宁安县镜泊铁矿选矿试验报告.doc

宁安县镜泊铁矿选矿试验报告 河北理工大学资源与环境学院 2004年12月 前言 受北京中加投资管理有限公司委托，河北理工大学资源与环境学院矿物加工中心对黑龙江宁安县镜泊铁矿的矿石进行了实验室选矿试验，目的是为选矿厂设计提供依据。 2004年6月份曾对该矿石做过一次选矿试验，当时所用矿样取自矿体西部出露部位的探坑内，该探坑是1978年地质队勘探时开凿的，由于在大气中暴露时间长，造成矿石风化并使矿石中所含的硫氧化，因此矿石性质有些改变。为了更准确的了解矿体深部矿石的可选性，于2004年10月至11月又聘请地质队对该矿体进行了钻孔勘探，本次试验所处理的矿样即是钻探所得的岩芯。送达河北理工大学的矿样约200kg，其代表性由委托方负责，本试验对来样负责。 经过一系列检测和试验，确定的选矿试验流程为两段磨矿（阶段磨），第一段磨矿细度为－200目占40％，第二段磨矿细度为－200目70％；采用两段磁选获得铁精矿；磁选尾矿再经重选得到硫精矿。试验最终指标为铁精矿产率30.17％（选矿比3.31），铁精矿全品位为67.14％，回收率71.22％；硫精矿产率1.67％（选矿比59.9），品位35.0％，回收率44.96％。同时产出硫中矿，产率2.69％，品位19.89％，回收率20.04％，硫的总回收率65.00％。 目录 1.矿样的采取与加工3 2.矿石性质测定3 2.1原矿多元素分析.3 2.2原矿密度测定.3 2.3岩矿鉴定.3 2.4矿石可磨度测定.4 3.选矿试验方案的制定... 5 4.条件试验.6 4.1第一段磨矿细度试验..6 4.2第一段磁选磁场强度试验..6 4.3第二段磨矿细度试验..7 4.4第二段磁选磁场强度试验..8 4.5选硫条件试验..9 5.流程试验.10 6.最终产品检查.11 6.1铁精矿多元素分析.11 6.2铁精矿粒度分析.11 6.3铁精矿密度测定.11 6.4硫精矿品位分析.11 6.5尾矿铁相分析.11 6.6尾矿密度测定.12 6.7尾矿沉降试验.12 7.推荐工艺流程和主要技术指标13 8.结语13 1.矿样的采取与加工 本试验的矿石是产自黑龙江省宁安县铁泊铁矿的铁矿石原矿。 矿样的采取和代表性由中加北京投资管理有限公司负责，运达河北理工大学选矿试验室的试样约200kg，最大粒度约50mm。 按图1所示流程对矿样进等加工，制备各项研究及试验所用代表性试样。首先从原矿中选取代表性矿块用于岩矿鉴定，将其余所有原矿经两段颚式破碎机破碎至－10 mm；然后混匀缩分出1/2用于备样，另1/2用对辊破碎机与振动筛组成的闭路全部破碎至－2 mm；混匀缩分后分别用于化学分析、密度测定、可磨度测定及条件和流程试验。 原矿（200kg）Dmax50㎜ 磁选 选取代表性矿块进行岩矿鉴定 PE80125颚式破碎机 PE125150颚式破碎机 混匀、缩分 对辊破碎机 ○300160 1/2备样 （100kg,Dmax15㎜） 振动筛 -2㎜ 2㎜ 混匀缩分 条件及流程试验 可磨度测定 密度测定 化学分析 图1 原矿加工制样流程 2.原矿性质测定 2.1原矿多元素分析 对原矿化验了全铁（TFe）、硫（S）和磷（P），结果见表2.1。 表2.1 原矿多元素分析结果 元 素 TFe S P 含 量（％） 28.42 1.30 0.13 2.2原矿密度测定 采用比重瓶法测得原矿的真密度为3.42103kg/m3。 2.3岩矿鉴定 由原矿中选取代表性矿块，制成薄片及光片，在显微镜下进行岩矿鉴定，鉴定结果整理如下 矿石呈粒状变晶结构、条带状构造，其矿物组成及各矿物的结构构造见表2.3。从表中可以看出有价矿物主要是磁铁矿，其次是黄铁矿；脉石矿物主要有普通角闪石、斜长石、普通辉石等共八种。这些矿物的共同特点是粒度均较粗，一般都大于0.1 mm。黄铁矿主要 与辉石和角闪石连生；含有的少量磷灰石分布在团块状黄铁矿中。这些性质对磨矿选别都是有利的。 