本发明专利技术涉及一种贫赤铁矿阶段磨矿及强磁－重选－阴离子反浮选工艺。其特征是包括下述步骤：将贫赤铁矿给入一次磨矿，磨矿后给入一次分级，一次分级溢流给入中磁、强磁，精矿给入粗细分级，尾矿抛弃，粗细分级后，粗粒产品给入粗螺，细粒产品给入浓缩，粗螺精矿给入精螺，精螺精矿为重选精矿，粗螺、精螺尾矿进入二次分级，二次分级溢流返回中磁，浓缩的底流进入粗浮选，溢流抛弃，粗浮选精矿进入精浮选，尾矿进入一扫浮选，精浮选精矿为浮选精矿，尾矿返回粗浮选，一扫浮选精矿返回粗浮选，尾矿进入二扫浮选，二扫浮选精矿返回一扫浮选，尾矿进入三扫浮选，三扫浮选精矿返回二扫浮选，尾矿抛弃。该工艺降低了选矿设备的负荷，降低了选矿成本。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及选矿
，特别是一种贫赤铁矿阶段磨矿及强磁-重选-阴离子 反浮选工艺。
技术介绍
目前，我国贫赤铁矿多采用阶段磨矿、粗细分级、重选-强磁-阴离子反浮选工 艺，一次分级溢流(-200目含量60% )经粗细分级作业分成粗、细两种产品。粗粒部分 经粗螺、扫螺两段作业后，由弱磁、中磁抛尾；细粒部分由中磁、强磁抛尾。由于近年 来贫赤铁矿入选品位持续下降，已由32%降至对％，因此增加了选矿设备的负荷，从而 也增加了选矿成本。
技术实现思路
本专利技术的目的是提供一种可降低选矿成本的贫赤铁矿阶段磨矿及强磁-重选-阴 离子反浮选工艺。本专利技术的目的是通过下述技术方案来实现的本专利技术的一种贫赤铁矿阶段磨矿及强磁-重选-阴离子反浮选工艺，其特征在于 包括下述步骤1)首先将品位22-25%，粒度为0_12毫米的贫赤铁矿给入一次磨矿，磨至一次 分级溢流中-200目粒级含量达到60%，2) 一次分级溢流给入中磁，中磁的精矿给入强磁，中磁的尾矿返回一次磨矿，幻强磁的精矿给入粗细分级，强磁的尾矿品位为<9%，将此强磁尾矿抛弃，4)粗细分级分成粗、细两种产品，-200目粒级含量45-55%的粗粒产品给入粗 螺，-200目粒级含量>90%的细粒产品给入浓缩，5)粗螺的精矿给入精螺，粗螺的尾矿给入二次分级和二次磨矿，6)精螺的精矿为品位> 66%的重选精矿，精螺的尾矿进入二次分级和二次磨 矿，7) 二次分级溢流返回至中磁，8)细粒产品经浓缩后，浓度由20%提高到45%以上，浓缩的底流进入反浮选的 粗浮选，浓缩的溢流抛弃，9)粗浮选的精矿进入精浮选，粗浮选的尾矿进入一扫浮选，10)精浮选的精矿为浮选精矿，精浮选的尾矿返回至粗浮选，11) 一扫浮选的精矿返回至粗浮选，一扫浮选的尾矿进入二扫浮选，12) 二扫浮选的精矿返回至一扫浮选，二扫浮选的尾矿进入三扫浮选，13)三扫浮选的精矿返回至二扫浮选，三扫浮选的尾矿抛弃，此浮选尾矿的品位 为 13-14%，14)重选精矿与浮选精矿合并为最终精矿，强磁尾矿、浓缩溢流与浮选尾矿合并为最终尾矿，此最终尾矿的品位为9-11%。所述中磁采用中磁机，此中磁机的场强为3000-4000奥斯特。所述强磁采用强磁机，强磁机的背景场强为12000-14000奥斯特。本专利技术采用阶段磨矿、强磁-重选-阴离子反浮选新工艺，该工艺处理品位为 的贫赤铁矿，可充分发挥阶段磨矿的优势，在粗磨情况下大量抛弃低品位脉石，大大降低了选矿设备的负荷，降低了选矿成本。