权利要求

1.一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，其特征在于采用以下步骤实施：

S1干式筛分-破碎-洗矿-湿式筛分-高压辊磨

原矿经干式筛分作业获得干筛筛上产品和干筛筛下产品，干筛筛上产品给入破碎设备中进行破碎，破碎产品返回干式筛分作业;干筛筛下产品经洗矿作业获得洗矿溢流和洗矿返砂，洗矿返砂给入湿式筛分设备中筛分获得湿筛筛上产品和湿筛筛下产品，湿筛筛上产品经高压辊磨作业后返回湿式筛分作业;洗矿溢流和湿筛筛下产品合并为入选产品;

S2弱磁-强磁

将S1步骤获得的入选产品给入弱磁-强磁作业，所述的弱磁作业包括弱磁粗选和弱磁精选，所述的强磁作业包括强磁粗选和强磁扫选，分别获得弱磁选铁精矿、强磁粗选精矿、强磁扫选精矿，强磁粗选精矿、强磁扫选精矿合并为强磁选综合精矿，并排出强磁扫选尾矿;

S3旋流分级-溜槽重选

将S2步骤获得的强磁选综合精矿给入旋流分级作业获得旋流分级溢流和旋流分级沉砂，旋流分级沉砂给入溜槽重选作业，所述的溜槽重选作业包括溜槽重选粗选和溜槽重选精选，获得螺旋溜槽精选精矿，排出螺旋溜槽粗选尾矿、螺旋溜槽精选尾矿，螺旋溜槽粗选尾矿、螺旋溜槽精选尾矿合并为溜槽重选尾矿;

S4预先分级-磨矿-强磁选

将S3步骤排出的溜槽重选尾矿给入预先分级作业获得预先分级溢流和预先分级返砂，预先分级返砂给入磨矿设备中进行磨矿，磨矿产品返回分级作业;预先分级溢流给入强磁粗选作业获得强磁粗选精矿，并排出强磁粗选尾矿;

S5浓缩-反浮选

S4步骤获得的强磁粗选精矿和预先分级溢流合并后给入浓缩作业，获得浓缩作业底流，浓缩作业底流给入反浮选作业，获得反浮选精矿和反浮选尾矿，反浮选精矿和S2步骤获得的弱磁选铁精矿、S3步骤获得的螺旋溜槽精选精矿合并为最终铁精矿;反浮选尾矿和S2步骤排出的强磁扫选尾矿、S4步骤排出的强磁粗选尾矿合并为最终总尾矿;所述的反浮选作业采用一次粗选、一次精选，按反浮选作业给矿干矿量计算各作业药剂用量为：

反浮粗选：矿浆pH调整剂氢氧化钠用量1000g/t～2000g/t，分散剂六偏磷酸钠用量20g/t～40g/t，抑制剂淀粉用量300g/t～500g/t，捕收剂十二胺用量600g/t～900g/t;反浮精选：捕收剂十二胺用量300g/t～500g/t。

2.如权利要求1所述的一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，其特征在于：S1步骤中，所述的干式筛分作业采用筛孔尺寸为20mm～40mm的直线振动筛;所述的破碎设备采用颚式破碎机;所述的洗矿作业采用单螺旋槽式洗矿机，螺旋提升角度为20°～30°，洗矿浓度为10%～20%，螺旋转速为12转/分～20转/分，所述的洗矿溢流粒度控制为-200目占50%～60%。

3.如权利要求2所述的一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，其特征在于：S1步骤中，所述的湿式筛分设备采用筛孔尺寸为1mm～2mm的弧形振动筛，筛下产品粒度为-200目占50%～60%;所述的高压辊磨作业采用柱钉式高压辊磨机，压辊表面线速度为0.5m/s～0.8m/s，液压压力为8Mpa～10Mpa。

4.如权利要求1所述的一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，其特征在于：S2步骤中，所述的弱磁粗选作业的磁场强度为199.04kA/m～318.47kA/m，所述的弱磁精选作业的磁场强度为95.54kA/m～159.24kA/m。

5.如权利要求4所述的一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，其特征在于：S2步骤中，所述的强磁粗选、强磁扫选皆采用Slon立环脉动高梯度强磁选机，磁场强度分别为636.94kA/m～796.18kA/m、955.41kA/m～1194.27kA/m。

6.如权利要求1所述的一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，其特征在于：S3步骤中，所述的旋流分级作业采用小锥角水力旋流器，水力旋流器锥角为5°～10°，给料压力为0.05MPa～0.10MPa;所述的旋流分级溢流粒度控制为-325目占85%～95%。

