一种高硫复合铁矿石选矿工艺 |
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| 申请号 | CN201710298640.9 | 申请日 | 2017-04-28 | 公开(公告)号 | CN107398345A | 公开(公告)日 | 2017-11-28 |
| 申请人 | 安徽马钢工程技术集团有限公司; | 发明人 | 孙业长; 何丽萍; 李美鲜; 耿希华; 邓秀兰; 江斌; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种高硫复合 铁 矿石 选矿工艺，属于 高炉 改造施工技术领域。本发明的高硫复合铁矿石选矿工艺，将复合矿石 破碎 后，产品经一段磨矿；然后对矿浆进行弱 磁选 ，得弱磁精矿和 尾矿 ；对弱磁精矿进行二段磨矿；对矿浆进行阶段 弱磁选 ，得铁精矿和尾矿，再尾矿浓缩后进行浮选，获得硫精矿和尾矿。本发明克服了现有选矿中“先浮—后磁”工艺的行业偏见，在高硫复合铁矿石 脱硫 时采用“先磁后浮再重选”工艺，回收多种有用矿物，实现了提精降硫、节约能耗的目的，提高经济效益。解决了高硫复合铁矿石脱硫时对设备 腐蚀 大、浮选药剂用量大、对硫无回收的技术问题。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于，步骤为： |
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| 说明书全文 | 一种高硫复合铁矿石选矿工艺技术领域[0001] 本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种高硫复合铁矿石选矿工艺。 背景技术[0002] 节能降耗，就是节约能源、降低消耗，用最少的投入去获取最大的经济效益。节能降耗已成为我国的基本国策，我国正在以科学发展观为指导，加快发展现代能源产业，坚持节约资源和保护环境的基本国策，把建设资源节约型、环境友好型社会放在工业化、现代化发展战略的突出位置，努力增强可持续发展能力，建设创新型国家，继续为世界经济发展和繁荣作出更大贡献。目前我国已进入了节能型社会，而且能源成本愈来愈高，而矿业是我国能源消耗较大的行业，这就要求矿山企业根据自身不同条件和矿石特点，从细微处入手，找出节能降耗的关键点，在保证选矿技术指标的前提下，综合研究并采用相应的节能技术、设备和工艺，降本增效。 [0003] 随着我国经济发展模式继续进行深度调整，进入结构转型期，钢铁需求继续下降，从统计数据来看，2015年全国铁矿石产量13.81亿t，比2014年下降7.7％，而国际上铁矿石巨头坚定增产，全球铁矿资源供应过剩的情况进一步加剧，加上多方面因素的放大效应，导致铁矿石市场价格继续下跌；进入2016年，铁矿石价格总体较去年处于上升阶段，但从目前的国际铁矿石价格和国外几大矿山的生产成本预测，国际铁矿石的价格虽有反复，从长期来看价格下跌幅度不会太大。当前钢铁、矿山行业整体低迷，在环保政策日趋严厉的情况下，选矿工艺优化、实施节能减排、铁精矿提质降本是改善矿山生产经营、提高矿山市场竞争力的有效手段。 [0006] 经检索，现有的针对高硫复合铁矿石分离的改进工艺有：中国专利申请号： 201410222983.3，公开日：2014.08.13的专利文献公开了一种磁铁精矿提质降杂工艺，该发明采用磁选-反浮选的方法处理磁铁矿，以HLO2为捕收剂，淀粉为抑制剂，CaO为活化剂， NaOH为调整剂，可获得合格铁精矿。存在问题：仅适用于含硫品位较低(硫品位0.1％)，杂质较多的矿石，矿浆温度要求在25～40℃，冬季寒冷地区能耗较大。 [0007] 中国专利申请号：200710036078.9，公开日：2008.04.09的专利文献公开了一种高硫铁矿粉脱硫的方法。该发明采用异步选矿的方法，首先分离出易选磁黄铁矿和磁铁矿，再分离出难选磁铁矿和磁黄铁矿。利用浮选与磁选相结合的方法，首先以硫酸为调整剂，丁基黄药为捕收剂，2#油为起泡剂，浮选得到硫精矿1，再通过对尾矿磁选得到铁精矿1；在磁选尾矿中以腐殖酸为分散剂，丁基黄药为捕收剂，2#油为起泡剂，浮选得到硫精矿2，再通过对浮选尾矿进行磁选得到铁精矿2。该工艺存在问题：工艺流程较为复杂，适用硫品位15％以上矿石，药剂中有硫酸，对设备腐蚀性较大。 [0008] 论文《某磁铁矿提铁降硫选矿工艺》(现代矿业，2013，(4):23-27)中介绍了针对原矿中主要矿物为磁铁矿，次要矿物为赤铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿，铁品位33.02％，硫品位0.62％的矿石，采用阶段磨矿-阶段磁选-浮选脱硫工艺，使最终铁精矿品位66.08％，铁精矿含硫品位0.28％。但该工艺未涉及对硫的回收。 发明内容[0009] 1.发明要解决的技术问题 [0010] 针对现有技术中存在的高硫复合铁矿石脱硫时对设备腐蚀大、浮选药剂用量大、对硫无回收的问题，本发明提供了一种高硫复合铁矿石选矿工艺。它克服了选矿中“先浮—后磁”工艺的行业偏见，在高硫复合铁矿石脱硫时采用“先磁后浮再重选”工艺，回收多种有用矿物，实现了提精降硫、节约能耗的目的，提高经济效益。 [0011] 2.技术方案 [0012] 为达到上述目的，本发明提供的技术方案为： [0013] 一种高硫复合铁矿石选矿工艺，步骤为： [0014] 步骤一、复合矿石破碎后，产品经一段磨矿，呈矿浆状态； [0015] 步骤二、对矿浆进行弱磁选，得弱磁精矿和尾矿，进行第一步的初选； [0016] 步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，细度进一步降低； [0017] 步骤四、对矿浆进行阶段弱磁选，得铁精矿和尾矿，再次磁选获得符合冶炼要求的精矿； [0018] 步骤五、将步骤二和四中的尾矿浓缩后进行浮选，获得硫精矿和尾矿。 [0019] 进一步的技术方案，增加以下步骤，对硫进行回收： [0020] 步骤六、对尾矿进行强磁选，得强磁精矿； [0021] 步骤七、对强磁精矿进行选别，得赤铁矿精矿和尾矿。 [0022] 进一步的技术方案，步骤四中阶段弱磁选次数为2～3次，提高精矿纯度。 [0023] 进一步的技术方案，步骤五中的浮选方式为一粗一扫二精，一次粗选后，粗选精矿再经过两次精选产出精矿，而粗选后的尾矿则要再经过一次扫选；捕收剂为AT708、丁基黄药或乙基黄药，以获得纯度较高的硫精矿。 [0024] 进一步的技术方案，捕收剂用量为30～450g/t，根据不同的药剂各类进行相应的调整。 [0026] 进一步的技术方案，步骤七中对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，进一步提高精矿纯度。 [0027] 进一步的技术方案，复合矿石的TFe品位30％～38％，其中磁铁矿占有率55％～70％，赤铁矿占有率18％～25％，过高则回收率降低；TS品位4％～8％。 [0028] 进一步的技术方案，步骤一中破碎后碎矿粒度控制在2mm以下；一段磨矿后磨矿细度控制在过200目筛占50％～60％；步骤三中二段磨矿的磨矿细度控制在过200目筛占75％～85％。 [0029] 进一步的技术方案，增加以下步骤： [0030] 步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，减少固体废弃物的排放，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。而常规的磨选尾矿由于粒度较细，通常需排放的尾矿库堆存，这不但占有土地，也存在尾矿库的安全隐患。 [0031] 3.有益效果 [0032] 采用本发明提供的技术方案，与现有技术相比，具有如下有益效果： [0033] (1)本发明的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，提高了铁精矿品位，降低铁精矿中硫含量，解决了现有工艺铁精矿中硫含量过高的难题，达到提质降杂的效果； [0034] (2)本发明的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，最终获得产品有铁精矿(磁铁矿、赤铁矿) 和硫精矿，充分回收矿石中多种有用矿物，减少资源的浪费； [0035] (3)本发明的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，减少了入浮选机矿量，还可减掉一定数量的泵台数，节约药剂消耗、能耗，减轻浮选设备的磨损，达到降本增效的效果； [0036] (4)本发明的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，适用于复合矿石的TFe品位30％～38％，其中磁铁矿占有率55％～70％，赤铁矿占有率18％～25％；TS品位4～8％；虽然限定了矿石品位，但对符合该品位要求的铁矿石无需再试验，针对性强，避免重复劳动； [0039] 图2本现有技术常用的选矿工艺流程图； [0040] 图3为实施例3的选硫工艺流程图； [0041] 图4为实施例4的选硫工艺流程图； [0042] 图5为实施例5的二段磁选给矿磨矿曲线； [0043] 图6为实施例5的不同细度下磁选精矿中硫的品位对比； [0044] 图7为实施例6的选矿工艺流程图。 具体实施方式[0045] 为进一步了解本发明的内容，结合附图对本发明作详细描述。 [0046] 以500万t/a某选矿厂为例，矿样取自该厂，该矿石主要为磁铁矿、赤铁矿、黄铁矿，原矿化学多元素分析、铁物相、硫物相结果分别见表1、表2和表3。 [0047] 表1原矿化学元素分析结果 [0048]元素 TFe mFe TS Ss P CaO 含量(％) 34.52 20.36 6.024 3.189 0.55 8.74 元素 Al2O3 K2O Na2O MgO SiO2 / 含量(％) 4.02 0.76 0.76 2.24 16.20 / [0049] 表2铁物相分析结果 [0050]相别 磁铁矿 黄铁矿 赤铁矿 菱铁矿 硅酸铁 全铁 含量(％) 22.08 3.42 7.06 1.12 0.84 34.52 分布率(％) 63.96 9.91 20.45 3.25 2.43 100.00 [0051] 表3硫物相分析结果 [0053] 实施例1 [0054] 对以上矿石采用传统的如图2所示的“先浮—后磁”的工艺处理该复合铁矿石，即经实验室XMQ-67型240×90mm锥形球磨机进行一段磨矿之后，粒径-0.074mm占55％(即200 目筛筛下物占55％)，给矿量200g，做了不同捕收剂用量的条件试验，试验结果见表4： [0055] 表4“先浮—后磁”工艺捕收剂用量条件试验结果(％) [0056] [0057] [0058] 根据上表可知，随着捕收剂用量的增加，全硫品位稍有下降，回收率有所提高。在AT708 用量由300g/t提高到350g/t时，TS品位由39.18％降至39.06％，回收率由47.95％上升至 48.30％，上升幅度较小。因此以AT708用量300g/t为最佳条件。 [0059] 实施例2 [0060] 对以上矿石采用本发明的如图1所示的“先磁—后浮”工艺，即采用经过阶段磁选后的尾矿(二段磨矿-0.074mm含量占80％，经两段磁选后的尾矿)作为浮选试样，TFe含量21.29％，TFe回收率44.55％，TS含量8.268％，TS回收率99.16％。进行不同捕收剂的条件试验，试验结果见表5： [0061] 表5“先磁—后浮”工艺捕收剂用量条件试验结果(％) [0062] [0063] [0064] 从上表可以看出，随着AT708用量的增加，TS品位降幅较大，而TS回收率上升较缓。在AT708用量由250g/t上升至300g/t时，TS品位由37.95％下降至36.64％，回收率由 49.43％上升至52.68％，在AT708用量为400g/t时，品位下降至34.62％。故从提高品位的角度考虑，选取AT708用量250g/t作为最佳条件。AT708是一种巯基羧酸酯类捕收剂，相较于丁基黄药和乙基黄药(均为固体药剂)而言，是一种液体药剂，其羧基为C2～C3的基团，其酯基为 C2～C8的基团，环境友好，合成工艺简单、气味小、性能稳定，与“先磁—后浮”工艺能够协同作用，先磁选将硫基矿粉选出后再浮选，与巯基羧酸酯的亲和力较强，提高了其捕收能力和选择性能。 [0065] 实施例3 [0066] 对以上矿石采用传统的“先浮—后磁”的工艺处理该复合铁矿石进行选硫处理，步骤为：如图3所示， [0067] 步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占55％； [0068] 步骤二、将矿浆流至浮选搅拌池搅拌，粗选捕收剂AT708用量250g/t，起泡剂2#油(ROH) 30g/t，获得硫精矿，经检测，硫精矿TS品位39.18％和尾矿；对尾矿进行二次浮选和一次扫选，得TS品位28.45％的硫中矿和最终尾矿(TS品位2.99％)。 [0069] 实施例4 [0070] 对以上矿石采用本发明的“先磁—后浮”工艺处理该复合铁矿石进行选硫处理，步骤为：如图4所示， [0071] 步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占55％； [0072] 步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，得弱磁精矿和尾矿； [0073] 步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿； [0074] 步骤四、对分级后矿浆经2段弱磁选，经检测，得铁精矿以及尾矿； [0075] 步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂AT708用量250g/t，起泡剂2#油(ROH)30g/t，获得硫精矿，经检测，硫精矿TS品位37.96％。 [0076] 对比实施例3和4，在两种不同工艺条件下，其药剂用量见下表6： [0077] 表6不同工艺条件下药剂用量对比 [0078] [0079] 由表7可以看出，在两者经浮选后，得到TS品位相近(39.18％、37.96％)、回收率相近 (47.85％、49.07％)产品的情况下，“先磁后浮”工艺选硫试验(250g/t阶段磁选尾矿，相当于175.325g/t原矿)，较“先浮后磁”工艺选硫试验所需捕收剂用量(300g/t原矿)减少约40％。 [0080] 实施例5 [0081] 确定“先磁后浮”的工艺后，本实施例确认最终精矿中的硫含量与磨矿细度的关系，将实施例4的步骤三中的二段磁选给矿进行了磨矿后，进行两次磁选(弱磁粗选+弱磁精选)。磨矿时间与磨矿细度的关系曲线见图5，不同磨矿细度下的磁选指标见表7，不同磨矿细度下最终精矿中的硫含量与磨矿细度的关系曲线见图6。 [0082] 磨矿机为XMQ-240×90锥形球磨机，转数为96转/分，磨矿时矿浆浓度为固:液＝4:3(重量比)； [0083] 磁选机为 鼓型湿式弱磁磁选机，磁选磁场强度固定为1700Oe； [0084] 表7二段磁选给矿磁选磨矿细度条件试验 [0085] [0086] 由图5所示可知，磨矿时间6分钟后，曲线较为平缓，粒度变化不大，无需过度延长磨矿时间。