專利名稱：貧赤鐵礦選礦工藝的制作方法
技術(shù)領(lǐng)域：
本發(fā)明屬于貧赤鐵礦選礦技術(shù)領(lǐng)域，尤其是涉及一種貧赤鐵礦選礦工藝。
背景技術(shù)：
目前普遍的貧赤鐵礦選礦工藝為階段磨礦粗細分選一重選、磁選一陰離子反浮選。階段磨礦粗細分選包括將原礦給入球磨機進行一次球磨；將一次球磨得到的一次球排產(chǎn)品給入旋流器進行一次分級，得到一次溢流和一次沉砂；將一次溢流進行粗細分級，得到粗細分級沉砂和粗細分級溢流；將一次沉砂返回一次球磨；
重選包括將階段磨礦粗細分選得到的粗細分級沉砂給入重選螺旋溜槽進行重選，得到重選精礦、重選中礦和重選尾礦；將重選中礦給入旋流器進行二次分級，得到二次溢流和二次沉砂；將二次沉砂進行二次球磨，得到二次球排；將二次溢流和二次球排混合后返回粗細分級；重選精礦給入最終精礦；重選尾礦給入最終尾礦；
磁選包括將階段磨礦粗細分選得到的粗細分級溢流給入磁選機進行弱磁選，得到弱磁精礦和弱磁尾礦；將弱磁尾礦給入磁選機進行強磁選，得到強磁精礦和強磁尾礦；將弱磁精礦和強磁精礦混合成混磁精礦；將強磁尾礦給入最終尾礦；
將磁選得到的混磁精礦給入陰離子反浮選，得到反浮選精礦和反浮選尾礦；將反浮選精礦給入最終精礦；將反浮選尾礦給入最終尾礦。此工藝中的反浮選工藝，存在以下三個缺點
第一，浮選操作影響因素非常多，其中不可控制的，影響最大的因素是原礦性質(zhì)。當原礦中碳酸鐵含量高時，浮選作業(yè)根本無法操作調(diào)整。例如生產(chǎn)現(xiàn)場浮選給礦中碳酸鐵含量高于2.0%時，浮選作業(yè)泡沫量特別少，常常處于精、尾不分的的狀態(tài)，浮選精礦品位在40-60%之間，嚴重影響選礦生產(chǎn)；
第二，反浮選工藝一般采用一段粗選、一段精選，三段掃選工藝，選別段數(shù)多，流程較
長;
第三，反浮選工藝需要礦漿在一定溫度下，添加多種浮選藥劑才能進行選別，礦漿加溫用的煤和藥劑成本都非常高，增加了生產(chǎn)成本。

發(fā)明內(nèi)容
本發(fā)明的目的是提供一種對礦石性質(zhì)適應性更強，工藝流程更短，更加節(jié)能的貧赤鐵礦選礦工藝。本發(fā)明的目的是通過下述技術(shù)方案來實現(xiàn)的
本發(fā)明的貧赤鐵礦選礦工藝，包括下述步驟
階段磨礦粗細分選將原礦給入球磨機進行一次球磨；將一次球磨得到的一次球排產(chǎn)品給入旋流器進行一次分級，得到一次溢流和一次沉砂；將一次溢流進行粗細分級，得到粗細分級沉砂和粗細分級溢流；將一次沉砂返回一次球磨；
重選將階段磨礦粗細分選得到的粗細分級沉砂給入重選螺旋溜槽進行重選，得到重選精礦、重選中礦和重選尾礦；將重選中礦給入旋流器進行二次分級，得到二次溢流和二次沉砂；將二次沉砂進行二次球磨，得到二次球排；將二次溢流和二次球排混合后返回粗細分級；重選精礦給入最終精礦；重選尾礦給入最終尾礦；
磁選將階段磨礦粗細分選得到的粗細分級溢流給入磁選機進行弱磁選，得到弱磁精礦和弱磁尾礦；將弱磁尾礦給入磁選機進行強磁選，得到強磁精礦和強磁尾礦；將弱磁精礦和強磁精礦混合成混磁精礦；將強磁尾礦給入最終尾礦；
其特征在于
將磁選得到的混磁精礦給入一段離心機粗選和一段離心機精選選別作業(yè)，其選別流程
為
①、將品位為40-50%的混磁精礦給入離心機進行一段離心機粗選作業(yè)，可得到品位為