7.如权利要求6所述的一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，其特征在于：S3步骤中，所述的溜槽重选粗选的给料浓度控制为20%～30%，所述的溜槽重选精选的给料浓度控制为25%～35%。

8.如权利要求1所述的一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，其特征在于：S4步骤中，所述的预先分级作业采用高频振动细筛/水力旋流器，筛下产品/溢流粒度控制为-200目占90%～95%;所述磨矿设备采用立式搅拌磨，磨矿浓度为45%～55%;所述的强磁粗选作业采用Slon立环脉动高梯度强磁选机，磁场强度控制为636.94kA/m～796.18kA/m。

9.如权利要求1所述的一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，其特征在于：S5步骤中，所述的浓缩作业底流浓度控制为25%～35%。

10.如权利要求3所述的一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，其特征在于：

S2步骤中，所述的弱磁粗选作业的磁场强度为199.04kA/m～318.47kA/m，所述的弱磁精选作业的磁场强度为95.54kA/m～159.24kA/m;所述的强磁粗选、强磁扫选皆采用Slon立环脉动高梯度强磁选机，磁场强度分别为636.94kA/m～796.18kA/m、955.41kA/m～1194.27kA/m;

S3步骤中，所述的旋流分级作业采用小锥角水力旋流器，水力旋流器锥角为5°～10°，给料压力为0.05MPa～0.10MPa;所述的旋流分级溢流粒度控制为-325目占85%～95%;S3步骤中，所述的溜槽重选粗选的给料浓度控制为20%～30%，所述的溜槽重选精选的给料浓度控制为25%～35%;

S4步骤中，所述的预先分级作业采用高频振动细筛/水力旋流器，筛下产品/溢流粒度控制为-200目占90%～95%;所述磨矿设备采用立式搅拌磨，磨矿浓度为45%～55%;所述的强磁粗选作业采用Slon立环脉动高梯度强磁选机，磁场强度控制为636.94kA/m～796.18kA/m;

S5步骤中，所述的浓缩作业底流浓度控制为25%～35%，所述的浓缩作业底流粒度控制为-325目80%～90%。

说明书

技术领域

[0001]本发明属于混合铁矿石选矿技术领域，具体涉及一种风化壳型混合铁矿石选矿方法，特别适合处理铁品位35%～45%，磁、赤、褐铁矿物共生，且高含泥、高含铁粘土、易粉碎、易泥化的混合铁矿石。

背景技术

[0002]钢铁是国民经济发展中的基础性、结构性材料，不可替代。随着经济的快速发展，我国铁矿资源及其产品的供需矛盾日益突出，对外依存度已多年超过80%，严重危及国家战略安全。我国铁矿资源中复杂难处理铁矿所占比例较高，仅菱铁矿、褐铁矿、微细粒矿等典型难利用铁矿资源总储量达200亿t以上，由于该类铁矿资源结晶粒度微细、矿物组成复杂，共生关系密切，采用常规选矿技术难以获得较好的技术经济指标，大部分资源尚未获得工业化开发利用，部分资源虽得以开发，但选矿工艺复杂、成本较高，回收率一般仅能达到60%～65%，甚至不到50%，急需开展针对复杂难处理铁矿资源技术攻关研究，对保障我国铁矿石资源安全十分必要。

[0003]对于混合铁矿石分选，目前选矿采用的工艺流程为混合铁矿石(破碎至-12mm)闭路磨矿至-0.076mm含量达65%左右，再经弱磁选—强磁选、浓缩过滤脱水后为最终铁精矿(TFe品位约56%)。除了上述单一磁选流程以外，目前国内混合铁矿石的选矿工艺流程还有阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选(工艺一);阶段磨矿、粗细分选、重选—磁选—阴离子反浮选(工艺二)。阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺(工艺一)本身的优点有：(1)采用阶段磨矿，实现了“能丢早丢”，在较粗的磨矿粒度条件下抛除了大量合格尾矿;(2)弱磁—强磁混合粗精矿再磨，有利于稳定浮选给矿品位，对矿石变化适应性强;(3)生产稳定，易于操作。缺点是：未能提前得精，粗精矿再磨矿量较大，其中菱铁矿性脆，易产生过磨，同时不利于节能降耗。

