RU2083291C1 - Method of iron ore concentration - Google Patents
Method of iron ore concentration Download PDFInfo
- Publication number
- RU2083291C1 RU2083291C1 RU95107175A RU95107175A RU2083291C1 RU 2083291 C1 RU2083291 C1 RU 2083291C1 RU 95107175 A RU95107175 A RU 95107175A RU 95107175 A RU95107175 A RU 95107175A RU 2083291 C1 RU2083291 C1 RU 2083291C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- classification
- fraction
- stage
- fine
- middlings
- Prior art date
Links
Landscapes
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использовано при магнитном обогащении железных руд. The invention relates to the field of mineral processing and can be used in the magnetic concentration of iron ores.
Известен способ обогащения железных руд, включающий классификацию исходного материала на тонкую и крупную фракции, измельчение и магнитную сепарацию крупной фракции с получением промпродукта и хвостов, подачу дополнительной жидкости в измельчение, обесшламливание тонкой фракции для сброса хвостов, сгущение обесшламленной тонкой фракции классификации для получения концентрата и слива сгущения, при этом слив сгущения используют в качестве дополнительной жидкости [1]
Благодаря тому, что обесшламленную тонкую фракцию сгущают и выделяют в слив тонкие сростки, которые возвращают на измельчение, обеспечиивается повышение качества концентрата из тонкой фракции классификации.A known method of enriching iron ores, including the classification of the source material into fine and coarse fractions, grinding and magnetic separation of the coarse fraction to obtain intermediate and tailings, supplying additional liquid to grinding, deslaming the fine fraction to discharge tailings, thickening the deslaminated fine fraction of the classification to obtain concentrate and thickening drain, while thickening drain is used as additional liquid [1]
Due to the fact that the de-slurred fine fraction is thickened and fine aggregates are separated into the drain, which are returned to grinding, the quality of the concentrate from the fine fraction of the classification is improved.
Однако эффективность обогащения крупной фракции остается низкой ввиду захвата в промпродукт магнитной сепарации крупных и мелких сростков. However, the efficiency of enrichment of a large fraction remains low due to the capture of large and small splices into the intermediate product of magnetic separation.
Известен также способ обогащения железных руд, включающий измельчение материала, магнитную сепарацию измельченного материала, магнитную сепарацию измельченного материала с получением промпродукта и хвостов, двухстадийную доработку промпродукта по схеме классификации промпродукта на песковую и тонкую фракции с подачей на классификацию воды, доизмельчение песковой фракции с возвратом доизмельченных песковых фракций на классификацию, обесшламливание тонких фракций с получением обесшламленных продуктов и слива, магнитную сепарацию обесшламленных продуктов с получением концентрата и хвостов [2]
Тонкие фракции классификации представлены раскрытыми зернами (кварц, магнетит, гематит). сростками и шламами. При обесшламливании тонкой фракции на процессе выделения в сливной продукт дешламации твердых частиц существенное влияние оказывает скорость падения этих частиц в пульпе, определяемая плотностью и вязкостью пульпы. Плотность пульпы зависит от удельного веса частиц и соотношения твердого к жидкому весу. Частицы, имеющие малую скорость падения в пульпе, удаляются в слив, а частицы с повышенной скоростью переходят в обесшламленный продукт. В результате после выделения тонких породных частиц и тонких сростков в обесшламленный продукт извлекаются в основном крупные породные зерна, крупные и мелкие сростки, рудные частицы. В последующем при магнитной сепарации сростки обесшламленного продукта, имеющие сопоставимые магнитные свойства с рудными частицами, переходят в концентрат и снижают его качество.There is also known a method of enrichment of iron ores, including grinding material, magnetic separation of crushed material, magnetic separation of crushed material to obtain intermediate and tailings, two-stage refinement of intermediate according to the classification scheme of intermediate into sand and fine fractions with water classification, regrinding of the sand fraction with the return of regrind of sand fractions for classification, de-cladding of fine fractions to obtain de-clogged products and discharge, magnetic separation besshlamlennyh products to obtain a concentrate and tailings [2]
Fine fractions of the classification are represented by open grains (quartz, magnetite, hematite). splices and sludges. When de-clamming a fine fraction during the process of separation of solid particles into the drain product, the rate of fall of these particles in the pulp is determined by the density and viscosity of the pulp. The density of the pulp depends on the specific gravity of the particles and the ratio of solid to liquid weight. Particles having a low rate of incidence in the pulp are discharged to the drain, and particles with an increased rate pass into a deslaimed product. As a result, after isolation of fine rock particles and thin splices, large rock grains, large and small splices, and ore particles are mainly extracted into the deslaimed product. Subsequently, during magnetic separation, the growths of the de-slurred product, which have comparable magnetic properties with ore particles, pass into the concentrate and reduce its quality.