表2.3 矿石的矿物组成及结构构造一览 序 号 矿物 名称 含量 （％） 粒度 （mm） 品 形 集合体形态及分布状态 1 磁铁矿 2832 大部分0.1－0.2， 部分0.2－0.5， 少数0.05－0.1 自形及半自形 条条状 浸染状 2 黄铁矿 23 大部分0.1－0.2， 少数0.05－0.1， 少数团块5－15 半自形－它形， 半自形－自形 不规则状，分布于角闪石和辉石之间，细粒分布均匀 3 赤铁矿 12 4 磁黄铁矿 极少量 5 普通角闪石 3638 多数0.1－0.5， 少数0.5－1 半自形－它形 它形 粒柱状 分布较均匀 6 斜长石 2426 0.1－0.3 它形 等轴粒状，大多高龄石化或绢云母化 7 普通辉石 911 大部分0.1－0.5， 少数0.05 它形 粒柱状， 分布不均匀 8 微斜长石 11.5 多数0.1－0.5， 少数团块5－15 它形 粒状，分布不均匀， 呈团块集合体出现 9 正长石 少量 0.5-2 它形 粒状， 不规则状 10 绿帘石 ＜0.5 0.2－0.3 它形 粒状， 不均匀分布 11 磷灰石 ＜0.3 0.2－0.5 半自形 粒状， 出现在团块黄铁矿中 12 石英 少量 0.2－0.5 它形 不规则状 2.4原矿可磨度对比试验 以唐山首钢马兰庄铁矿选厂一次磨机给矿为标准矿石与试验矿石进行磨矿对比试验，以求出试验矿石的可磨度系数（注现场球磨机为MQG27002100格子型，矿石为中硬矿石，给矿中－200目含量为3.31％，分级溢流细度为－200目占42.3％，磨机原矿处理能力为39.53吨/台.时）。 测定方法是将两种矿石分别破碎至－2mm，用100目标准筛筛除－0.15 mm粒级，各自混匀缩分出待磨矿样，每分1kg，用同一磨机（锥形25090）进行不同时间的系列磨矿，将每一磨矿产品用200目标准筛检查细度，结果见表2.4，据此表数据绘制曲线如图2.4。 表2.4 可磨度对比试验结果 磨矿时间（分） 2 4 6 8 10 11 12 14 17 磨矿细度（－200目，％） 马兰庄 铁矿石 20.6 32.6 48.6 59.8 80.2 87.2 92.0 试验矿石 29.4 49.1 63.8 75.1 85.1 90.2 图2.4 矿石可磨度对比曲线 由图2.4可以查出，当磨矿细度为－200目40％时，试验矿石相对于马兰庄矿石的可磨度系数为KT01/T14.9/3.11.6； 当磨矿细度为－200目70％时，试验矿石相对于马兰庄矿石的可磨度系数为KT02/T29.4/7.21.3。 3.选矿试验方案的制定 由原矿性质可知，矿石中有价矿物主要是磁铁矿，其次为黄铁矿，因此选矿的目的有三个第一，选出全铁品位＞65％的铁精矿；第二，综合回收黄铁矿，选出硫品位＞35％的硫精矿；第三，保证铁精矿含硫杂质不超过0.3％。 采用弱磁选回收磁铁矿，这是毫无疑问的；而回收黄铁矿可采用浮选，也可采用重选。重选法不加任何药剂，对环境不产生化学污染，在林区建选厂应当优先选用；在重选法达不到预定选矿指标时再考虑浮选。本着这一原则，拟定了三种试验原则流程 方案一先磁选回收磁铁矿，磁选尾矿进行重选回收黄铁矿，如图3.1所示。 方案二如果磁选所得铁精矿中含硫高而超标，则采用如图3.2所示流程，将高硫铁精矿进行脱硫浮选，使铁精矿中硫杂质降至达标。 方案三先进行浮选回收硫，浮选尾矿再选铁，如图3.3所示。该流程比方案二的优点是省去了重选作业。 铁精矿 原矿 磨矿 弱磁选 重选 精矿 尾矿 原矿 磨矿 弱磁选 重选 硫精矿 尾矿 高硫铁精矿 浮选脱硫 低磁铁精矿 原矿 磨矿 浮选 弱磁选 铁精矿 尾矿 硫精矿 图3.1磁选－重选流程 图3.2磁选加浮选－重选流程 图3.3浮选－磁选流程 由于选厂位于林区且濒临镜泊湖旅游区，为尽量减少污染，优先选择方案一。若方案一不能奏效，再选用其它方案。 方案一的试验方法先将矿石粉碎后混匀，预制代表性小试样，再分别进行条件试验和流程试验。其中条件试验的内容有各段磨矿的细度，各段磁选的磁场强度以及重选回收硫的条件等。 4.条件试验 4.1第一段磨矿细度试验 将代表性原矿样（－2mm）5份，每份1kg，用XMB240300湿式棒磨机分别磨至不同细度，再分别进行磁选管选别（磁场强度1000奥斯特）试验流程如图4.1，试验结果见表4.1。 试验结果分析磨矿越细，精矿全铁品位越高，同时有害杂质硫含量越低。