[0004]为了解决混合铁矿石的选矿问题，《矿业工程》2012年第6期发表的《混合型铁矿石选矿工艺研究》对某一地区混合型铁矿石开展试验研究。原矿中的铁矿物主要是磁性铁、赤褐铁和碳酸铁，通过对铁矿石性质、流程结构、选别工艺进行系统研究，最终确定了采用“阶段磨矿、粗细分选，螺旋溜槽-强磁-离心机工艺流程”，获得的指标为：原矿品位30.09%，精矿品位62.39%，产率33.53%，回收率69.52%，尾矿品位13.80%，流程的精矿烧后品位达到64.84%。但总的来说，获得的铁精矿品位低，铁回收率低，尾矿中铁损失量大。

[0005]风化壳型混合铁矿石是复杂难选铁矿的一种，其具有铁矿物种类多、高泥、高含铁粘土、易粉碎、易泥化的特点，该类型铁矿主要分布在我国湖南、湖北、江西、广东、广西、海南等地，主要是因为我国南方多处于低纬度地区，属于热带-亚热带，气候温湿，风化作用强烈。目前的选矿工艺流程，对风化壳型混合铁矿石的选矿效果极、资源利用率低、铁损失大。

[0006]洗矿是对高含泥铁矿石预处理的有效手段，粗细分级、分别入选是提高分选效率的重要方式，多碎少磨是降低选矿成本的关键途径，磁重浮联合分选是磁、赤褐混合铁矿石利用的重要选矿方法。因此，开发一种针对有用铁矿物种类多、高泥、高含铁粘土、易粉碎、易泥化的混合铁矿石的高效节能选矿工艺迫在眉睫。

发明内容

[0007]本发明的目的就是针对现有技术对高泥、高含铁粘土、易粉碎、易泥化的磁赤褐混合铁矿石选矿分选效果差、资源利用率低等技术难题，而提供一种分选效果好、工艺流程稳定可靠、适用性强、选矿能耗和成本相对较低的风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺。

[0008]为实现本发明的上述目的，本发明一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，采用以下工艺、步骤实施：

[0009]S1干式筛分-破碎-洗矿-湿式筛分-高压辊磨

[0010]原矿经干式筛分作业获得干筛筛上产品和干筛筛下产品，干筛筛上产品给入破碎设备中进行破碎，破碎产品返回干式筛分作业;干筛筛下产品经洗矿作业获得洗矿溢流和洗矿返砂，洗矿返砂给入湿式筛分设备中筛分获得湿筛筛上产品和湿筛筛下产品，湿筛筛上产品经高压辊磨作业后返回湿式筛分作业;洗矿溢流和湿筛筛下产品合并为入选产品;

[0011]S2弱磁-强磁

[0012]将S1步骤获得的入选产品给入弱磁-强磁作业，所述的弱磁作业包括弱磁粗选和弱磁精选，所述的强磁作业包括强磁粗选和强磁扫选，分别获得弱磁选铁精矿、强磁粗选精矿、强磁扫选精矿，强磁粗选精矿、强磁扫选精矿合并为强磁选综合精矿，并排出强磁扫选尾矿;

[0013]S3旋流分级-溜槽重选

[0014]将S2步骤获得的强磁选综合精矿给入旋流分级作业获得旋流分级溢流和旋流分级沉砂，旋流分级沉砂给入溜槽重选作业，所述的溜槽重选作业包括溜槽重选粗选和溜槽重选精选，获得螺旋溜槽精选精矿，排出螺旋溜槽粗选尾矿、螺旋溜槽精选尾矿，螺旋溜槽粗选尾矿、螺旋溜槽精选尾矿合并为溜槽重选尾矿;

[0015]S4预先分级-磨矿-强磁选

[0016]将S3步骤排出的溜槽重选尾矿给入预先分级作业获得预先分级溢流和预先分级返砂，预先分级返砂给入磨矿设备中进行磨矿，磨矿产品返回分级作业;预先分级溢流给入强磁粗选作业获得强磁粗选精矿，并排出强磁粗选尾矿;

[0017]S5浓缩-反浮选

[0018]S4步骤获得的强磁粗选精矿和预先分级溢流合并后给入浓缩作业，获得浓缩作业底流，浓缩作业底流给入反浮选作业，获得反浮选精矿和反浮选尾矿，反浮选精矿和S2步骤获得的弱磁选铁精矿、S3步骤获得的螺旋溜槽精选精矿合并为最终铁精矿;反浮选尾矿和S2步骤排出的强磁扫选尾矿、S4步骤排出的强磁粗选尾矿合并为最终总尾矿;所述的反浮选作业采用一次粗选、一次精选，按反浮选作业给矿干矿量计算各作业药剂用量为：

