本发明专利技术涉及一种贫赤铁矿重精细筛再选工艺，其特征在于：它是一种重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺，主要包括：重选精矿细筛再选工艺，将重选精矿中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨实现的。重精再选设备采用振网筛为细筛分选设备，选择筛孔０．１５×０．３ｍｍ的筛片进行选别。本发明专利技术本发明专利技术是一种针对贫赤铁矿石选矿技术，针对重选精矿提质工艺流程，将重选精矿通过细筛再选，重精质量可提高１．０７％，筛上产率为１３．２１％的粗连生体可返回二次球磨的再磨。该工艺优化整个生产流程，生产操作灵活的优点。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及一种铁矿石选别
，是针对贫赤铁矿石的选矿 工艺，特别涉及一种贫赤铁矿重精细筛再选工艺。技术背景目前，在公知的技术中，针对贫赤铁矿石的选矿工艺技术中， 齐大山选矿厂采用贫赤铁矿选矿重选-磁选-阴离子反浮工艺流程，重选、浮选选别出最终精矿。2002年铁精矿品位66.81%，其中浮 精品位67.72%，重精品位65.95%，重精产率51.54%;浮精产率 48.46%。近年来，随着对最终精矿品位要求的不断提高，重选、浮 选精矿品位不断的提高。但提高过程中，浮选提高品位潜力大，重 选没有更好的提质措施，便以提高浮选品位为主，结果造成重选精 品位低，产率小，浮选精矿品位高，产率大；2004年铁精矿品位67. 53 %，其中浮精品位68.24%，重精品位66.47%，重精产率40. 11%。 重精产率由51.54%降低到40.11%。浮精品位由67.72%提高到 68.24%，浮精产率由48.46%提高到59.89%。由于流程结构的变 化，导致了浮选作业压力增大，综合尾矿品位上升。传统的贫赤铁矿石重选采用单一螺旋溜槽选别，即利用矿物在 槽面上所受重力，离心力，水流冲击力，摩擦力得不同而将有用矿矿 物与脉石矿物分离，但其中比重大的脉石细颗粒，及比重小的有用精 矿粗颗粒没有得到充分的选别。
技术实现思路
本专利技术的目的是为克服上述存在的缺陷，提供一种重选提质优化 选矿工艺，即重选精矿进行细筛再选工艺，将重选精矿再进行按粒度 大小进行分选的工艺，使贫赤铁矿选矿重选-磁选-阴离子反浮工艺流 程更加趋于合理，使最终精矿品位得以保证的前提下，减轻浮选压力， 流程结构更加合理，生产操作更加灵活。本专利技术贫赤铁矿重精细筛再选工艺内容简述本专利技术贫赤铁矿重精细筛再选工艺，其特征在于它是一种重、 磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺，主要包括重选精矿细筛再选工艺，将重选精矿中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体 返回原二次球磨机进行再磨，是由下列步骤实现的(1) 、将浓度为40-45%,粒度为-200目含量为40-45%,品位 为33-36%的贫赤铁矿石给入重选螺旋溜槽，进行一段粗选， 一段 精选， 一段扫选选别，选别出品位为64-67%重选精矿，品位为44-46 %的重选中矿，品位为15-20%的重选尾矿；(2) 、将重精中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体 返回原二次球磨机进行再磨，将浓度为40-45%，粒度-200目，含量 为60.83。％,品位为66. 18%的重选精矿，给入振网细筛进行再选分 离；(3) 、振网细筛分选出筛上浓度51%，粒度-200目，含量16.98 %，品位59.19%的粗粒富连生体返回二次磨矿分机系统，筛下浓度 27.48%，粒度-200目含量68.53%的高品位精矿做为重选精矿。重精再选设备采用振网筛为细筛分选设备，选择筛孔0.15X 0. 3mm的筛片进行选别3本专利技术是一种针对贫赤铁矿石选矿技术，针对重选精矿提质工艺 流程，将重选精矿通过细筛再选，重精质量可提高1.07%，筛上产率 为13.21%的粗连生体可返回二次球磨的再磨。该工艺优化整个生产 流程，生产操作灵活的优点。对重选作业增大了粗螺、精螺精矿带 的宽度，而增加了粗螺精矿、精螺精矿的产率，可保证重精细筛再选 后，提高品位的重精(筛下)产率不降低，有利综合精矿品位的提高， 粗螺边尾不动，粗螺中矿相对变窄，减少了扫螺作业扫中磁作业的给 矿量，同时也降低了它们的给矿品位，有利于扫中磁作业尾矿品位的 降低。 附图说明图1是贫赤铁矿重精细筛再选工艺流程中l是贫赤铁矿石；2是粗细分级作业、2'是粗粒物料、2" 是细粒物料；3是重选作业螺旋溜槽、3'是重选精矿、3"是重选中 矿、3，"是重选尾矿；4是细筛作业、4'是细筛筛下物料、4"是细 筛筛上物料；5是二次分级作业、5'是分级溢流、5"是分级沉砂； 6是二次磨矿作业、6'是二次磨矿产品；7是磁选作业、7'是磁精、 7"是磁尾；8是浮选作业、8'浮精、8"是浮尾。