鞠會霞 孫體昌 趙貴軍 楊海波

(1.北京科技大學(xué)土木與環(huán)境工程學(xué)院，北京100083;2.山東鋼鐵集團魯南礦業(yè)有限公司，山東 臨沂251507)

我國正處于工業(yè)化階段，為適應(yīng)國民經(jīng)濟快速增長的需要，近年來鋼鐵材料需求量及產(chǎn)量持續(xù)以較快的速度增長，對煉鐵原料的需求量也在逐年增加。而另一方面，由于受技術(shù)條件的限制，在現(xiàn)存尾礦中仍有部分金屬未能得到充分回收，造成了資源的巨大浪費，而且尾礦的堆存還會危及礦區(qū)及周邊的生態(tài)環(huán)境［1-6］。本研究針對山東魯南礦業(yè)有限公司鐵礦山尾礦特點，采用磁選—反浮選工藝對其進行了試驗研究，以期對該尾礦進行綜合利用。

魯南礦業(yè)有限公司選礦工藝流程通過多年的改造與優(yōu)化，在工藝布置和設(shè)備裝備水平上均得到較大提高，鐵精礦品位保持在67%左右，但是綜合回收率指標仍然不理想(綜合回收率只有66%左右)。通過對選廠浮選尾礦的研究發(fā)現(xiàn)，尾礦中的磁性鐵含量較高，存在回收的可能性，因此對浮選尾礦進行了再選試驗研究，以期獲得較好的選礦指標。

1 試樣性質(zhì)

魯南礦業(yè)有限公司鐵礦石系鞍山式貧磁鐵礦。礦石中主要金屬礦物為磁鐵礦，其次為赤鐵礦，脈石礦物主要是閃石類硅酸鹽類礦物及黑云母、陽起石等。現(xiàn)場工藝采用三段磨礦的弱磁選—強磁選—反浮選流程，生產(chǎn)出的鐵精礦品位為67%左右，反浮選尾礦品位在27%左右。將反浮選尾礦作為此次試驗的試驗礦樣。試樣化學(xué)多元素分析結(jié)果見表1、鐵物相分析結(jié)果見表2、粒度篩析結(jié)果見表3。

表1 試樣化學(xué)多元素分析結(jié)果Table 1 Chemical composition analysis results of the sample %

表2 試樣鐵物相分析結(jié)果Table 2 Iron phase analysis results of the sample %

表3 試樣粒度篩析結(jié)果Table 3 Particle size distribution analysis results of the sample

由表1 可知:試驗礦樣中SiO2含量為55.80%，硅酸鹽類及石英類礦物為主要脈石礦物。礦樣中有害元素硫、磷含量較低，鐵的含量較高，有較高的回收價值。

由表2 可知:試驗礦樣中磁鐵礦中鐵的含量最高，其分布率為76.54%，其次為硅酸鐵，分布率為14.94%。碳酸鐵、赤褐鐵礦中鐵和硫化鐵的含量相對較低，分布率分別為6.68%、1.48%和0.37%。

由表3 可知:各粒級中鐵品位分布不均，隨著粒度的減小，鐵品位呈上升的趨勢。鐵主要分布于－0.043 mm 粒級，鐵分布率為68.00%，其次為0.076 ～0.043 mm 粒級，鐵分布率為17.97%，+0.076 mm 以上的其余粒級，鐵分布率較低，鐵分布率之和僅為14.03%。

2 試驗結(jié)果及討論

根據(jù)試樣性質(zhì)探索利用再磨—磁選—反浮選工藝從尾礦中選出品位為60%以上的合格鐵精礦。

2.1 再磨—磁選試驗

通過對尾礦性質(zhì)及現(xiàn)有選礦流程的綜合分析，此類鐵尾礦可以考慮先采用磁選方法回收鐵礦物［7-10］，將品位提高至45%左右，再采用反浮選工藝提高精礦品位。磁選試驗采用XCRS －φ400 mm ×240 mm電磁濕法弱磁選機。

