专利名称：磁、赤混合型粗精矿选矿工艺的制作方法
技术领域：
本发明涉及矿山选矿技术领域，特别是一种混合型粗精矿选矿工艺。
背景技术：
在贫铁矿石的加工利用过程中存在的问题是，采用普通选矿方法获得中等品位 (如52— 57%)的矿石(粗精矿)容易实现，但要继续选别得到较高品位(如62%以上)的精矿产品往往技术上难度较大，或要花费较多的选别成本。这也是贫铁矿石选矿加工过程中存在的共性问题，如何采用简单经济的选别方法达到提铁降硅的目的，是合理利用矿石资源及选矿工艺确定的基本原则。磁、赤混合型铁矿石是指矿石中MFe/TFe在15 — 85%之间的矿石，根据我国矿山生产经验，当MFe/IFe > 65%时可采用单一弱磁选工艺选别，MFe/IFe在15 — 65%时一般采用联合选别工艺选别，所以生产上所说的混合型铁矿石一般是指MFe/IFe在15—65%间的矿石。目前国内外有关磁、赤混合型铁矿石的提铁降硅工艺，典型的有以下几种
1、阶段磨矿、粗细分选、中矿再磨、粗粒重选、细粒磁选一细筛工艺，该工艺采用阶段磨矿，粗细分选，粗粒以两段螺旋流槽重选，重尾以中磁扫选抛尾，重选中矿再磨，细粒磁选抛尾，粗粒重选精矿和细粒磁选精矿分别以细筛提质的选别方法提铁降硅，缺点是对微细粒赤褐铁矿回收率不高，易造成较重金属流失。2、阶段磨矿、阶段强磁一重选工艺，该工艺采用磨矿，一段强磁选，二段磨矿，二段强磁选，对二段强磁选精矿进行螺旋溜槽重选得重精、中矿和尾矿，对中矿和尾矿进行摇床重选，重精和摇精合在一起为精矿，缺点是强磁选处理量较大，设备投资较高，另外，混合型铁矿石直接强磁选易造成设备介质的堵塞，影响工艺顺行。3、连续磨矿、弱磁、强磁一阴离子反浮选工艺，该工艺先通过两段连续磨矿，使磨矿粒度达到单体解离，磨矿能耗较高，会造成铁矿物的过磨，尾矿品位的偏高，工艺金属流失较重，金属回收率不高。4、阶段磨矿、弱磁、强磁一离心机重选工艺，该工艺通过磨矿，弱磁选，强磁扫选， 混磁精矿再磨矿，二段弱磁选、二段强磁扫选，二段混磁精矿进行离心机重选得到最终精矿，该工艺与工艺2相比，结构相对合理，但是这两个工艺中强磁抛尾，尤其是在粗磨条件下的一段强磁抛尾效果不明显，因而再磨量较大，选别作业矿量较大，磨矿能耗较高、成本较高。
发明内容
本发明的目有是提供一种工艺简单高效、选别成本低、金属回收率高的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺。本发明的目的是通过下述技术方案来实现的
本发明的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于采用分步选别的方式，即首先采用磨矿、弱磁一一细筛工艺将磁、赤混合型粗精矿中的磁性铁矿物选别出来，再通过再磨、强磁一阴离子反浮选工艺将磁、赤混合型粗精矿中的弱磁性矿物选别出来，具体步骤如下
1)将粒度为-200目含量65—80%，品位50— 58%，二氧化硅含量为21 —12%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，
2)粒度-200目含量90—95%，重量浓度30—40%的一次分级溢流给入一段弱磁，
3)—段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的精矿给入细筛，
4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，
5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为47 50%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到40—45%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，
6)粒度-320目含量85—90%，重量浓度30—35%的再次分级溢流给入强磁，
7)品位为50—55%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到40—45%，给入粗浮选，
8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，
9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64—65%，精浮选的尾矿返回到粗浮选，
10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，
11)二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，
12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿，其品位为24_沈％。所述一段弱磁的磁选机磁场强度为2000— 22000e。所述二段弱磁的磁选机磁场强度为1800—20000e。所述脱水槽的磁场强度为800— IOOOOe。所述强磁的强磁机磁感应强度为0. 4—0. 6T。所述的细筛为高频振网筛，筛孔尺寸为(0. 08—0. 10) X (0. 08—0. 10)mm。或者
1)将粒度为-200目含量65.2%，品位51. 2%，二氧化硅含量为20. 6%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，
2)粒度-200目含量94.24%,重量浓度35. 0%的一次分级溢流给入一段弱磁，一段弱磁选机的磁场强度为2150 Oe, 一段弱磁的精矿品位为59. 87%，一段弱磁的尾矿品位为 49. 35%,
3)一段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的磁场强度为950 0e，脱水槽的精矿品位为62. 18%，脱水槽的尾矿品位为48. 02%，脱水槽的精矿给入高频振网筛，筛孔尺寸为 0. 09X0. 09mm,
4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，二段弱磁选机的磁场强度为1900 0e，二段弱磁的精矿品位为65. 40%，二段弱磁的尾矿品位为60. 29%,
5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为49. 43%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到41. 5%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，
6)粒度-320目含量89.4%，重量浓度31. 25%的再次分级溢流给入强磁机，强磁机的磁感应强度为0. 52T，7)品位为52.83%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到44. 30%，给入粗浮选，
8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，
