贫赤铁矿高压辊磨、粗细分级、重—磁—反浮选工艺的制作方法

本发属于选矿技术领域，尤其涉及一种贫赤铁矿高压辊磨、粗细分级、重—磁—反浮选工艺。

背景技术：

贫赤铁矿通常采用“三段破碎,阶段磨矿，粗细分级，中矿再磨，重选—磁选—阴离子反浮选”工艺流程选别。即贫赤铁矿石300～0mm，经过粗破、中破、细破筛分后，形成粒度达到-12mm含量90%以上的产品，该产品经过一段磨矿、一次分级形成的闭路磨矿后，一次分级溢流粒度达到-200目含量55～60%，经粗细分级旋流器分级后，分级旋流器沉砂给入粗选螺旋溜槽选别，粗选螺旋溜槽的精矿给入精选螺旋溜槽选别，精选螺旋溜槽的精矿为重选精矿；粗选螺旋溜槽的尾矿给入一段扫弱磁、一段扫中磁选别，扫中磁的尾矿为重选尾矿；精选螺旋溜槽的尾矿与扫弱磁精矿、扫中磁精矿合并为中矿，给入二段球磨机进行再磨，粒度达到-200目含量82～86%后，返回粗细分级旋流器。粗细分级旋流器溢流经一段弱磁、—强磁选别后，弱磁选精矿与强磁选精矿形成混磁精矿给入阴离子反浮选作业，经过一段粗选、一段精选、三段扫选作业，获得浮选精矿，重选精矿与反浮选精矿合为最终精矿，品位66%—67%；扫中磁尾矿、强磁尾矿、浮选尾矿合为最终尾矿11%-12%。

原矿经粗破、中破、细破筛分后，粒度达到-12mm90%以上，再采用“阶段磨矿,粗细分级，中矿再磨，重选—磁选—阴离子反浮选”工艺流程选别，流程中采用三段破碎、一段磨矿作业，存在破碎作业、磨矿作业段数多，流程较长，工艺复杂的弊端，导致选矿成本高。

技术实现要素：

本发明确目的是提供一种能减少了细破作业、一段磨矿作业、简化流程结构，实现短流程选别，大幅度降低选矿成本的贫赤铁矿高压辊磨、粗细分级、重—磁—反浮选工艺。

为了克服现有技术的缺点，本发明采用了下述技术方案。

本发明的，贫赤铁矿高压辊磨、粗细分级、重—磁—反浮选工艺，其特征在于：包括下列步骤：将粒度为300～0mm的原矿粒度经粗破、中破筛分作业后，产品粒度为35～0mm，经高压辊磨和风力分级系统后，获得粒度-200目含量60%～65%的产品，将该产品给入粗细分级旋流器分级作业，粗细分级旋流器沉砂给入粗选螺旋溜槽、精选螺旋溜槽、扫弱磁、扫中磁选别，精选螺旋溜槽的精矿为重选精矿，品位66.7%～66.85%、产率17.3%～17.5%；精选螺旋溜槽的尾矿与扫弱磁选的精矿、扫中磁精矿合为中矿给入再磨机再磨，粒度达到-200目含量83～86%，再磨后产品返回粗细分级旋流器，扫中磁尾矿品位9.55%～9.85%、产率27.5～28.5%，粗细分级旋流器溢流给入弱磁、强磁、阴离子反浮选工艺中，浮选精矿品位68.5%～68.95%、产率14.5%～15.5%，强磁尾矿品位8.3%～8.8%，产率28%～29浮选尾矿品位16%～18%、产率10.5%～11.5%。重选精矿与浮选精矿合为最终精矿，品位67.5%～67.85%、产率31.5%～32.5%；扫中磁尾矿与强磁尾矿、浮选尾矿合为最终尾矿，品位10.50%～11%、产率67.5%～67.85%。

本发明的优点是；

由于本发明采用了“高压辊磨—分级系统”，代替细破作业和一段磨矿作业，直接就可获得粒度-200目含量60%-65%的产品，在简化工艺流程的同时可大幅度降低选矿成本，经济效益显著。在背景技术中，一段球磨磨矿后的产品是采用水力旋流器进行分级，需施行高压切线给矿，根据受到离心力的不同，矿粒是按粒度和密度进行分级的；而高压辊磨—风力分级，是矿石经过高压辊磨后，利用风力、重力进行干式分级，优化了分级产品粒度组成。通常选矿工艺中，中破作业产品可给入高压辊磨作业，产品粒度在3～0mm，给入球磨作业；而本发明工艺中，“高压辊磨—风力分级”形成一体设备，一方面在替代细破作业和一段磨矿作业的同时，优化了产品粒度组成，有利于选别指标的提高。

附图说明

图1为原贫赤铁矿 “三段破碎,阶段磨矿，粗细分级，中矿再磨，重选—磁选—阴离子反浮选”的工艺流程图。

图2为本发明贫赤铁矿高压辊磨、粗细分级、重—磁—反浮选工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图对本发明作进一步说明。

如图2所示，本发明的贫赤铁矿高压辊磨、粗细分级、重—磁—反浮选工艺，其特征在于：包括下列步骤：将粒度为300～0mm的原矿粒度经粗破、中破筛分作业后，产品粒度为35～0mm，经高压辊磨和风力分级系统后，获得粒度-200目含量60%～65%的产品，将该产品给入粗细分级旋流器分级作业，粗细分级旋流器沉砂给入粗选螺旋溜槽、精选螺旋溜槽、扫弱磁、扫中磁选别，精选螺旋溜槽的精矿为重选精矿，品位66.7%～66.85%、产率17.3%～17.5%；精选螺旋溜槽的尾矿与扫弱磁选的精矿、扫中磁精矿合为中矿给入再磨机再磨，粒度达到-200目含量83～86%，再磨后产品返回粗细分级旋流器，扫中磁尾矿品位9.55%～9.85%、产率27.5～28.5%，粗细分级旋流器溢流给入弱磁、强磁、阴离子反浮选工艺中，浮选精矿品位68.5%～68.95%、产率14.5%～15.5%，强磁尾矿品位8.3%～8.8%，产率28%～29浮选尾矿品位16%～18%、产率10.5%～11.5%。重选精矿与浮选精矿合为最终精矿，品位67.5%～67.85%、产率31.5%～32.5%；扫中磁尾矿与强磁尾矿、浮选尾矿合为最终尾矿，品位10.50%～11%、产率67.5%～67.85%。

本发明的工艺流程取消了原三段破碎中的细破作业和一段磨矿作业，采用高压辊磨和风力分级系统直接就可获得粒度-200目含量60%-65%的产品，简化了流程结构，实现了短流程选别，大幅度降低了选矿成本，经济效益显著。