Недостаток способа низкое качество концентрата и высокий расход дополнительной воды. The disadvantage of this method is the low quality of the concentrate and the high consumption of additional water.
При создании изобретения ставилась задача повышения эффективности обогащения за счет повышения качества концентрата и снижения расхода дополнительной воды. When creating the invention, the task was to increase the efficiency of enrichment by improving the quality of the concentrate and reducing the consumption of additional water.
Такой технический результат достигается совокупностью существенных признаков, характеризующих предлагаемый способ обогащения железных руд. This technical result is achieved by a combination of essential features characterizing the proposed method for the concentration of iron ores.
Сущность изобретения состоит в том, что в способе обогащения железных руд, включающем измельчение исходного материала, магнитную сепарацию измельченного материала с получением промпродукта и хвостов, двухстадийную доработку промпродукта по схеме классификации продукта на песковую и тонкую фракции с подачей на классификацию дополнительной воды, доизмельчение песковой фракции возвратом доизмельченной песковой фракции на классификацию, обесшламливание тонкой фракции с получением обесшламленного продукта и слива, магнитную сепарацию обесшламленного продукта для сброса хвостов и получения концентрата, слив обесшламливания тонкой фракции второй стадии доработки промпродукта направляют в цикл первой стадии классификации. The essence of the invention lies in the fact that in the method of enrichment of iron ores, including grinding the starting material, magnetic separation of the crushed material to obtain intermediate and tailings, two-stage refinement of the intermediate according to the classification scheme of the product into sand and fine fractions with the addition of additional water for classification, grinding of the sand fraction returning the crushed sand fraction to classification, de-cladding of the fine fraction to obtain a de-clogged product and discharge, magnetic separation de-slurred product for tailings dumping and concentrate production, deslamination of fine fraction of the second stage finalization of the industrial product is sent to the cycle of the first classification stage.
Благодаря тому, что слив обесшламливания тонкой фракции второй стадии доработки смешивается с питанием первой стадии классификации, на первую стадию доработки поступает материал с повышенным количеством тонких породных частиц. Это увеличение повышает вязкость пульпы, что снижает скорость падения сростков в обесшламливающем аппарате. Due to the fact that the discharge of de-clamming the fine fraction of the second stage of refinement is mixed with the nutrition of the first stage of classification, material with an increased amount of fine rock particles enters the first stage of refinement. This increase increases the viscosity of the pulp, which reduces the rate of fall of the sprouts in the de-sizing apparatus.
В результате в слив наряду с тонкими породными частицами удаляются крупные и мелкие сростки. Вследствие этого при магнитной сепарации обесшламленного продукта устраняется разубоживание концентрата сростками и обеспечивается получение концентрата повышенного качества в сравнении с качеством концентрата в прототипе. As a result, along with fine rock particles, large and small splices are removed into the drain. As a result, the magnetic separation of the de-slurry product eliminates the dilution of the concentrate by splices and provides a concentrate of higher quality in comparison with the quality of the concentrate in the prototype.
На чертеже показана схема осуществления предлагаемого способа. The drawing shows a diagram of an implementation of the proposed method.
Предлагаемый способ обогащения железных руд осуществляется следующим образом. The proposed method of beneficiation of iron ore is as follows.
Исходный материал измельчается и подвергается магнитной сепарации с получением промпродукта и хвостов. Промпродукт дорабатывают в две стадии по схеме классификации на тонкую и песковую фракции с добавкой воды, измельчением песковой фракции и возвратом на классификацию. Тонкие фракции обесшламливают с получением обесшламленных продуктов и слива. Слив второй стадии обесшламливания направляют в цикл классификации первой стадии. Обесшламленный продукт первой и второй стадии обогащают магнитной сепарацией с получением промпродукта и хвостов в первой стадии, концентрата и хвостов во второй стадии. The source material is crushed and subjected to magnetic separation to obtain intermediate product and tailings. The intermediate product is being finalized in two stages according to the classification scheme for fine and sand fractions with the addition of water, grinding of the sand fraction and return to classification. Fine fractions de-clam with obtaining de-clam products and discharge. The discharge of the second stage of deslamination is sent to the classification cycle of the first stage. The deslimified product of the first and second stages is enriched by magnetic separation to obtain intermediate products and tails in the first stage, concentrate and tails in the second stage.