其主要技术指标可达到精矿品位68%，尾 矿品位10%，吨精矿成本480元。与现行的阶段磨矿、粗细分级、重选-强磁-阴离子 反浮选工艺相比，技术指标基本相当，但吨精矿成本降低20元。附图说明图1为本专利技术的工艺流程图。具体实施方式下面结合附图中实施例说明本专利技术的具体实施方式。如图1所示，本专利技术的一种贫赤铁矿阶段磨矿及强磁-重选-阴离子反浮选工 艺，其特征在于包括下述步骤1)首先将品位22-25%，粒度为0_12毫米的贫赤铁矿给入一次磨矿，磨至一次 分级溢流中-200目粒级含量达到60%，2) 一次分级溢流给入中磁，中磁的精矿给入强磁，中磁的尾矿返回一次磨矿，幻强磁的精矿给入粗细分级，强磁的尾矿品位为<9%，将此强磁尾矿抛弃，4)粗细分级分成粗、细两种产品，-200目粒级含量45-55%的粗粒产品给入粗 螺，-200目粒级含量>90%的细粒产品给入浓缩，5)粗螺的精矿给入精螺，粗螺的尾矿给入二次分级和二次磨矿，6)精螺的精矿为品位> 66%的重选精矿，精螺的尾矿进入二次分级和二次磨 矿，7) 二次分级溢流返回至中磁，8)细粒产品经浓缩后，浓度由20%提高到45%以上，浓缩的底流进入反浮选的 粗浮选，浓缩的溢流抛弃，9)粗浮选的精矿进入精浮选，粗浮选的尾矿进入一扫浮选，10)精浮选的精矿为浮选精矿，精浮选的尾矿返回至粗浮选，11) 一扫浮选的精矿返回至粗浮选，一扫浮选的尾矿进入二扫浮选，12) 二扫浮选的精矿返回至一扫浮选，二扫浮选的尾矿进入三扫浮选，13)三扫浮选的精矿返回至二扫浮选，三扫浮选的尾矿抛弃，此浮选尾矿的品位 为 13-14%，14)重选精矿与浮选精矿合并为最终精矿，强磁尾矿、浓缩溢流与浮选尾矿合并 为最终尾矿，此最终尾矿的品位为9-11%。所述中磁采用中磁机，此中磁机的场强为3000-4000奥斯特。所述强磁采用强磁机，强磁机的背景场强为12000-14000奥斯特。由于该工艺在粗磨情况下大量抛弃低品位脉石，大大降低了选矿设备的负荷，确保了低成本运行。以某选矿厂为例该厂目前的精矿规模为230万吨位，以此精矿规 模计算，年效益约为4600万元。权利要求1.一种贫赤铁矿阶段磨矿及强磁-重选-阴离子反浮选工艺，其特征在于包括下述步骤1)首先将品位22-25%，粒度为0-12毫米的贫赤铁矿给入一次磨矿，磨至一次分级 溢流中-200目粒级含量达到60%，2)一次分级溢流给入中磁，中磁的精矿给入强磁，中磁的尾矿返回一次磨矿，3)强磁的精矿给入粗细分级，强磁的尾矿品位为<9%，将此强磁尾矿抛弃，4)粗细分级分成粗、细两种产品，-200目粒级含量45-55%的粗粒产品给入粗 螺，-200目粒级含量>90%的细粒产品给入浓缩，5)粗螺的精矿给入精螺，粗螺的尾矿给入二次分级和二次磨矿，6)精螺的精矿为品位>66%的重选精矿，精螺的尾矿进入二次分级和二次磨矿，7)二次分级溢流返回至中磁，8)细粒产品经浓缩后，浓度由20%提高到45%以上，浓缩的底流进入反浮选的粗浮 选，浓缩的溢流抛弃，9)粗浮选的精矿进入精浮选，粗浮选的尾矿进入一扫浮选，10)精浮选的精矿为浮选精矿，精浮选的尾矿返回至粗浮选，11)一扫浮选的精矿返回至粗浮选，一扫浮选的尾矿进入二扫浮选，12)二扫浮选的精矿返回至一扫浮选，二扫浮选的尾矿进入三扫浮选，13)三扫浮选的精矿返回至二扫浮选，三扫浮选的尾矿抛弃，此浮选尾矿的品位为 13-14%,14)重选精矿与浮选精矿合并为最终精矿，强磁尾矿、浓缩溢流与浮选尾矿合并为最 终尾矿，此最终尾矿的品位为9-11%。