9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64.2%，精浮选的尾矿返回到粗浮选，
10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，
11)二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，
12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿，其品位为24. 32%。或者
1)将粒度为-200目含量67.51%，品位54. 49%，二氧化硅含量为16. 10%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，
2)粒度-200目含量93.74%，重量浓度33. 5%的一次分级溢流给入一段弱磁，一段弱磁选机的磁场强度为2100 Oe, 一段弱磁的精矿品位为60. 60%，一段弱磁的尾矿品位为 49. 57%,
3)一段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的磁场强度为900 0e，脱水槽的精矿品位为62. 66%，脱水槽的尾矿品位为47. 78%，脱水槽的精矿给入高频振网筛，筛孔尺寸为 0. 09X0. 09mm,
4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，二段弱磁选机的磁场强度为1900 0e，二段弱磁的精矿品位为64. 33%，二段弱磁的尾矿品位为41. 23%，
5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为49. 20%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到43. 5%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，
6)粒度-320目含量88.5%，重量浓度33. 5%的再次分级溢流给入强磁机，强磁机的磁感应强度为0. 5T，
7)品位为53.30%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到43. 8%，给入粗浮选，
8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，
9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64.沈％，精浮选的尾矿返回到粗浮选，
10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选， U) 二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，
12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿，其品位为24. 75%。或者
1)将粒度为-200目含量72.0%，品位57. 30%, 二氧化硅含量为12. 24%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，
2)粒度-200目含量93.50%,重量浓度35. 5%的一次分级溢流给入一段弱磁，一段弱磁选机的磁场强度为2000 Oe, 一段弱磁的精矿品位为60. 88%，一段弱磁的尾矿品位为 49. 64%,
3)一段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的磁场强度为850 0e，脱水槽的精矿品位为63. 02%，脱水槽的尾矿品位为48. 25%，脱水槽的精矿给入高频振网筛，筛孔尺寸为 0. 08X0. 08mm,
4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，二段弱磁选机的磁场强度为1900 0e，二段弱磁的精矿品位为65. 20%，二段弱磁的尾矿品位为44. 25%，
5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为48. 96%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到43. 5%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，
6)粒度-320目含量87.4%，重量浓度36. 5%的再次分级溢流给入强磁机，强磁机的磁感应强度为0. 5T，
7)品位为52.43%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到44. 6%，给入粗浮选，
8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，
9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64.70%，精浮选的尾矿返回到粗浮选，
10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，
11)二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，
12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿，其品位为24. 07%。本发明的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺的优点是
根据铁矿物不同的磁性采用分步选别的方式，即首先采用简单高效的“磨矿、弱磁一细筛工艺”选别磁、赤混合型粗精矿中易选的磁性铁矿物，得到磁铁精矿；再通过细磨深选的 “再磨、强磁一阴离子反浮选工艺”选别磁、赤混合型粗精矿中富集的弱磁性矿物，主要是细粒赤、褐铁矿物。体现了“能收早收，能抛早抛”、“低成本选矿”的先进理念，达到了提铁降硅的目的。本工艺适用于极贫或贫铁矿石选别过程中得到的粗精矿产品的提铁降硅，也适用于尾矿再选得到的粗精矿产品的提铁降硅。矿石中铁含量为50—58%，二氧化硅含量21— 12%，选别后精矿品位提高到64—65%，精矿中二氧化硅含量降到6. 5—5. 0%，金属回收率达到 84— 93%。本发明工艺简单高效，选别成本低，效果好，精矿品位和金属回收率高，生产上易于实现稳定运行，解决了极贫或贫铁矿选矿中粗、精矿提质的技术难题，实现了资源的高效利用。
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施例方式下面结合
本发明的具体实施方式
。如图1所示，本发明的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于采用分步选别的方式，即首先采用磨矿、弱磁——细筛工艺将磁、赤混合型粗精矿中的磁性铁矿物选别出来，再通过再磨、强磁一阴离子反浮选工艺将磁、赤混合型粗精矿中的弱磁性矿物选别出来，具体步骤如下