2.1.1 再磨細度試驗

再磨細度對選別指標影響較大，粒度過粗或過細都會影響到精礦的質(zhì)量，因此進行了再磨細度試驗。選定磁場強度為110 kA/m，在再磨細度分別為－0.043 mm占75%，80%，85%、90%，95%條件下進行磁選試驗，結(jié)果如圖1 所示。

圖1 再磨細度試驗結(jié)果Fig.1 Test results at different grinding fineness

由圖1 可以看出，隨著再磨細度的提高，精礦鐵品位逐漸上升，回收率逐漸降低，當再磨細度為－0.043 mm占90%時，磁選精礦鐵品位為44.36%、回收率為65.46%，此后隨著再磨細度的提高，磁選精礦鐵品位基本不變，而回收率顯著下降。綜合考慮，確定再磨細度為－0.043 mm 占90%。

2.1.2 磁場強度試驗

為了考察磁場強度對磁選精礦質(zhì)量的影響，在再磨細度為－0.043 mm 占90%、磁場強度分別為90，110，130，150 kA/m 條件下進行磁選試驗，結(jié)果如圖2 所示。

圖2 磁場強度對磁選指標的影響Fig.2 Magnetic separation results at different field intensity

由圖2 可知，隨著磁場強度的增加，磁選精礦鐵品位逐漸降低、回收率逐漸升高，當磁場強度為110 kA/m 時，磁選精礦鐵品位為44.36%、回收率為65.46%，此后提高磁場強度，磁選精礦鐵品位迅速降低。綜合考慮，確定磁場強度為110 kA/m。

2.2 反浮選條件試驗

將在最佳選別條件下獲得的磁選精礦作為浮選給礦進行反浮選工藝試驗。反浮選粗選條件試驗流程如圖3 所示。

圖3 反浮選條件試驗流程Fig.3 The reverse flotation process flow

2.2.1 NaOH 用量試驗

NaOH 用量試驗固定反浮選溫度為35℃、淀粉用量為700 g/t、CaO 為300 g/t、MD －27 為250 g/t、礦漿濃度為40%，試驗結(jié)果如圖4 所示。

圖4 NaOH 用量試驗結(jié)果Fig.4 Test results on dosage of NaOH

由圖4 可以看出:隨著NaOH 用量的增加，鐵精礦的品位逐漸升高、回收率逐漸降低。當NaOH 用量為800 g/t 時，精礦鐵品位為59.32%、回收率為73.01%，而后隨著NaOH 用量的增加，精礦鐵品位略有升高、回收率略有降低。因此確定NaOH 用量為800 g/t，此時的溶液pH 在10.5 ～11 之間。

2.2.2 淀粉用量試驗

固定反浮選溫度為35℃、NaOH 用量為800 g/t、CaO 為300 g/t、MD － 27 為250 g/t、礦漿濃度為40%，在淀粉用量分別為500，600，700，800 g/t 條件下進行試驗，結(jié)果如圖5 所示。

由圖5 可以看出:隨著淀粉用量的增加，鐵精礦的品位逐漸提高而后降低，回收率逐漸降低而后提高。當?shù)矸塾昧繛?00 g/t 時，精礦鐵品位為59.32%，而后隨著淀粉用量的增加鐵精礦的品位逐漸下降。因此確定淀粉用量為700 g/t。

2.2.3 CaO 用量試驗

圖5 淀粉用量試驗結(jié)果Fig.5 Test results on dosage of starch

固定反浮選溫度為35 ℃，NaOH 用量為800 g/t、淀粉為700 g/t、MD － 27 為250 g/t、礦漿濃度為40%，在CaO 用量分別為100，200，300，400 g/t 條件下進行試驗，結(jié)果如圖6 所示。