2.根据权利要求1所述的细粒铁尾矿再选工艺，其特征在于所述中磁采用中磁机，此 中磁机的场强为3000-4000奥斯特。3.根据权利要求1所述的细粒铁尾矿再选工艺，其特征在于所述强磁采用强磁机，强 磁机的背景场强为12000-14000奥斯特。全文摘要本专利技术涉及一种贫赤铁矿阶段磨矿及强磁-重选-阴离子反浮选工艺。其特征是包括下述步骤将贫赤铁矿给入一次磨矿，磨矿后给入一次分级，一次分级溢流给入中磁、强磁，精矿给入粗细分级，尾矿抛弃，粗细分级后，粗粒产品给入粗螺，细粒产品给入浓缩，粗螺精矿给入精螺，精螺精矿为重选精矿，粗螺、精螺尾矿进入二次分级，二次分级溢流返回中磁，浓缩的底流进入粗浮选，溢流抛弃，粗浮选精矿进入精浮选，尾矿进入一扫浮选，精浮选精矿为浮选精矿，尾矿返回粗浮选，一扫浮选精矿返回粗浮选，尾矿进入二扫浮选，二扫浮选精矿返回一扫浮选，尾矿进入三扫浮选，三扫浮选精矿返回二扫浮选，尾矿抛弃。该工艺降低了选矿设备的负荷，降低了选矿成本。文档编号B03B7/00GK102019227SQ20091018744公开本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种贫赤铁矿阶段磨矿及强磁－重选－阴离子反浮选工艺，其特征在于包括下述步骤：１）首先将品位２２－２５％，粒度为０－１２毫米的贫赤铁矿给入一次磨矿，磨至一次分级溢流中－２００目粒级含量达到６０％，２）一次分级溢流给入中磁，中磁的精矿给入强磁，中磁的尾矿返回一次磨矿，３）强磁的精矿给入粗细分级，强磁的尾矿品位为＜９％，将此强磁尾矿抛弃，４）粗细分级分成粗、细两种产品，－２００目粒级含量４５－５５％的粗粒产品给入粗螺，－２００目粒级含量＞９０％的细粒产品给入浓缩，５）粗螺的精矿给入精螺，粗螺的尾矿给入二次分级和二次磨矿，６）精螺的精矿为品位＞６６％的重选精矿，精螺的尾矿进入二次分级和二次磨矿，７）二次分级溢流返回至中磁，８）细粒产品经浓缩后，浓度由２０％提高到４５％以上，浓缩的底流进入反浮选的粗浮选，浓缩的溢流抛弃，９）粗浮选的精矿进入精浮选，粗浮选的尾矿进入一扫浮选，１０）精浮选的精矿为浮选精矿，精浮选的尾矿返回至粗浮选，１１）一扫浮选的精矿返回至粗浮选，一扫浮选的尾矿进入二扫浮选，１２）二扫浮选的精矿返回至一扫浮选，二扫浮选的尾矿进入三扫浮选，１３）三扫浮选的精矿返回至二扫浮选，三扫浮选的尾矿抛弃，此浮选尾矿的品位为１３－１４％，１４）重选精矿与浮选精矿合并为最终精矿，强磁尾矿、浓缩溢流与浮选尾矿合并为最终尾矿，此最终尾矿的品位为９－１１％。...
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：徐冬林，吴前锋，傅国辉，韦文杰，
申请(专利权)人：鞍钢集团矿业公司，
类型：发明
国别省市：21[中国|辽宁]
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