1)将粒度为-200目含量65—80%，品位50— 58%，二氧化硅含量为12 — 21%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，
2)粒度-200目含量90—95%，重量浓度30—40%的一次分级溢流给入一段弱磁，此一段弱磁的磁选机磁场强度为2000—22000e，
3)—段弱磁的精矿给入脱水槽，此脱水槽的磁场强度为800—lOOOOe，脱水槽的精矿给入细筛，此细筛为高频振网筛，筛孔尺寸为(0. 08—0. 10) X (0. 08—0. 10)mm,
4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，此二段弱磁的磁选机磁场强度为1800— 20000e，
5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为47 50%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到40—45%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，
6)粒度-320目含量85—90%，重量浓度30—35%的再次分级溢流给入强磁，此强磁的强磁机磁感应强度为0. 4—0. 6T，
7)品位为50—55%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到40—45%，给入粗浮选，
8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，
9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64—65%，精浮选的尾矿返回到粗浮选，
10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，
11)二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，
12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿，其品位为24_沈％。 实施例1
1)将粒度为-200目含量65.2%，品位51. 2%，二氧化硅含量为20. 6%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，
2)粒度-200目含量94.24%,重量浓度35. 0%的一次分级溢流给入一段弱磁，一段弱磁选机的磁场强度为2150 Oe, 一段弱磁的精矿品位为59. 87%，一段弱磁的尾矿品位为 49. 35%,
3)一段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的磁场强度为950 0e，脱水槽的精矿品位为62. 18%，脱水槽的尾矿品位为48. 02%，脱水槽的精矿给入高频振网筛，筛孔尺寸为 0. 09X0. 09mm,
4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，二段弱磁选机的磁场强度为1900 0e，二段弱磁的精矿品位为65. 40%，二段弱磁的尾矿品位为60. 29%,
5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为49. 43%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到41. 5%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，
6)粒度-320目含量89.4%，重量浓度31. 25%的再次分级溢流给入强磁机，强磁机的磁感应强度为0. 52T，
7)品位为52.83%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到44. 30%，给入粗浮选，给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，
9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64.2%，精浮选的尾矿返回到粗浮选，
10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，
11)二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，
12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿。本实施例中，最终精矿品位提高到64. 2%，最终尾矿品位为24. 32%。二氧化硅含量降至6. 16%，金属回收率达到84. 53%。实施例2
1)将粒度为-200目含量67.51%，品位54. 49%，二氧化硅含量为16. 10%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，
2)粒度-200目含量93.74%，重量浓度33. 5%的一次分级溢流给入一段弱磁，一段弱磁选机的磁场强度为2100 Oe, 一段弱磁的精矿品位为60. 60%，一段弱磁的尾矿品位为 49. 57%,
3)一段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的磁场强度为900 0e，脱水槽的精矿品位为62. 66%，脱水槽的尾矿品位为47. 78%，脱水槽的精矿给入高频振网筛，筛孔尺寸为 0. 09X0. 09mm,
4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，二段弱磁选机的磁场强度为1900 0e，二段弱磁的精矿品位为64. 33%，二段弱磁的尾矿品位为41. 23%，
5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为49. 20%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到43. 5%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，
6)粒度-320目含量88.5%，重量浓度33. 5%的再次分级溢流给入强磁机，强磁机的磁感应强度为0. 5T，
7)品位为53.30%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到43. 8%，给入粗浮选，
8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，
9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64.沈％，精浮选的尾矿返回到粗浮选，