[0019]反浮粗选：矿浆pH调整剂氢氧化钠用量1000g/t～2000g/t，分散剂六偏磷酸钠用量20g/t～40g/t，抑制剂淀粉用量300g/t～500g/t，捕收剂十二胺用量600g/t～900g/t;反浮精选：捕收剂十二胺用量300g/t～500g/t。

[0020]优选的，S1步骤中，所述的干式筛分作业采用筛孔尺寸为20mm～40mm的直线振动筛;所述的破碎设备采用颚式破碎机;所述的洗矿作业采用单螺旋槽式洗矿机，螺旋提升角度为20°～30°，洗矿浓度为10%～20%，螺旋转速为12转/分～20转/分，所述的洗矿溢流粒度控制为-200目占50%～60%;所述的湿式筛分设备采用筛孔尺寸为1mm～2mm的弧形振动筛，筛下产品粒度为-200目占50%～60%;所述的高压辊磨作业采用柱钉式高压辊磨机，压辊表面线速度为0.5m/s～0.8m/s，液压压力为8Mpa～10Mpa。

[0021]优选的，S2步骤中，所述的弱磁粗选作业的磁场强度为199.04kA/m～318.47kA/m，所述的弱磁精选作业的磁场强度为95.54kA/m～159.24kA/m;所述的强磁粗选、强磁扫选皆采用Slon立环脉动高梯度强磁选机，磁场强度分别为636.94kA/m～796.18kA/m、955.41kA/m～1194.27kA/m。

[0022]优选的，S3步骤中，所述的旋流分级作业采用小锥角水力旋流器，水力旋流器锥角为5°～10°，给料压力为0.05MPa～0.10MPa;所述的旋流分级溢流粒度控制为-325目占85%～95%;所述的溜槽重选粗选的给料浓度控制为20%～30%，所述的溜槽重选精选的给料浓度控制为25%～35%。

[0023]优选的，S4步骤中，所述的预先分级作业采用高频振动细筛/水力旋流器，筛下产品/溢流粒度控制为-200目占90%～95%;所述磨矿设备采用立式搅拌磨，磨矿浓度为45%～55%;所述的强磁粗选作业采用Slon立环脉动高梯度强磁选机，磁场强度控制为636.94kA/m～796.18kA/m。

[0024]优选的，S5步骤中，所述的浓缩作业底流浓度控制为25%～35%。

[0025]进一步地;S2步骤中，所述的弱磁粗选作业的磁场强度为199.04kA/m～318.47kA/m，所述的弱磁精选作业的磁场强度为95.54kA/m～159.24kA/m，所述的强磁粗选、强磁扫选皆采用Slon立环脉动高梯度强磁选机，磁场强度分别为636.94kA/m～796.18kA/m、955.41kA/m～1194.27kA/m;S3步骤中，所述的旋流分级作业采用小锥角水力旋流器，水力旋流器锥角为5°～10°，给料压力为0.05MPa～0.10MPa，所述的旋流分级溢流粒度控制为-325目占85%～95%;S3步骤中，所述的溜槽重选粗选的给料浓度控制为20%～30%，所述的溜槽重选精选的给料浓度控制为25%～35%;S4步骤中，所述的预先分级作业采用高频振动细筛/水力旋流器，筛下产品/溢流粒度控制为-200目占90%～95%，所述磨矿设备采用立式搅拌磨，磨矿浓度为45%～55%;所述的强磁粗选作业采用Slon立环脉动高梯度强磁选机，磁场强度控制为636.94kA/m～796.18kA/m;S5步骤中，所述的浓缩作业底流浓度控制为25%～35%，所述的浓缩作业底流粒度控制为-325目80%～90%。

[0026]上述磨矿粒度、磁场强度、浮选次数、药剂用量等参数的具体值，可以根据矿石性质，通过实验室试验研究结果确定。这里的浓度皆为质量浓度，筛下产品粒度占比也是指筛下产品中某粒级的质量占比。

[0027]与现有技术选比，本发明一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺，具有如下优点：

[0028](1)本发明针对入选矿石含泥量高的特点，矿石给入高压辊磨前采用洗矿作业和湿式筛分作业组合，将50%以上的粒度合格入选产品分出，不仅为高压辊磨作业创造了条件(物料松散，无泥团，无结块)，大大提高了高压辊磨的破碎效率，同时也避免了矿石的过粉碎。