Пример. Исходная руда с массовой долей железа 39,4 измельчалась в шаровых мельницах МШЦ 45х60, работающих в замкнутом цикле с классификаторами 2КСН-24. Сливы классификаторов обогащались на магнитных сепараторах ПБМ-П-15/20 с получением промпродукта I и хвостов. Продукт I разделялся классификацией в гидроциклонах ГЦ-500 на пески и тонкую фракцию. Пески ГЦ-500 измельчались в шаровой мельнице МШЦ 45х60 первой стадии доизмельчения и возвращались на классификацию I в гидроциклонах ГЦ-500. Тонкая фракция гидроциклонов ГЦ-500 обесшламливалась в магнитном дешламаторе МД-9 (N 1). Обесшламленный продукт дешламатора МД-9 (N 1) обогащался на магнитных сепараторах ПБМ-ПП-120/300 с получением концентрата I и хвостов. Концентрат I разделялся классификацией II в гидроциклонах ГЦ-360 на пески и тонкую фракцию с подачей воды в цикл классификации. Пески ГЦ-360 измельчались в шаровой мельнице МШЦ 45х60 второй стадии доизмельчения и возвращались на классификацию II. Тонкая фракция гидроциклонов ГЦ-360 обесшламливалась в магнитном дешламаторе МД-9 (N 2). Слив дешифратора МД-9 (N 2) объединялся с продуктом 1. Обесшламленный продукт дешламатора МД-9 (N 2) обогащался на магнитных сепараторах ПБМ-ПП-120/300 с получением концентрата II и хвостов. В результате получен концентрат II с массовой долей железа 68,05 при расходе воды по секции 1975 м3/ч.Example. The initial ore with a mass fraction of iron of 39.4 was crushed in ball mills MSC 45x60 working in a closed cycle with 2KSN-24 classifiers. Classifier plums were enriched in magnetic separators PBM-P-15/20 to obtain intermediate I and tails. Product I was separated by classification in HC-500 hydrocyclones into sands and fine fractions. GC-500 sands were crushed in a ball mill MShTs 45h60 of the first stage of regrinding and returned to classification I in hydrocyclones GC-500. A thin fraction of the hydrocyclones GTS-500 was de-slammed in an MD-9 magnetic deslamer (N 1). The de-slammed product of the deslamator MD-9 (N 1) was enriched in magnetic separators PBM-PP-120/300 to obtain concentrate I and tailings. Concentrate I was divided by classification II in HC-360 hydrocyclones into sands and fine fraction with water supply to the classification cycle. Sands ГЦ-360 were crushed in a ball mill МШЦ 45х60 of the second stage of regrinding and returned to classification II. A thin fraction of the hydrocyclones HZ-360 was de-slammed in an MD-9 (N 2) magnetic deslamer. The discharge of the MD-9 (N 2) decoder was combined with the product 1. The de-slurred product of the MD-9 (N 2) deslamator was enriched in magnetic separators PBM-PP-120/300 to obtain concentrate II and tailings. As a result, concentrate II was obtained with a mass fraction of iron of 68.05 with a water flow rate of 1975 m 3 / h in the section.
Для сравнения был проведен опыт по способу прототипа и получен концентрат II с массовой долей железа 67,78 при расходе воды по секции 2676 м3/ч.For comparison, an experiment was conducted on the prototype method and concentrate II was obtained with a mass fraction of iron of 67.78 at a water flow rate of 2676 m 3 / h in section.