10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选， U) 二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，
12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿。本实施例中，最终精矿品位提高到64. 26%,最终尾矿品位为24. 75%，二氧化硅含量降至6. 14%，金属回收率达到88. 71%。实施例3
1)将粒度为-200目含量72.0%，品位57. 30%, 二氧化硅含量为12. 24%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，
2)粒度-200目含量93.50%,重量浓度35. 5%的一次分级溢流给入一段弱磁，一段弱磁选机的磁场强度为2000 Oe, 一段弱磁的精矿品位为60. 88%，一段弱磁的尾矿品位为 49. 64%,
3)一段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的磁场强度为850 0e，脱水槽的精矿品位为63. 02%，脱水槽的尾矿品位为48. 25%，脱水槽的精矿给入高频振网筛，筛孔尺寸为 0. 08X0. 08mm,
4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，二段弱磁选机的磁场强度为1900 0e，二段弱磁的精矿品位为65. 20%，二段弱磁的尾矿品位为44. 25%，
5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为48. 96%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到43. 5%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，
6)粒度-320目含量87.4%，重量浓度36. 5%的再次分级溢流给入强磁机，强磁机的磁感应强度为0. 5T，
7)品位为52.43%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到44. 6%，给入粗浮选，
8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，
9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64.70%，精浮选的尾矿返回到粗浮选，
10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选， U) 二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，
12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿。 本实施例中，最终精矿品位提高到64. 70%,最终尾矿品位为24. 07%, 二氧化硅含量降至5. 51%，金属回收率达到92. 36%。
权利要求
1.一种磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于采用分步选别的方式，即首先采用磨矿、弱磁——细筛工艺将磁、赤混合型粗精矿中的磁性铁矿物选别出来，再通过再磨、强磁一阴离子反浮选工艺将磁、赤混合型粗精矿中的弱磁性矿物选别出来，具体步骤如下1)将粒度为-200目含量65—80%，品位50— 58%，二氧化硅含量为21 —12%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，2)粒度-200目含量90—95%，重量浓度30—40%的一次分级溢流给入一段弱磁，3)—段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的精矿给入细筛，4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为47 50%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到40—45%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，6)粒度-320目含量85—90%，重量浓度30—35%的再次分级溢流给入强磁，7)品位为50—55%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到40—45%，给入粗浮选，8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64—65%，精浮选的尾矿返回到粗浮选，10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，11)二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿，其品位为24_沈％。
2.根据权利要求1所述的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于所述一段弱磁的磁选机磁场强度为2000— 22000e。
3.根据权利要求1所述的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于所述二段弱磁的磁选机磁场强度为1800— 20000e。
4.根据权利要求1所述的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于所述脱水槽的磁场强度为800— IOOOOe。
5.根据权利要求1所述的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于所述强磁的强磁机磁感应强度为0. 4—0. 6T。
6.根据权利要求1所述的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于所述的细筛为高频振网筛,筛孔尺寸为(0. 08—0. 10) X (0. 08—0. 10)_。