61-63%的一段離心機粗選精礦和品位為12-14%的一段離心機粗選尾礦；品位為12-14%的一段離心機粗選尾礦作為最終尾礦拋尾；
②、將品位為61-63%的一段離心機粗選精礦給入離心機進行一段離心機精選作業(yè)，可
得到品位為67-69 %的一段離心機精選精礦，品位為44-50%的一段離心機精選尾礦；將品位為67-69 %的一段離心機精選精礦給入最終精礦；
③、將品位為44-50%的一段離心機精選尾礦返回一段離心機粗選作業(yè)；
所述離心機為Φ 1600mm離心機時，選別工藝條件為
離心機轉(zhuǎn)數(shù)240轉(zhuǎn)/分，沖洗水壓O. 4-0. 6Mpa ；
洗滌水量粗選小水量5. O L/min _7L/min ；
精選大水量12L/min 15L/min ；
選別時間粗選礦時間為80s-90s ；
精選礦時間為60s-70s。所述離心機為Φ 2400mm離心機時，選別工藝條件為
離心機轉(zhuǎn)數(shù)200轉(zhuǎn)/分，沖洗水壓O. 4-0. 6Mpa ；
洗滌水量粗選小水量10 L/min _14L/min ；
精選大水量18L/min- 22L/min ；
選別時間粗選礦時間為110s-120s ；
精選礦時間為80s-90s。本發(fā)明的優(yōu)點
(1)本發(fā)明的貧赤鐵礦選礦工藝采用離心機選別代替了原有工藝的反浮選選別，優(yōu)化了整個生產(chǎn)工藝流程，使工藝流程更短，工藝過程更加適應礦石的性質(zhì)，操作調(diào)整更加簡單可行；
(2)本發(fā)明的離心機是利用不同礦物之間的密度差異而實現(xiàn)選擇性分離的重選設備。工作中離心加速度可達到重力加速度的百倍以上(試驗離心機轉(zhuǎn)數(shù)745轉(zhuǎn)/分，離心加速度為重力加速度的124倍)，因而，離心機可以有效地選別微細粒級的的礦物，有效選別范圍在74微米一 10微米之間，有效選別范圍下限粒度比浮選機低20微米。使用離心機進行選別，可以減少尾礦中細粒級聞品位礦粒的流失；
(3)離心機選別技術(shù)指標與反浮選持平的情況下，尾礦品位比反浮選的尾礦品位低。而且離心機選別，不需要用藥劑、礦漿不用加熱，節(jié)省藥劑、煤的費用，降低選礦成本；
(4)本發(fā)明的工藝流程對礦石的適應性更強，當?shù)V石中碳酸鐵含量過高時，離心機選別不會受碳酸鐵含量的影響，依然能夠得到較好的指標。


圖I為本發(fā)明的工藝流程圖。
具體實施例方式下面結(jié)合附圖進一步說明本發(fā)明的具體實施方式
。如圖I所示，一種貧赤鐵礦選礦工藝，包括下述步驟
O階段磨礦粗細分選
2)將品位為25%，粒度為-IOmm含量90%的原礦給入球磨機進行一次球磨；
②一次球磨的一次球排產(chǎn)品給入旋流器進行一次分級，得到濃度為35-45%，粒度為-200目含量55-65%的一次溢流和一次沉砂；
③將濃度為35-45%，粒度為-200目含量55-65%的一次溢流給入粗細分級旋流器進行
粗細分級，得到粒度為-200目含量45-55%，品位為26%的粗細分級沉砂和粒度為-200目含量85%，品位為25%的粗細分級溢流，其中粗細分級比例為7:3-8:2 ;
④將一次沉砂返回一次球磨；
2)a、粗粒級重選
0)將粒度為-200目含量45-55%，品位為26%的粗細分級沉砂給入重選螺旋溜槽，選別