在－200目70％时，铁精矿品位巳达66％以上，而含硫在0.3％以下，两项指标均巳达到要求。从磨矿细度看，最终磨矿细度－200目70％，可以采用一段磨矿也可以采用两段磨矿。一段磨矿虽然流程简单，但磨矿费用比两段磨矿高，综合考虑还是选用两段磨矿较为适宜。两段的细度分配为第一段磨至－200目40％，第二段磨矿暂取－200目70％（待定）。 原矿 磨矿（改变细度） 磁选管 精矿 尾矿 图4.1 原矿磨矿细度试验流程 表4.1第一段磨矿细度试验结果 磨矿时间 （分） 磨矿细度（－200目，％） 磁选产品 名称 产率 （％） 品位（％） 回收率（％） TFe S TFe S 1 38.0 精矿 38.27 56.42 0.44 76.81 13.03 尾矿 61.73 11.13 1.82 24.19 85.97 合计 100.00 28.48 1.29 100.00 100.00 2 53.2 精矿 34.08 63.00 0.33 75.17 8.66 尾矿 65.92 10.76 1.80 24.83 91.34 合计 100.00 28.56 1.30 100.00 100.00 3 71.4 精矿 31.79 66.44 0.26 74.44 6.37 尾矿 68.21 10.63 1.78 25.56 93.63 合计 100.00 28.37 1.30 100.00 100.00 4.5 87.2 精矿 30.61 69.02 0.22 74.52 5.23 尾矿 69.39 10.41 1.76 25.48 94.77 合计 100.00 28.35 1.29 100.00 100.00 6 93.0 精矿 29.90 29.76 0.16 73.57 4.16 尾矿 70.10 10.69 1.77 26.43 95.84 合计 100.00 28.48 1.29 100.00 100.00 4.2第一段磁场强度试验 为考察磁场强度对选别指标的影响程度，由磨矿细度为－200目占38％的磨矿产物中缩取5份相同试样，在不同磁场强度条件下用磁选管进行磁选，试验结果见表4.2，并据此表绘制出精矿品位和回收率随磁场强度的变化曲线如图4.2。 试验结果分析在第一段磨矿细度为－200目38％的粒度条件下，磁场强度对选别指标有较为明显的影响。随着磁场强度的上升，精矿品位下降而回收率上升。对于第一段磁选来讲，提高回收率比提高精矿品位更为重要，因此应选择磁场强度在15002000奥斯特的磁选机，以减少铁的损失。 □ B 铁精矿品位 ○ A 铁精矿回收率 铁精矿品位（TFe） 铁精矿回收率（） 磁场强度（奥斯特） 图 4.2第一段磁场强度试验曲线 表 4.2第一段磁场强度试验结果 磁场强度 （奥斯特） 产品 名称 作业产率 （％） 品位 （％） 作业回收率 （％） 500 精矿 36.49 58.06 74.58 尾矿 63.51 11.37 25.42 合计 100.00 28.41 100.00 1000 精矿 38.51 56.40 77.10 尾矿 61.49 10.51 22.90 合计 100.00 28.22 100.00 1500 精矿 40.20 55.00 77.96 尾矿 59.80 10.45 22.04 合计 100.00 28.36 100.00 2000 精矿 40.54 54.48 78.14 尾矿 59.48 10.39 21.86 合计 100.00 28.26 100.00 2500 精矿 40.88 53.82 78.32 尾矿 59.12 10.30 21.68 合计 100.00 28.09 100.00 4.3第二段磨矿细度试验 由一磁粗精矿（即原矿磨矿细度为－200目40％经筒式磁选机选别所得精矿）中缩分出代表性矿样4份，每份1kg ，用XMB240300湿式棒磨机分别磨至不同细度，再分别进行磁选管选别（磁场强度1000斯特）。试验流程如图4.3，试验结果见表4.3。 试验结果分析铁精矿品位和回收率随磨矿时间的变化规律与第一段磨矿细度试验的结果是相同的，即磨矿越细，精矿全铁品位越高，回收率则有些下降。