7.根据权利要求1至6中任一权利要求所述的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于1)将粒度为-200目含量65.2%，品位51. 2%，二氧化硅含量为20. 6%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，2)粒度-200目含量94.24%,重量浓度35. 0%的一次分级溢流给入一段弱磁，一段弱磁选机的磁场强度为2150 Oe, 一段弱磁的精矿品位为59. 87%，一段弱磁的尾矿品位为 49. 35%,3)一段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的磁场强度为950 Oe,脱水槽的精矿品位为62. 18%，脱水槽的尾矿品位为48. 02%，脱水槽的精矿给入高频振网筛，筛孔尺寸为0. 09X0. 09mm,4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，二段弱磁选机的磁场强度为1900 0e，二段弱磁的精矿品位为65. 40%，二段弱磁的尾矿品位为60. 29%,5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为49. 43%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到41. 5%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，6)粒度-320目含量89.4%，重量浓度31. 25%的再次分级溢流给入强磁机，强磁机的磁感应强度为0. 52T，7)品位为52.83%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到44. 30%，给入粗浮选，8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64.2%，精浮选的尾矿返回到粗浮选，10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，11)二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿，其品位为24. 32%。
8.根据权利要求1至6中任一权利要求所述的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于1)将粒度为-200目含量67.51%，品位54. 49%，二氧化硅含量为16. 10%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，2)粒度-200目含量93.74%，重量浓度33. 5%的一次分级溢流给入一段弱磁，一段弱磁选机的磁场强度为2100 Oe, 一段弱磁的精矿品位为60. 60%，一段弱磁的尾矿品位为 49. 57%,3)一段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的磁场强度为900 Oe,脱水槽的精矿品位为62. 66%，脱水槽的尾矿品位为47. 78%，脱水槽的精矿给入高频振网筛，筛孔尺寸为 0. 09X0. 09mm,4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，二段弱磁选机的磁场强度为1900 0e，二段弱磁的精矿品位为64. 33%，二段弱磁的尾矿品位为41. 23%，5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为49. 20%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到43. 5%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，6)粒度-320目含量88.5%，重量浓度33. 5%的再次分级溢流给入强磁机，强磁机的磁感应强度为0. 5T，7)品位为53.30%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到43. 8%，给入粗浮选，8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64.沈％，精浮选的尾矿返回到粗浮选，10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，11)二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿，其品位为24. 75%。
9.根据权利要求1至6中任一权利要求所述的磁、赤混合型粗精矿选矿工艺，其特征在于1)将粒度为-200目含量72.0%，品位57. 30%, 二氧化硅含量为12. 24%的磁、赤混合型粗精矿给入由一段磨矿和一段分级组成的闭路磨矿系统，2)粒度-200目含量93.50%,重量浓度35. 5%的一次分级溢流给入一段弱磁，一段弱磁选机的磁场强度为2000 Oe, 一段弱磁的精矿品位为60. 88%，一段弱磁的尾矿品位为 49. 64%,3)一段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的磁场强度为850 0e，脱水槽的精矿品位为63. 02%，脱水槽的尾矿品位为48. 25%，脱水槽的精矿给入高频振网筛，筛孔尺寸为 0. 08X0. 08mm,4)筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，二段弱磁选机的磁场强度为1900 0e，二段弱磁的精矿品位为65. 20%，二段弱磁的尾矿品位为44. 25%，5)二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，其品位为48. 96%，此磁选尾矿经浓缩机浓缩后，浓度达到43. 5%，给入由再磨旋流器和再磨球磨机组成的闭路再磨系统，6)粒度-320目含量87.4%，重量浓度36. 5%的再次分级溢流给入强磁机，强磁机的磁感应强度为0. 5T，7)品位为52.43%的强磁精矿经浓缩机浓缩后，浓度达到44. 6%，给入粗浮选，8)粗浮选的精矿给入精浮选，粗浮选的尾矿给入一段扫选，9)精浮选的精矿与二段弱磁的精矿合在一起为最终精矿，其品位为64.70%，精浮选的尾矿返回到粗浮选，10)—段扫选的精矿返回到粗浮选，一段扫选的尾矿给入二段扫选，11)二段扫选的精矿返回到一段扫选，二段扫选的尾矿给入三段扫选，12)三段扫选的精矿返回到二段扫选，三段扫选的尾矿为浮选尾矿，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿，其品位为24. 07%。
全文摘要
本发明涉及一种混合型粗精矿选矿工艺。其特征是将磁、赤混合型粗精矿给入一段闭路磨矿系统，其一次分级溢流给入一段弱磁，一段弱磁的精矿给入脱水槽，脱水槽的精矿给入细筛，筛上的粗粒产品返回到一段磨矿，筛下的细粒产品给入二段弱磁，二段弱磁的尾矿与一段弱磁的尾矿、脱水槽尾矿混合在一起为弱磁选尾矿，此弱磁选尾矿经浓缩机浓缩后，给入闭路再磨系统，其再次分级溢流给入强磁，强磁精矿经浓缩机浓缩后，给入一粗一精三扫的阴离子反浮选作业，强磁尾矿与浮选尾矿合在一起为最终尾矿。二段弱磁精矿与浮选精矿合在一起为最终精矿。本发明工艺简单高效，选别成本低，效果好，精矿品位和金属回收率高，实现了资源的高效利用。
文档编号B02C23/08GK102441481SQ201110277699
公开日2012年5月9日 申请日期2011年9月19日 优先权日2011年9月19日
发明者刘双安, 宋均利, 王陆新 申请人:鞍钢集团矿业公司