李兴平 王永田 代志伟 田昆仑

(中国矿业大学化工学院，江苏 徐州 221116)

·综合利用·

某赤铁矿尾矿再选试验

李兴平 王永田 代志伟 田昆仑

(中国矿业大学化工学院，江苏 徐州 221116)

某赤铁矿尾矿中主要有用矿物为赤铁矿，脉石矿物主要为石英，含铁量为18.78%，SiO2含量为73.25%，S、P等有害元素含量低，铁主要富集在微细粒级。为了探索该尾矿开发利用的可能性，在矿石性质分析的基础上，进行了选矿试验研究。结果表明，在磨矿细度为-42 μm占95%的情况下，采用强磁选(背景磁感应强度为1 T)预富集—1粗1精1扫(中矿合并返回)闭路反浮选流程处理该试样，最终可取得铁品位为64.75%、铁回收率为78.69%的铁精矿。

赤铁矿尾矿 强磁选 反浮选

我国铁矿资源以贫矿居多，且矿物嵌布粒度细小，分选难度大，工艺流程复杂[1]。弱磁选—强磁选—阴离子反浮选流程是难选赤铁矿开发利用的经典流程[2]，最终精矿铁品位往往高达68%以上，但回收率相对较低，这主要与反浮选尾矿铁品位高达20%左右有关。作为不可再生和国内较短缺的资源，减少这种因工艺和设备不完善造成的损失相当重要。

为充分回收流失的铁矿物，提高资源的综合利用率，实现经济与环境双赢的目标[3-4]，本研究以某赤铁矿尾矿为代表性矿样，采用磨矿—强磁选—阴离子反浮选工艺进行了铁回收试验。

1 试样性质

试样为某地赤铁矿尾矿，主要有用矿物为赤铁矿，脉石矿物主要为石英。试样主要化学成分分析结果见表1，粒度筛析结果见表2。

表1 试样主要化学成分分析结果

Table 1 Main chemical component analysis results of the sample %

成 分FeSPTiO2Na2O含 量18.780.010.030.110.07成 分MgOAl2O3SiO2CaO烧损含 量1.592.7373.250.433.31

从表1可以看出，试样含铁18.78%， 主要脉石矿物SiO2含量高达73.25%，是选矿试验的重点抛除对象，试样中S、P等有害元素含量极低，分别为0.01%和0.03%。

从表2可以看出，试样中-0.074 mm含量占69.96%，粒度组成较细。试样中+0.042 mm粒级含量高达54.55%，但铁品位明显较低，占总铁量的28.23%；-0.023 mm粒级产率仅为31.03%，但铁在该粒级明显富集，占总铁量的58.06%。

表2 试样粒度筛析结果

2 试验结果与讨论

2.1 试验方案的确定

根据试样分析可知，要高效回收其中的铁矿物，获得铁品位64%以上的优质铁精矿，既要解决铁矿物连生体的解离问题，又要强化对微细粒铁矿物的回收。根据大量的研究与实践成果，解决连生体解离问题的手段就是再磨矿，磁选是磁性铁矿物回收的最常用、最高效的手段，而阴离子反浮选是微细粒铁矿物提铁降杂的首选工艺[5-12]。因此，本试验将采用磨矿—强磁选—反浮选工艺进行研究。

2.2 磨矿细度试验

磨矿细度试验采用XMB-φ240 mm×300 mm型球磨机，磨矿产品采用SLon-750 型立环脉动高梯度磁选机进行1次强磁选。强磁选机的转环转速为3 r/min，脉动频率为200 次/min，精矿冲洗水量为200 mL/s，背景磁感应强度为0.75 T,试验结果见表3。

表3 磨矿细度试验强磁选精矿指标

Table 3 High intensity magnetic separation concentrate index in grinding fineness test %

磨矿细度(-42μm含量)铁品位铁回收率6930.6895.428131.5094.669233.2692.439534.3192.02

从表3可以看出，随着磨矿细度的提高，强磁选粗精矿铁品位上升、铁回收率下降。综合考虑，确定磨矿细度为-42 μm占95%。

2.3 强磁选背景磁感应强度试验

强磁选背景磁感应强度试验采用1次粗选流程，试验固定磨矿细度为-42 μm占95%，强磁选机的转环转速为3 r/min，脉动频率为200 次/min，精矿冲洗水量为200 mL/s,试验结果见表4。