Применение предлагаемого способа позволяет на 0,27 повысить массовую долю железа в концентрате II и на 26 снизить расход воды на обогащение.The application of the proposed method allows to increase by 0.27 the mass fraction of iron in concentrate II and 26 reduce water consumption for enrichment.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU95107175A RU2083291C1 (en) | 1995-05-04 | 1995-05-04 | Method of iron ore concentration |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU95107175A RU2083291C1 (en) | 1995-05-04 | 1995-05-04 | Method of iron ore concentration |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU95107175A RU95107175A (en) | 1997-04-27 |
RU2083291C1 true RU2083291C1 (en) | 1997-07-10 |
Family
ID=20167415
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU95107175A RU2083291C1 (en) | 1995-05-04 | 1995-05-04 | Method of iron ore concentration |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2083291C1 (en) |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101161349B (en) * | 2007-11-29 | 2011-03-16 | 王少祖 | Ore-sorting system and technique for iron ore powder |
RU2457035C1 (en) * | 2011-02-10 | 2012-07-27 | Алексей Евгеньевич Пелевин | Method of dressing iron-bearing ores |
RU2535722C2 (en) * | 2012-07-19 | 2014-12-20 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method for obtaining high-quality magnetite concentrate |
RU2751185C1 (en) * | 2020-09-07 | 2021-07-12 | Акционерное общество "Михайловский ГОК имени Андрея Владимировича Варичева" | Method for increasing quality of magnetite concentrates |
RU2754695C1 (en) * | 2020-09-07 | 2021-09-06 | Акционерное общество "Михайловский ГОК имени Андрея Владимировича Варичева" | Method for producing high-quality magnetite concentrates |
-
1995
- 1995-05-04 RU RU95107175A patent/RU2083291C1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
1. Панент РФ N 2028833, кл. B 03 C 1/00, 1994. 2. Остапенко П.Е. Обогащение железных руд. - М.: Недра, 1977, с. 95, рис. 4.6-Ш. * |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101161349B (en) * | 2007-11-29 | 2011-03-16 | 王少祖 | Ore-sorting system and technique for iron ore powder |
RU2457035C1 (en) * | 2011-02-10 | 2012-07-27 | Алексей Евгеньевич Пелевин | Method of dressing iron-bearing ores |
RU2535722C2 (en) * | 2012-07-19 | 2014-12-20 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method for obtaining high-quality magnetite concentrate |
RU2751185C1 (en) * | 2020-09-07 | 2021-07-12 | Акционерное общество "Михайловский ГОК имени Андрея Владимировича Варичева" | Method for increasing quality of magnetite concentrates |
RU2754695C1 (en) * | 2020-09-07 | 2021-09-06 | Акционерное общество "Михайловский ГОК имени Андрея Владимировича Варичева" | Method for producing high-quality magnetite concentrates |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU95107175A (en) | 1997-04-27 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN104923386B (en) | The pre-selection of fine grain teeth cloth composite ore coarse grain, magnetic-weight sorting process | |
CN108906312A (en) | A kind of beneficiation method for diversification raw ore | |
RU2388544C1 (en) | Procedure for production of collective concentrate out of mixed fine ingrained iron ore | |
CN108514949B (en) | Recovery method of fine-grain ilmenite | |
CN110624686A (en) | Magnetite beneficiation process capable of fully releasing mill capacity | |
US3791595A (en) | Method for processing iron ore concentrates | |
US4206878A (en) | Beneficiation of iron ore | |
US3912174A (en) | Process for preparation ores for concentration | |
RU2083291C1 (en) | Method of iron ore concentration | |
CN114178046B (en) | Beneficiation method for pyrochlore | |
CN108144741B (en) | Method for improving grade of boron concentrate by removing iron through high-gradient vertical ring magnetic separator | |
RU2290999C2 (en) | Method for concentration of iron ores | |
RU2077390C1 (en) | Method of final dressing of magnetite concentrate | |
CN112718231B (en) | Mineral separation method of molybdenite of magnesium-rich mineral | |
CN104998750B (en) | Beneficiation method for efficiently recycling low-grade copper-bearing lava magnetite | |
RU2097138C1 (en) | Method of dressing mixed iron ores | |
RU2307710C2 (en) | Method of concentration of the iron ores | |
RU2137549C1 (en) | Method for concentration of gold-bearing ore at sukhoy log deposit | |
RU2028832C1 (en) | Method for concentration of iron ores | |
RU2149695C1 (en) | Complex of gold-containing ores processing | |
RU2789553C1 (en) | Method for beneficiation of strongly magnetic ores and a beneficiation unit | |
RU2296623C2 (en) | Hematite concentrate production process | |
RU2028833C1 (en) | Method for concentration of iron ores | |
RU2211730C1 (en) | Method of concentration of gold-containing ore | |
RU2011416C1 (en) | Method for enrichment of compounded iron ores |