由表7和图6所示可知，磨矿细度对精矿产品质量影响较大，磨矿细度越高，磁铁矿及黄铁矿的单体解离度越高，经二次磁选后铁精矿的品位越高，精矿中硫含量越低。在不同的磨矿细度条件下按照现场的磁场强度进行了磁选试验，当磨矿细度高于-0.074mm75％，经过两次磁选后，铁精矿品位达到68％以上，硫含量降低到0.2％以下，符合铁精粉成团冶炼要求，且磨矿细度在-0.074mm小于85％时细度对硫含量的影响较大，磨矿细度在-0.074mm 大于85％后脱硫效果变化较缓，表明磨矿细度在-0.074mm占85％时单体解离较完全，选别效果较好，故现场二段磨矿可提高细度至-0.074mm占85％再进行磁选。 [0087] 实施例6 [0088] 确定“先磁后浮”的工艺后，对以上矿石采用本发明的“先磁—后浮”工艺处理该复合铁矿石，具体步骤为，如图7所示： [0089] 步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占55％； [0090] 步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，磁场强度为151.2kA/m，得弱磁精矿和尾矿； [0091] 步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，二段磨矿产品粒度通过旋流器预先分级控制在-200 目占80％； [0092] 步骤四、对分级后矿浆经2段弱磁选(磁场强度分别为135.28kA/m、119.37kA/m)，经检测，得铁精矿TFe品位67.73％，含TS品位0.284％以及尾矿； [0093] 步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂AT708用量250g/t，起泡剂2#油(ROH)30g/t，获得硫精矿，经检测，TS品位45.129％和尾矿； [0094] 步骤六、对尾矿进行强磁选(磁场强度1.2T)，得强磁精矿； [0095] 步骤七、对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，得赤铁矿精矿，经检测，TFe品位54.20％和尾矿。 [0096] 本实施例的“先磁—后浮”工艺，由于进入浮选槽的矿量减少，使得浮选机台数减少，浮选机装机功率降低，因此降低了能耗。而且，由于浮选矿量降低，可减掉一定数量的泵台数。经粗略计算，不同工艺条件下浮选机选择如下表8： [0097] 表8不同工艺条件下能耗经济指标 [0098] [0099] 实施例7 [0100] 本实施例的高硫复合铁矿石选矿工艺，基本步骤同实施例6，复合矿石的TFe品位30％左右，其中磁铁矿占有率55％左右，赤铁矿占有率18％左右；TS品位4％左右，具体步骤为： [0101] 步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占50％； [0102] 步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，磁场强度为151.2kA/m，得弱磁精矿和尾矿； [0103] 步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，二段磨矿产品粒度通过旋流器预先分级控制在-200 目占75％； [0104] 步骤四、对分级后矿浆经3段弱磁选(磁场强度分别为135.28kA/m、119.37kA/m、 127.41kA/m)，得铁精矿TFe品位64.53％，含TS品位0.262％以及尾矿； [0105] 步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂丁基黄药用量30g/t，起泡剂2#油(ROH)40g/t，获得硫精矿，经检测，TS品位47.170％和尾矿； [0106] 步骤六、对尾矿进行强磁选(磁场强度1.2T)，得强磁精矿； [0107] 步骤七、对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，得赤铁矿精矿，经检测，TFe品位56.76％和尾矿； [0108] 步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。 [0109] 实施例8 [0110] 本实施例的高硫复合铁矿石选矿工艺，基本步骤同实施例6，复合矿石的TFe品位38％左右，其中磁铁矿占有率70％左右，赤铁矿占有率25％左右；TS品位8％左右，具体步骤为： [0111] 步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占70％； [0112] 步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，磁场强度为151.2kA/m，得弱磁精矿和尾矿； [0113] 步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，二段磨矿产品粒度通过旋流器预先分级控制在-200 目占85％； [0114] 