从表4可以看出，随着背景磁感应确定的提高，精矿铁品位微幅下降、铁回收率上升。综合考虑，强磁选背景磁感应强度为1.00 T。

表4 强磁选背景磁感应强度试验强磁精矿指标

2.4 阴离子反浮选试验

2.4.1 捕收剂油酸钠粗选用量试验

浮选试验采用XFD-1.5L单槽浮选机，试验给矿为强磁选精矿，试验采用1次粗选流程，矿浆浓度为30%，浮选温度为45 ℃，石英活化剂CaO用量为500 g/t，铁矿物抑制剂苛性淀粉用量为1 200 g/t，矿浆pH调整剂NaOH用量为900 g/t(pH=12)，试验结果见表5。

表5 油酸钠粗选用量试验反浮选粗精矿指标

从表5可以看出，随着油酸钠用量的增加，反浮选粗精矿铁品位上升、铁回收率下降。综合考虑，确定反浮粗选油酸钠用量为800 g/t。

2.4.2 抑制剂苛性淀粉粗选用量试验

抑制剂苛性淀粉粗选用量试验的矿浆浓度为30%，浮选温度为45 ℃，CaO 用量为500 g/t，油酸钠为800 g/t，NaOH为900 g/t，试验结果见表6。

表6 苛性淀粉粗选用量试验反浮选粗精矿指标

从表6可以看出，随着苛性淀粉用量的增加，反浮选粗精矿铁品位下降，铁回收率升高。综合考虑，确定反浮粗选苛性淀粉用量为1 200 g/t。

2.4.3 活化剂CaO粗选用量试验

活化剂CaO粗选用量试验的矿浆浓度为30%，浮选温度为45 ℃，油酸钠用量为800 g/t，苛性淀粉为1 200 g/t，NaOH为900 g/t，试验结果见表7。

从表7可以看出，随着活化剂CaO用量的增加，反浮选粗精矿铁品位上升，铁回收率下降。综合考虑，确定反浮粗选活化剂CaO用量为500 g/t。

表7 CaO粗选用量试验反浮选粗精矿指标

2.5 全流程试验

在条件试验和开路试验基础上进行了全流程试验，试验流程见图1，试验结果见表8。

图1 全流程试验流程

产 品产 率铁品位铁回收率精 矿22.8264.7578.69尾 矿77.185.1921.31试 样100.0018.78100.00

从表8可以看出，采用图1所示的流程处理该试样，最终可取得铁品位为64.75%、铁回收率为78.69%的铁精矿。

3 结 论

(1)某赤铁矿尾矿试样中主要有用矿物为赤铁矿，脉石矿物主要为石英，铁含量为18.78%，SiO2含量高达73.25%，S、P等有害元素含量极低；铁在细粒和微细粒级富集现象明显，-0.023 mm粒级产率为31.03%，铁含量占总铁量的58.06%。

(2)试样在磨矿细度为-42 μm占95%的情况下，采用1次强磁选，强磁选精矿1粗1精1扫、中矿合并返回流程反浮选处理，最终可取得铁品位为64.75%、铁回收率为78.69%的铁精矿。

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(责任编辑 罗主平)

Re-concentration Test of a Hematite Tailing

Li Xingping Wang Yongtian Dai Zhiwei Tian Kunlun

(School of Chemical Engineering & Technology,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116，China)

Main ore mineral of a hematite tailing is hematite,and the gangue minerals are mainly quartz.It contains iron of 18.78%,SiO2of 73.25%,and low content of harmful elements such as S,P,with iron mainly enriched in fine particles.In order to explore the possibility of the development and utilization of tailings,beneficiation experiments are carried out based on the analysis of the ore property.The results show that at the grinding fineness of 95% -42 μm,iron concentrate with iron grade of 64.75%,recovery rate of 78.69% is finally obtained by adopting the closed circuit reverse flotation process of high intensity magnetic separation (background magnetic induction intensity for 1 T) for pre-concentration,one roughing-one cleaning-one scavenging (middlings back to the flow-sheet in turn) to deal with the sample.

Hematite tailings,High intensity magnetic separation,Reverse flotation

2014-07-05

李兴平(1990—)，男，硕士研究生。通讯作者 王永田(1969—)，男，教授，硕士，硕士研究生导师。

TD924.1+1,TD923+.7

A

1001-1250(2014)-11-161-03