分离系统。d齐大山第一阶段的磨矿选矿工艺效果齐大山-选矿阶段的磨矿选矿工艺是由一个又一个子系统完成的。1985年3月进行了4号和5号两项制度改革,1986年6月进行了三项制度改革,1986年底全部完成。由于硫酸储配系统尚未建成,改造投产初期采用碱性介质浮选,主要技术经济指标有了明显提高。目前指标为:原矿品位27.68%,FeO 3.35%,精矿结晶位置63.5%,比改造前提高2.5-3%,回收率70%左右,比改造前提高3-5%。一次磨作业率89.83%,一次磨利用系数2t/m3 & # 8226;h .[下一个]二。弓长岭选矿厂二选车间磨矿选矿工艺。弓长岭选矿厂第二选矿车间于1975年设计扩建。首采区高山采场弱磁性铁矿和混合矿的处理。设计了两段连续磨矿-弱磁场-重选流程。设计指标为:精矿品位60.30%,铁回收率76.71%。但投产后精矿品位仅为57%。因此,1979年在原弱磁部分增加了细筛和弱磁两个阶段,提高了弱磁精矿的品位。重选部分改为分级。重选给料经旋流器分级后,沉砂经两级螺旋溜槽分选,得到最终精矿和尾矿。旋流器的溢流进入三级离心机进行分选,同时获得最终精矿和尾矿。改造后精矿品位提高到63.50%,回收率提高不大。原因是螺旋溜槽和离心机对30μm以下的铁矿物回收能力差,而-37μm的尾矿占57.07%,品位20.52%,金属损失率69.26%。
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1977年,长岭选矿厂二选厂在原流程上增加了一台强磁选机,形成了重-磁-重联合流程进行阶段磨矿。参见流程图2。其特点是:(1)弱磁选机不选最终精矿,只作为强磁选机的准备工作。弱磁选精矿经旋流器分级后,进入粗、细螺旋溜槽进行分级和重选。(2)采用ф1200mm大直径粗粒螺旋磨,最终可获得产率近18%、品位64.50%的粗粒精矿,占最终精矿总量的56.70%,不会进入二次磨。(3)利用强磁选机控制尾矿品位,由于ф2m双平环湿式强磁选机对弱磁性铁矿物的回收能力强,可剔除最终尾矿,产率41.45%,品位9.47%,从而大大减轻了下一步磨选作业的负荷。(4)二段磨机给矿量约为系统原矿的58%,使二段磨机的容量绰绰有余,使一、二段磨机的体积比为2: 1即可。(5)两级细粒螺旋溜槽可获得产率为6.61%,品位约为63%的精矿,螺旋溜槽的尾矿用离心机处理,离心机的使用数量大大减少,两级离心机获得的精矿品位为61.86%,但产率仅为7%。弓长岭选矿厂二选厂由原设计的两段连续磨矿-弱磁-全离心机重选流程,发展为现阶段磨矿-弱磁-强磁-螺旋溜槽-离心机重选流程,取得了提高精矿品位和回收率的技术经济效果,初步显现了阶段磨矿分选的特点。
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