[0029](2)本发明洗矿作业采用单螺旋槽式洗矿机，湿式筛分作业采用弧形振动筛，提高了洗矿筛分综合效率，技术先进、运转可靠。

[0030](3)本发明针对入选矿石有用铁矿物种类多，按照“易收早收”、“分段抛尾”的原则，依次采用磁选、重选、浮选的方法将矿石中磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿进行回收，分选效果好，工艺流程稳定可靠、适用性强。

[0031](4)本发明反浮选前已经获得了绝大部分铁精矿，抛除了绝大部分尾矿，入浮矿量小，浮选药剂消耗量低，具有工艺流程相对简单、对环境污染极小、成本低、经济效益高等优点。

[0032](5)通过本发明提供的选矿工艺，可使我国大量的类似混合铁矿石得到充分利用，对缓解我国铁矿资源供应不足的局面具有重要意义。

附图说明

[0033]图1为本发明一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺原则工艺流程图。

[0034]图2为本发明采用的原矿破碎-洗矿-辊磨-筛分工艺的原则流程图。

[0035]图3是本发明采用的入选产品磁-重-浮联合选矿工艺的原则流程图。

[0036]图4是本发明实施例中采用的原矿破碎-洗矿-辊磨-筛分工艺的数质量流程图。

[0037]图5是本发明实施例中采用的采用的入选产品磁-重-浮联合选矿工艺数质量流程图。

具体实施方式

[0038]为进一步描述本发明，下面结合附图和实施例对本发明一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺做进一步详细说明。

[0039]需要说明的是，凡在本发明的技术思想和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。此外，下面所描述的实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制。

[0040]本实施例中采用的矿石样品来自中国某铁矿山的高泥、高含铁粘土、易粉碎、易泥化的磁、赤褐混合铁矿石，该矿石的主要化学成分分析结果见表1，矿石的铁物相分析结果见表2，矿石主要矿物组成结果见表3，原矿湿式筛分粒度组成分析结果见表4。

[0041]表1矿石主要化学成分分析结果

[0042]

成分TFeSiO2Al2O3CaOMgOK2ONa2O含量/%43.6024.895.640.180.390.070.10成分MnOTiO2ClCr2O3SP烧损含量/%0.730.250.010.020.070.066.38

[0043]表2矿石铁物相分析结果

[0044]

[0045]表3主要矿物组成结果

[0046]

矿物名称赤铁矿针铁矿假象赤铁矿磁铁矿黄铁矿、磁黄铁矿含量/%21.6518.0014.707.640.15矿物名称石英粘土含铁粘土云母水铝氧石含量/%19.926.534.221.701.71矿物名称辉石绿泥石碳酸盐其它合计含量/%0.801.420.600.96100.00

[0047]表4原矿湿式筛分粒度组成分析结果

[0048]

[0049]

[0050]表1～表4分析结果表明，该矿石中TFe品位为43.60%，主要有用矿物为磁铁矿、假象赤铁矿、赤、褐铁矿，褐铁矿在磨矿过程中易泥化;脉石矿物中有一定量的含铁粘土，该含铁粘土因具有弱磁性极易恶化弱磁性矿物回收指标;原矿-1mm粒级产率占55.48%，说明在不经破碎的情况下经筛分可获得50%以上的矿石直接入选，原矿-0.030mm粒级产率占16.23%，说明该矿石含泥量较高。

[0051]由图1所示的本发明一种风化壳型磁赤褐混合铁矿石高效节能选矿工艺原则工艺流程图并结合图2、图3、图4、图5看出，本发明实施例中采用的具体工艺步骤及参数如下：

[0052]S1干式筛分-破碎-洗矿-湿式筛分-高压辊磨

[0053]原矿经干式筛分作业获得干筛筛上产品和干筛筛下产品，干筛筛上产品给入破碎设备中进行破碎，破碎产品返回干式筛分作业;干筛筛下产品经洗矿作业获得洗矿溢流和洗矿返砂，洗矿返砂给入湿式筛分设备中筛分获得湿筛筛上产品和湿筛筛下产品，湿筛筛上产品经高压辊磨作业后返回湿式筛分作业;洗矿溢流和湿筛筛下产品合并为入选产品，入选产品粒度为-200目57%。所述的干式筛分作业采用筛孔尺寸为30mm的直线振动筛;所述的破碎设备采用颚式破碎机;所述的洗矿作业采用单螺旋槽式洗矿机，螺旋提升角度为25°，洗矿浓度为15%，螺旋转速为16转/分，所述的洗矿溢流粒度控制为-200目占55%;所述的湿式筛分设备采用筛孔尺寸为1mm的弧形振动筛，筛下产品粒度为-200目占59%;所述的高压辊磨作业采用柱钉式高压辊磨机，压辊表面线速度为0.6m/s，液压压力为9Mpa。