具体实施方式本专利技术贫赤铁矿重精细筛再选工艺是这样实现的，下面结合附图作具体说明。见图l，当经一次磨矿分级合格后的原料贫赤铁矿石1经粗细分级旋流器2分级成粗、细两种物料，其中粗粒物料即旋流器 沉砂2，送入重选作业螺旋溜槽3进行选别，选出三种产品，重选精 矿3'，重选中矿3"，重选尾矿3"'。细粒物料2"由旋流器溢流送入 磁选作业7，分选出磁精7'和磁尾7"，磁精7'送入浮选作业8， 分选出浮精8'和浮尾8";重选尾矿3'"、磁尾7"、浮尾8"合并 构成最终尾矿。重选精矿3'、浮精8'合并构成最终精矿。本专利技术是将构成最终精矿的重精3'给入细筛4进行再选，细筛 筛上4"汇入重选中矿3"给入二次分级作业5、 二次磨矿作业6进 行二次磨矿分级再磨，细筛筛下4'和浮精8'合并构成新的最终精 矿。本专利技术优化了整个生产工艺流程，生产操作、技术方法比以前有 了较大而合理的变化。(1)在重精品位为66.18%时，通过细筛再选，筛下品位达到 67.25%，提高了1.07%,筛下产率为86.79%,筛上返回二次球磨 的产率仅为13.21%，筛机量效率为95.83%。(2) 重精品位提高以后，缓解浮选作业压力，若流程操作相应调 整，浮选作业精矿品位控制在67.5—68%之间，综合精矿品位还保持 在原有水平，即67.5%左右，但浮选作业尾矿品位还可进一步降低， 从而进一步降低综合尾矿品位，降低选比，增加铁精矿产量。这有待 今后进一步研究。(3) 当重精品位在67%以上时，可以停振动筛，或流程操作相 应调整，增加重选精矿产率，减少流程中矿循环量。(4) 重选精矿通过细筛再选，若筛下品位保持原有水平不变，即 66.5%左右，流程操作相应调整，即增大重选作业精矿产率，则返回 二次磨矿作业产率不会增加，重选作业各部金属量下降，整个流程循 环负荷相应下降，从而优化了全流程。(5) 细筛再选后，粗螺精滑块调整对重精品位波动影响很小，指 标稳定性大大提高。如粗螺精滑块摆放宽度由120mm调到240至 300mm，重精细筛再选筛下品位波动在0. 5%左右，而以往重精品位大 致由67%降到62%，存在5%的波动。(6) 难选矿比例增加后，铁精矿品位难保计划67.5%，原因主 要是重精低，重精细筛再选，可以改善这种状况。本专利技术重精细筛再选后，重精品位的提高，占精矿产率的不减，在确保二选综合精矿品位合格的情况下，给浮选作业操作适当降低浮 选精矿品位，尽量降低浮尾品位创造了有利的条件。重精细筛再选多 生产高品位的重选精矿和抛出重选尾矿，使中矿循环量与金属量得到 减少，进入粗细分级的细粒选别作业的产率随之减少，品位也随之降 低。给强磁作业均给矿，稳定操作创造了有利的条件。权利要求1. 一种贫赤铁矿重精细筛再选工艺，其特征在于它是一种重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺，主要包括重选精矿细筛再选工艺，将重选精矿中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨，是由下列步骤实现的(1)、将浓度为40-45％，粒度为-200目含量为40-45％，品位为33-36％的贫赤铁矿石给入重选螺旋溜槽，进行一段粗选，一段精选，一段扫选选别，选别出品位为64本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种贫赤铁矿重精细筛再选工艺，其特征在于：它是一种重、磁、反浮选工艺流程中重选提质工艺，主要包括：重选精矿细筛再选工艺，将重选精矿中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨，是由下列步骤实现的： （１）、将浓度为４０－４５％，粒度为－２００目含量为４０－４５％，品位为３３－３６％的贫赤铁矿石给入重选螺旋溜槽，进行一段粗选，一段精选，一段扫选选别，选别出品位为６４－６７％重选精矿，品位为４４－４６％的重选中矿，品位为１５－２０％的重选尾矿； （２）、将重精中粗粒级富连生体进行细筛分离，对粗粒富连生体返回原二次球磨机进行再磨，将浓度为４０－４５％，粒度－２００目，含量为６０．８３％，品位为６６．１８％的重选精矿，给入振网细筛进行再选分离； （３）、振网细筛分选出筛上浓度５１％，粒度－２００目，含量１６．９８％，品位５９．１９％的粗粒富连生体返回二次磨矿分机系统，筛下浓度２７．４８％，粒度－２００目含量６８．５３％的高品位精矿做为重选精矿。
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：徐俊峰，宋乃斌，张宏艺，刘国义，何晓明，王长艳，曾庆亚，蒋天宇，
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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