精矿全铁品位越高的含硫越低，当磨矿细度为－200目57.6％时，选出的精矿全铁品位达66.32％、含硫为0.2％，精矿质量巳经符合要求。为了给未来工业生产留有一定余地，确定本段磨矿细度为－200目占70％，这样精矿质量就更有保证。 表4.3 第二段磨矿细度试验结果 磨矿时间 （分） 磨矿细度（－200目，％） 磁选产品 名称 产率 （％） 品位（％） 回收率（％） TFe S TFe S 1 48.6 精矿 90.59 64.80 0.24 97.911 64.17 尾矿 9.41 13.34 1.29 2.09 35.83 合计 100.00 59.96 0.34 100.00 100.00 2 57.6 精矿 87.34 66.32 0.20 97.33 51.11 尾矿 12.66 12.54 1.32 2.67 48.89 合计 100.00 59.51 0.34 100.00 100.00 3 71.0 精矿 84.88 68.68 0.16 97.00 39.78 尾矿 15.12 11.93 1.36 3.00 60.22 合计 100.00 60.10 0.34 100.00 100.00 4 82.2 精矿 83.51 69.43 0.14 96.83 34.43 尾矿 16.49 11.51 1.35 3.17 65.57 合计 100.00 69.88 0.34 100.00 100.00 4.4第二段磁场强度试验 为考察第二段磁选的磁场强度对选别指标的影响程度，从一磁粗精矿再磨3分钟（－200目占70％）的磨矿产物中缩取5份相同试样，在不同磁场强度条件下用磁选管进行磁选，试验结果见表4.4，并据此表绘制出精矿品位和回收率随磁场强度的变化曲线如图4.4。 试验结果分析在第二段磨矿细度为－200目70％的粒度条件下进行磁选，磁场强度对精矿品位和回收率影响甚小。 □ 精矿品位 ○ 精矿回收率 铁精矿回收率（） 铁精矿品位（TFe） 磁场强度（奥斯特） 4.4 第二段磁场强度试验曲线 表4.4 第二段磁场强度试验结果 磁场强度 （奥斯特） 产品 名称 作业产率 （％） 品位 （％） 作业回收率 （％） 500 精矿 85.52 68.80 97.18 尾矿 14.48 11.80 2.82 合计 100.00 60.54 100.00 1000 精矿 85.32 68.84 97.24 尾矿 14.68 11.35 2.78 合计 100.00 60.40 100.00 1500 精矿 85.15 68.74 97.28 尾矿 14.85 11.03 2.72 合计 100.00 60.17 100.00 2000 精矿 85.15 68.70 97.38 尾矿 14.15 10.62 2.62 合计 100.00 60.07 100.00 2500 精矿 85.03 68.75 97.31 尾矿 14.97 10.80 2.69 合计 100.00 60.07 100.00 4.5选硫条件试验 取代表性－2mm原矿3份，每份1kg，用XMB240320湿式棒磨机磨至－200目占45％，用筒式磁选机选出磁铁矿，尾矿用摇床选出硫精矿，以考察在此细度下黄铁矿的单体解离状况。试验流程见图4.5，试验结果见表4.5。硫精矿品位为28.08％，在双目实体显微镜下观察，存在一定数量黄铁矿与脉石的连生体。要选出品位大于30％的硫精矿，还需要进一步磨矿。 原矿（-2㎜） 磁选机 摇床 硫精矿 硫中矿 尾矿 铁精矿 磨矿-200 45 图4.5 选硫条件试验流程 表4.5 选硫条件试验结果 产品名称 产率（％） 品位（S％） 回收率（％） 铁精矿 37.45 0.42 12.31 硫精矿 2.55 28.08 56.00 硫中矿 12.67 1.33 13.27 尾矿 47.33 0.50 18.25 合计 100.00 1.28 100.00 5.流程试验 图例 产率 | 铁品位TFe | 硫品位 在前述各条件均找出最佳值的基础上进行了流程试验。试验所用的设备及技术参数见表5.1，试验流程见图5.1，试验结果见表5.1。