[0054]S2弱磁-强磁

[0055]将S1步骤获得的入选产品给入弱磁-强磁作业，所述的弱磁作业包括弱磁粗选和弱磁精选，所述的强磁作业包括强磁粗选和强磁扫选，分别获得弱磁选铁精矿、强磁粗选精矿、强磁扫选精矿，强磁粗选精矿、强磁扫选精矿合并为强磁选综合精矿，并排出强磁扫选尾矿。所述的弱磁粗选作业的磁场强度为278.66kA/m，所述的弱磁精选作业的磁场强度为159.24kA/m;所述的强磁粗选、强磁扫选皆采用Slon立环脉动高梯度强磁选机，磁场强度分别为796.18kA/m、955.41kA/m。

[0056]S3旋流分级-溜槽重选

[0057]将S2步骤获得的强磁选综合精矿给入旋流分级作业获得旋流分级溢流和旋流分级沉砂，旋流分级沉砂给入溜槽重选作业，所述的溜槽重选作业包括溜槽重选粗选和溜槽重选精选，获得螺旋溜槽精选精矿，排出螺旋溜槽粗选尾矿、螺旋溜槽精选尾矿，螺旋溜槽粗选尾矿、螺旋溜槽精选尾矿合并为溜槽重选尾矿。所述的旋流分级作业采用小锥角水力旋流器，水力旋流器锥角为8°，给料压力为0.06MPa;所述的旋流分级溢流粒度控制为-325目占90%;所述的溜槽重选粗选的给料浓度控制为25%，所述的溜槽重选精选的给料浓度控制为30%。

[0058]S4预先分级-磨矿-强磁选

[0059]将S3步骤排出的溜槽重选尾矿给入预先分级作业获得预先分级溢流和预先分级返砂，预先分级返砂给入磨矿设备中进行磨矿，磨矿产品返回分级作业;预先分级溢流给入强磁粗选作业获得强磁粗选精矿，并排出强磁粗选尾矿。所述的预先分级作业采用高频振动细筛，筛下产品/溢流粒度控制为-200目占92%;所述磨矿设备采用立式搅拌磨，磨矿浓度为50%;所述的强磁粗选作业采用Slon立环脉动高梯度强磁选机，磁场强度控制为796.18kA/m。

[0060]S5浓缩-反浮选

[0061]S4步骤获得的强磁粗选精矿和预先分级溢流合并后给入浓缩作业，获得浓缩作业底流，所述的浓缩作业底流浓度控制为30%，粒度为-325目85%;浓缩作业底流给入反浮选作业，获得反浮选精矿和反浮选尾矿，反浮选精矿和S2步骤获得的弱磁选铁精矿、S3步骤获得的螺旋溜槽精选精矿合并为最终铁精矿;反浮选尾矿和S2步骤排出的强磁扫选尾矿、S4步骤排出的强磁粗选尾矿合并为最终总尾矿;所述的反浮选作业采用一次粗选、一次精选，按反浮选作业给矿干矿量计算各作业药剂用量为：

[0062]反浮粗选：矿浆pH调整剂氢氧化钠用量1600g/t，分散剂六偏磷酸钠用量25g/t，抑制剂淀粉用量400g/t，捕收剂十二胺用量800g/t;反浮精选：捕收剂十二胺用量400g/t。

[0063]该风化壳型磁赤褐混合铁矿石经上述工艺处理后可获得产率19.80%、铁品位63.61%的磁选铁精矿，产率23.33%、铁品位62.15%的重选铁精矿，产率9.28%、铁品位60.74%的浮选铁精矿，以上三者合并，可获得产率52.41%、铁品位62.45%、铁回收率75.08%的综合铁精矿。

[0064]以上所述为本发明的实施例，但以上事例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想，并不等同于以上描述的具体实施例。对于本领域技术人员而言，对本发明做出若干改进、润饰或变化，以及将上述技术特征以适当的方式进行组合，这些改进、润饰、变化或组合，或未经改进将发明的构思和技术方案直接应用于其它场合的，均应视为本发明的保护范围。

说明书附图(5)