出品位為65-67%的重選精礦、含量為44-46 %且粒度-200目的重選中礦和品位為8-10%的重選尾礦；品位為65-67%的重選精礦給入最終精礦；品位為8-10%的重選尾礦給入最終尾礦；
②將粒度為-200目含量44-46 %的重選中礦給入旋流器進行二次分級，得到粒度為-200目含量60-70%的二次溢流和二次沉砂；
Φ 二次沉砂在給入球磨機進行二次球磨，得到粒度為-200目含量45-55%的二次球
排；
④將粒度為-200目含量60-70%的二次溢流和粒度為-200目含量45-55%的二次球排混合返回粗細分級；b、細粒級磁選
0)將粒度為-200目含量85%，品位為25%的粗細分級溢流給入磁選機進行弱磁選，選
別出的品位為51-53%的弱磁精礦和品位為15-17%的弱磁尾礦；
將品位為15-17%的弱磁尾礦給入磁選機進行強磁選，得到品位為31-33%的強磁精
礦和品位為8-9%的強磁尾礦；將強磁尾礦給入最終尾礦；
@將品位為51-53%的弱磁精礦和品位為31-33%的強磁精礦混合為品位在44-46%的
混磁精礦；
其特征在于
將磁選得到的混磁精礦給入一段離心機粗選和一段離心機精選選別作業(yè)，其選別流程
為
CD、將品位為40-50%的混磁精礦給入離心機進行一段離心機粗選作業(yè)，可得到品位為
61-63%的一段離心機粗選精礦和品位為12-14%的一段離心機粗選尾礦；品位為12-14%的一段離心機粗選尾礦作為最終尾礦拋尾；
②、將品位為61-63%的一段離心機粗選精礦給入離心機進行一段離心機精選作業(yè)，可
得到品位為67-69 %的一段離心機精選精礦，品位為44-50%的一段離心機精選尾礦；將品位為67-69 %的一段離心機精選精礦給入最終精礦；
S)、將品位為44-50%的一段離心機精選尾礦返回一段離心機粗選作業(yè)；
所述離心機為Φ 1600mm離心機時，選別工藝條件為
離心機轉(zhuǎn)數(shù)240轉(zhuǎn)/分，沖洗水壓O. 4-0. 6Mpa ；
洗滌水量粗選小水量5. O L/min _7L/min ；
精選大水量12L/min 15L/min ；
選別時間粗選礦時間為80s-90s ；
精選礦時間為60s-70s。所述離心機為φ 2400mm離心機時，選別工藝條件為
離心機轉(zhuǎn)數(shù)200轉(zhuǎn)/分，沖洗水壓O. 4-0. 6Mpa ；
洗滌水量粗選小水量10 L/min _14L/min ；
精選大水量18L/min- 22L/min ；
選別時間粗選礦時間為110s-120s ；
精選礦時間為80s-90s。本發(fā)明的貧赤鐵礦選礦工藝采用離心機選別代替了原有工藝的反浮選選別，優(yōu)化了整個生產(chǎn)工藝流程，使工藝流程更短，并減少了尾礦中細粒級高品位礦粒的流失。另外，工藝過程更加適應礦石的性質(zhì)，有效解決了原有工藝流程中碳酸鐵含量過高對反浮選的影響，例如，當品位為40-42. 5%的混磁精中碳酸鐵含量高達2-3. 0%時,經(jīng)反浮選可得到精礦品位45-56%，尾礦品位35-42%的指標，而選用離心機兩段選別可得到精礦品位可達65. 5%以上，尾礦品位12. 4~20%的指標。由此可見，經(jīng)尚心機選別，精礦品位明顯提1 ,而尾礦品位明顯下降。再者，離心機選別，不需要用藥劑、礦漿不用加熱，有效節(jié)省了藥劑、煤的費用，降低選礦成本。
權(quán)利要求