步骤四、对分级后矿浆经3段弱磁选(磁场强度分别为135.28kA/m、119.37kA/m、 127.41kA/m)，得铁精矿TFe品位69.59％，含TS品位0.291％以及尾矿； [0115] 步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂乙基黄药用量450g/t，起泡剂2#油(ROH)40g/t，获得硫精矿，经检测，TS品位49.190％和尾矿； [0116] 步骤六、对尾矿进行强磁选(磁场强度1.5T)，得强磁精矿； [0117] 步骤七、对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，得赤铁矿精矿，经检测，TFe品位58.98％和尾矿； [0118] 步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。 [0119] 实施例9 [0120] 本实施例的高硫复合铁矿石选矿工艺，基本步骤同实施例6，复合矿石的TFe品位38％左右，其中磁铁矿占有率70％左右，赤铁矿占有率21％左右；TS品位6％左右，具体步骤为： [0121] 步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占60％； [0122] 步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，磁场强度为151.2kA/m，得弱磁精矿和尾矿； [0123] 步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，二段磨矿产品粒度通过旋流器预先分级控制在-200 目占85％； [0124] 步骤四、对分级后矿浆经2段弱磁选(磁场强度分别为135.28kA/m、119.37kA/m、)，得铁精矿TFe品位66.73％，含TS品位0.251％以及尾矿； [0125] 步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂用量250g/t，按AT708：丁基黄药：乙基黄药＝3：1：1的配比配制(丁基黄药和乙基黄药能够溶于AT708中，相较于固体粉末，溶解后搅拌时更加均匀，而且，三者还能起到一定的协同作用效果)，起泡剂2#油(ROH)30g/t，获得硫精矿，经检测，TS品位47.350％和尾矿； [0126] 步骤六、对尾矿进行强磁选(磁场强度1.0T)，得强磁精矿； [0127] 步骤七、对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，得赤铁矿精矿，经检测，TFe品位59.76％和尾矿； [0128] 步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。 [0129] 实施例10 [0130] 本实施例的高硫复合铁矿石选矿工艺，基本步骤同实施例6，复合矿石的TFe品位36％左右，其中磁铁矿占有率60％左右，赤铁矿占有率24％左右；TS品位7％左右，具体步骤为： [0131] 步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占60％； [0132] 步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，磁场强度为151.2kA/m，得弱磁精矿和尾矿； [0133] 步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，二段磨矿产品粒度通过旋流器预先分级控制在-200 目占85％； [0134] 步骤四、对分级后矿浆经2段弱磁选(磁场强度分别为135.28kA/m、119.37kA/m、)，得铁精矿TFe品位66.73％，含TS品位0.251％以及尾矿； [0135] 步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂用量250g/t，按AT708：丁基黄药：乙基黄药＝4：2：1的配比配制，起泡剂2#油(ROH)30g/t，获得硫精矿，经检测，TS品位45.540％和尾矿； [0136] 步骤六、对尾矿进行强磁选(磁场强度1.1T)，得强磁精矿； [0137] 步骤七、对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，得赤铁矿精矿，经检测，TFe品位64.44％和尾矿； [0138] 步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。 [0139] 以上示意性的对本发明及其实施方式进行了描述，该描述没有限制性，附图中所示的也只是本发明的实施方式之一，实际的结构并不局限于此。所以，如果本领域的普通技术人员受其启示，在不脱离本发明创造宗旨的情况下，不经创造性的设计出与该技术方案相似的结构方式及实施例，均应属于本发明的保护范围。 |
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