贫赤铁矿阶段磨矿及强磁重选阴离子反浮选工艺.pdf

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1、10申请公布号CN102019227A43申请公布日20110420CN102019227ACN102019227A21申请号200910187447322申请日20090918B03B7/00200601B03B1/00200601B03C1/02200601B03D1/0020060171申请人鞍钢集团矿业公司地址114001辽宁省鞍山市铁东区二一九路39号72发明人徐冬林吴前锋傅国辉韦文杰74专利代理机构鞍山贝尔专利代理有限公司21223代理人孔金满54发明名称贫赤铁矿阶段磨矿及强磁重选阴离子反浮选工艺57摘要本发明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。

2、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。51INTCL19中华人民共和国国家知识产权局12发明专利申请权利要求书1页说明书3页附。

3、图1页CN102019241A1/1页21一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2225，粒度为012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4555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。

4、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1314，14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911。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。

5、磁机的场强为30004000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1200014000奥斯特。权利要求书CN102019227ACN102019241A1/3页3贫赤铁矿阶段磨矿及强磁重选阴离子反浮选工艺技术领域0001本发明涉及选矿技术领域，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。背景技术0002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。

6、入选品位持续下降，已由32降至24，因此增加了选矿设备的负荷，从而也增加了选矿成本。发明内容0003本发明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。0004本发明的目的是通过下述技术方案来实现的0005本发明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00061首先将品位2225，粒度为012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60，00072一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，00083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，00094粗细分级分成粗。

7、、细两种产品，200目粒级含量4555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，00105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，00116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，00127二次分级溢流返回至中磁，00138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，00149粗浮选的精矿进入精浮选，粗浮选的尾矿进入一扫浮选，001510精浮选的精矿为浮选精矿，精浮选的尾矿返回至粗浮选，001611一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，001712二扫浮选的精矿返回至一扫浮。

8、选，二扫浮选的尾矿进入三扫浮选，001813三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1314，001914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说明书CN102019227ACN102019241A2/3页4为最终尾矿，此最终尾矿的品位为911。0020所述中磁采用中磁机，此中磁机的场强为30004000奥斯特。0021所述强磁采用强磁机，强磁机的背景场强为1200014000奥斯特。0022本发明采用阶段磨矿、强磁重选阴离子反浮选新工艺，该工艺处理品位为24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。

9、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0023图1为本发明的工艺流程图。具体实施方式0024下面结合附图中实施例说明本发明的具体实施方式。0025如图1所示，本发明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00261首先将品位2225，粒度为012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60，00272一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，00。

10、283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，00294粗细分级分成粗、细两种产品，200目粒级含量4555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，00305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，00316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，00327二次分级溢流返回至中磁，00338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，00349粗浮选的精矿进入精浮选，粗浮选的尾矿进入一扫浮选，003510精浮选的精矿为浮选精矿，精浮选的尾矿返回至粗浮选，003611一。

11、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，003712二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，003813三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1314，003914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911。0040所述中磁采用中磁机，此中磁机的场强为30004000奥斯特。0041所述强磁采用强磁机，强磁机的背景场强为1200014000奥斯特。0042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，说明书CN102019227ACN102019241A3/3页5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。说明书CN102019227ACN102019241A1/1页6图1说明书附图CN102019227A。