1.一種貧赤鐵礦選礦工藝，包括下述步驟 階段磨礦粗細分選將原礦給入球磨機進行一次球磨；將一次球磨得到的一次球排產(chǎn)品給入旋流器進行一次分級，得到一次溢流和一次沉砂；將一次溢流進行粗細分級，得到粗細分級沉砂和粗細分級溢流；將一次沉砂返回一次球磨； 重選將階段磨礦粗細分選得到的粗細分級沉砂給入重選螺旋溜槽進行重選，得到重選精礦、重選中礦和重選尾礦；將重選中礦給入旋流器進行二次分級，得到二次溢流和二次沉砂；將二次沉砂進行二次球磨，得到二次球排；將二次溢流和二次球排混合后返回粗細分級；重選精礦給入最終精礦；重選尾礦給入最終尾礦； 磁選將階段磨礦粗細分選得到的粗細分級溢流給入磁選機進行弱磁選，得到弱磁精礦和弱磁尾礦；將弱磁尾礦給入磁選機進行強磁選，得到強磁精礦和強磁尾礦；將弱磁精礦和強磁精礦混合成混磁精礦；將強磁尾礦給入最終尾礦； 其特征在于 將磁選得到的混磁精礦給入一段離心機粗選和一段離心機精選選別作業(yè)，其選別流程為 C、將品位為40-50%的混磁精礦給入離心機進行一段離心機粗選作業(yè)，可得到品位為61-63%的一段離心機粗選精礦和品位為12-14%的一段離心機粗選尾礦；品位為12-14%的一段離心機粗選尾礦作為最終尾礦拋尾； S、將品位為61-63%的一段離心機粗選精礦給入離心機進行一段離心機精選作業(yè)，可得到品位為67-69 %的一段離心機精選精礦，品位為44-50%的一段離心機精選尾礦；將品位為67-69 %的一段離心機精選精礦給入最終精礦； 二將品位為44-50%的一段離心機精選尾礦返回一段離心機粗選作業(yè)。
2.根據(jù)權(quán)利要求I所述的貧赤鐵礦選礦工藝，其特征在于所述離心機為O1600mm離心機時，選別工藝條件為 離心機轉(zhuǎn)數(shù)240轉(zhuǎn)/分，沖洗水壓O. 4-0. 6Mpa ； 洗滌水量粗選小水量5. O L/min _7L/min ； 精選大水量12L/min 15L/min ； 選別時間粗選礦時間為80s-90s ； 精選礦時間為60s-70s。
3.根據(jù)權(quán)利要求I所述的貧赤鐵礦選礦工藝，其特征在于所述離心機為Φ2400πιπι離心機時，選別工藝條件為 離心機轉(zhuǎn)數(shù)200轉(zhuǎn)/分，沖洗水壓O. 4-0. 6Mpa ； 洗滌水量粗選小水量10 L/min _14L/min ； 精選大水量18L/min- 22L/min ； 選別時間粗選礦時間為110s-120s ； 精選礦時間為80s-90s。
全文摘要
本發(fā)明屬于貧赤鐵礦選礦技術(shù)領(lǐng)域，尤其是涉及一種貧赤鐵礦選礦工藝，包括階段磨礦粗細分選—粗粒級重選、細粒級磁選—離心機選別。本發(fā)明的貧赤鐵礦選礦工藝采用離心機選別代替了原有工藝的反浮選選別，優(yōu)化了整個生產(chǎn)工藝流程，使工藝流程更短，并減少了尾礦中細粒級高品位礦粒的流失。另外，工藝過程更加適應礦石的性質(zhì)，有效解決了原有工藝流程中碳酸鐵含量過高對反浮選的影響，再者，離心機選別，不需要用藥劑、礦漿不用加熱，有效節(jié)省了藥劑、煤的費用，降低選礦成本。
文檔編號B03B7/00GK102921540SQ20121046218
公開日2013年2月13日 申請日期2012年11月16日 優(yōu)先權(quán)日2012年11月16日
發(fā)明者何曉明, 徐俊峰, 李剛, 李宇, 張煒, 袁海燕 申請人:鞍鋼集團礦業(yè)公司