试验过程如下将－2ｍｍ 原矿（17ｋｇ）全部磨至细度为－200目40％，经第一次磁选得到粗精矿和尾矿（一）；将粗精矿（约6ｋｇ）再磨矿至细度为－200目70％，进行第二次磁选，选出铁精矿（即为最终铁精矿）和尾矿（二）；把尾矿（一）和尾矿（二）合并，用螺旋溜槽进行粗选获得螺精和螺尾，螺精进行再磨后用摇床选出硫精矿和硫中矿，摇床尾矿与螺尾合并成为总尾矿。 磨矿（一） -200 40 原矿 | 铁回收率 | 硫回收率 100.00| 28.44 | 1.30 磁选（一） |100.00| 100.00 35.50| 60.37 | 0.36 | 75.36 | 9.31 磨矿（二） -200 70 30.17 | 67.14 | 0.22 磁选（二） | 71.22 | 5.11 | 4.14 | 4.20 5.33 | 20.09 | 1.03 69.83 | 11.72 | 1.77 | 28.78 | 94.89 铁精矿 螺旋溜槽 | 9.18 | 73.96 21.24 | 12.30 | 4.54 48.59 | 11.47 | 0.56 磨矿（三）-200目47.8 （入磨前为-200目35.0） | 19.60 | 20.93 16.88 | 9.16 | 0.69 摇床 | 2.49 | 44.96 1.67 | 42.33 | 35.0 2.69 | 13.36 | 19.89 | 5.44 | 8.96 | 1.25 | 20.04 硫精矿 硫中矿 65.47 | 10.87 | 0.59 | 25.04 | 29.89 尾矿 图5.1 试验流程及技术指标 表5.1 试验设备及技术参数 序号 作业名称 设备名称 型号规格 技术参数 1 磨矿（一） 棒磨机 XMB240300 磨矿产品细度－200目40％ 2 磨矿（二） 棒磨机 XMB240300 磨矿产品细度－200目70％ 3 磁选（一）（二） 微式磁选机 CTS327180 磁场强度80ｋA／ｍ（1000奥斯特） 4 螺旋粗选 螺旋溜槽 ∮400 给矿浓度50％ 5 螺精再磨 球磨机 ∮24090 磨矿产品细度－200目47.8％ 6 摇床精选 摇床 1100500刻槽式 表5.2 最终试验结果 产品 名称 产率 （％） 品位（％） 回收率（％） TFｅ S TFｅ S 铁精矿 30.17 67.14 0.22 71.22 5.11 硫精矿 1.67 42.33 35.00 2.49 44.96 硫中矿 2.69 13.36 19.89 1.25 20.04 尾矿 65.47 10.87 0.59 25.04 29.89 合计 100.00 28.44 1.30 100.00 100.00 6.最终产品检查 6.1铁精矿多元素分析 铁精矿多元素分析结果见表6.1。显然，该铁精矿因为含硅高而呈酸性。 表6.1 铁精矿多元素分析结果 成分 TFｅ S P SｉO2 Aｌ2O3 CａO MｇO TｉO2 含量（％） ６７.１４ ０.２２ ０.０２ ４.４３ １.３６ ０.５８ １.０８ ０.３７ 6.2铁精矿粒度分析 从筛析结果看出，铁精矿中－200目粒级含量为67.41％。 表6.2 最终精矿筛析结果 粒级 产率 （％） 品位 （TFｅ） 铁元素分布率 （％） 网目 孔径（ｍｍ） ＋140 ＋0.107 2.74 56.16 2.29 －140＋200 －0.1070＋0.074 29.85 65.54 29.06 －200＋250 －0.074＋0.06 18.27 68.48 18.56 －250 －0.06 49.14 68.62 50.08 合计 100.00 67.33 100.00 6.3铁精矿密度测定 采用比重瓶法测得最终铁精矿的真密度为4.85103ｋｇ／ｍ3。 6.4硫精矿品位测定 经化验，硫精矿品位为35.0％，属于高品位硫精矿。 6.5尾矿铁物相分析 为查明尾矿中铁元素的分布状态，对尾矿进行了铁物相分析，结果见表6.5。不难看出，尾矿流失的硅酸铁中的铁占63.13％，赤铁矿、褐铁矿中的铁占28.00％，二者合计为91.13％，这些铁是弱磁选难以回收的。 表6.5 尾矿铁物相分析结果 项目 磁铁矿中铁 赤、褐铁矿中铁 菱铁矿中铁 硫化铁矿中铁 硅 酸铁中铁 全铁（TFe） 铁元素含量（％） 0.094 2.98 0.19 0.56 8.72 10.644 各铁元素在全铁中所占比例（％） 0.88 28.00 1.79 6.20 83.13 100.00 6.6尾矿密度* 采用比重瓶法测得尾矿的真密度为3.04103ｋｇ／ｍ3。 6.7尾矿沉降试验 取100g尾矿加水配制成重量百分比浓度为10％的矿浆，在量筒中观察其澄清层高度随时间的变化关系，并进行了不加任何药剂与加3号絮凝剂（聚丙烯酰胺）的对比试验，观测结果见表4.6。根据这些观测数据分别绘制出沉降曲线见图6.7..1和6.7..2。可以发现加少数3号絮凝剂可大大加快澄清速度。 表6.7 尾矿沉降试验则结果 （1）不加任何药剂 （2）加聚丙烯酰胺（5g/t） 观测时间（分） 澄清层高度（mm） 观测时间（秒） 澄清层高度（mm） 0 0 0 0 60 20 10 18 120 40 20 36 180 60 30 54 240 80 40 72 300 100 50 90 360 120 60 108 420 140 70 126 480 160 80 144 540 180 90 162 600 200 100 180 660 220 110 198 720 220 120 216 130 220 图6.7.1 不加絮凝剂的尾矿沉降曲线 图6.7.2 加聚丙烯酰胺的尾矿沉降曲线 7.推荐工艺流程和主要技术指标 为未来选矿厂推荐如图所示的工艺流程和技术指标。该流程中选铁部分为两段磨矿、四段磁选，磁选（二）主要起浓缩作用，以确保磨矿（二）的浓度不低于6570％；选硫部分采用两段螺旋溜槽重选，中间可加一次磨矿，目的是提高硫精矿的品位，如果不加磨矿，则硫精矿品位只能达到2528％。 8.结语 （1）该矿石中主要有价矿物为磁铁矿，其嵌布粒度较粗，故易磨易选，可生产高品位铁精矿。 （2）由于矿石中含有约23％的黄铁矿，在选矿过程中必然会有一部分硫进入铁精矿，使其含硫偏高。但当铁精矿全铁品位超过66％以后，其含硫量小于0.3％，可以达到一般铁精矿的质量标准。 （3）磁选后大部分黄铁矿进入尾矿，用螺旋溜槽选硫，设备投资少，选矿费用低，对环境不产生污染。当原矿含硫大于2％时，可有一定的经济效益；当原矿含硫小于2％时，从保护环境的角度出发，也应当回收。 （4）由于矿石含有约37％的角闪石和约10％的辉石，这两种含铁硅酸盐矿物占尾矿的绝大部分，再加上尾矿中含有一定量的赤、褐铁矿，选矿尾矿品位偏高，精矿回收率偏低。 图例 产率 | 铁品位TFe | 硫品位 | 铁回收率 | 硫回收率 100.0 | 28.4 | 1.3 原矿 磨矿（一） | 100.0 | 100.0 － 分级 -200目40 | 100.0 | 100.0 100.0 | 28.4 | 1.2 37.0 | 58.5 | 0.4 磁选（一） 63.0 | 10.7 | 1.8 | 76.3 | 11.4 | 23.7 | 88.6 磁选（二） 1.5 | 10.7 | | 0.6 | 磨矿（二） － 细筛 | 75.7 | 35.5 | 60.5 | -200目70 磁选（三） | 4.1 | 5.0 | 23.3 | 磁选（四） | 0.4 | 0.3 | 37.9 | 30.2 | 67.0 | 0.2 | 71.2 | 5.0 69.8 | 11.7 | 1.8 铁精矿 | 28.8 | 95.0 浓缩脱水 64.8 | 11.9 | 1.9 5.0 | 9.6 | 0.5 | 27.2 | 93.1 | 1.6 | 1.9 螺旋溜槽 20.0 | 15.0 | 4.6 44.8 | 10.5 | 0.6 | 10.6 | 72.4 | 16.6 | 20.7 磨矿（三） -200目50 （入磨前-200目35.0） | | 29.0 | | 螺旋溜槽 17.8 | 11.7 | 0.9 9.0 | | | 7.3 | 12.4 | | 67.6 | 16.7 | 0.7 | 25.5 | 36.0 | 3.3 | 60.0 2.2 | 42.0 | 35.0 尾矿 硫精矿 图7 推荐工艺流程和主要技术指标 - 13 -