圖6 CaO 用量試驗結(jié)果Fig.6 Test results on dosage of CaO

由圖6 可以看出:隨著CaO 用量的增加，鐵精礦的品位先逐漸提高后降低，回收率先逐漸降低后升高。當CaO 用量為300 g/t 時，精礦鐵品位為59.32%。確定CaO 用量為300 g/t。

2.2.4 MD－27 用量試驗

固定反浮選溫度為35 ℃、NaOH 用量為800 g/t、淀粉為700 g/t、CaO 為300 g/t、礦漿濃度為40%，在MD－27 用量分別為200，250，300，350 g/t 條件下進行試驗，結(jié)果如圖7 所示。

圖7 MD－27 用量試驗結(jié)果Fig.7 Test results on dosage of MD-27

由圖7 可以看出:隨著MD －27 用量的增加，精礦鐵品位逐漸提高，回收率逐漸降低。當MD－27 用量為300 g/t 時，精礦鐵品位為60.40%、回收率為73.58%，而后隨著捕收劑用量的增加，鐵精礦的品位、回收率基本保持不變。因此確定捕收劑用量為300 g/t。

2.2.5 礦漿濃度試驗

固定反浮選溫度為35℃、NaOH 用量為800 g/t、淀粉為700 g/t、CaO 為300 g/t、MD －27 為300 g/t，在礦漿濃度分別為30%、35%、40%、45%條件下進行試驗，結(jié)果如圖8 所示。

圖8 礦漿濃度試驗結(jié)果Fig.8 Test results at different pulp density

由圖8 可以看出:隨著礦漿濃度的提高，精礦鐵品位逐漸提高、回收率逐漸降低。當?shù)V漿濃度為40%時鐵精礦品位為60.40%，而后隨著礦漿濃度的增加精礦鐵品位升高不明顯。因此確定礦漿濃度為40%。

2.2.6 反浮選溫度試驗

固定NaOH 用量為800 g/t、淀粉為700 g/t、CaO為300 g/t、MD －27 為300 g/t、礦漿濃度為40%，在反浮選溫度分別為25，30，35，40 ℃條件下進行試驗，結(jié)果如圖9 所示。

圖9 反浮選溫度對選礦指標的影響Fig.9 The effect of reverse flotation temperature on test results

由圖9 可以看出:隨著反浮選溫度由25 ℃升高到35 ℃，精礦鐵品位逐漸升高、回收率逐漸降低。當反浮選溫度為35 ℃時，獲得的精礦鐵品位為60.40%、回收率為73.58%，而后隨著反浮選溫度的升高，鐵精礦的品位逐漸降低。因此確定反浮選溫度為35 ℃。

2.3 反浮選閉路試驗

在條件試驗的基礎(chǔ)上，對磁選精礦按圖10 流程在溫度為35 ℃條件下進行了反浮選閉路試驗，結(jié)果見表4。

圖10 反浮選閉路試驗流程Fig.10 Closed circuit reverse flotation process

表4 反浮選閉路試驗結(jié)果Table 4 Test results of closed circuit reverse flotation %

由表4 可知，閉路試驗獲得的精礦鐵品位為62.39%、作業(yè)回收率為75. 40%、對試樣回收率為49.36%。

3 結(jié) 論

(1)魯南礦業(yè)有限公司鐵礦石系鞍山式貧磁鐵礦，現(xiàn)場生產(chǎn)反浮選尾礦品位達27%，造成了鐵礦資源的浪費。對尾礦性質(zhì)分析表明:SiO2含量為55.80%，有害元素硫、磷含量較低;磁鐵礦中鐵的含量最高，其分布率為76.54%，存在回收的可能性。

(2)采用磁選—反浮選工藝對現(xiàn)場浮選尾礦進行再選試驗，結(jié)果表明:在再磨細度為－0.043 mm 占90%、磁場強度為110 kA/m 時，可得到鐵品位為44.36%的磁選精礦，將其作為反浮選的給礦，在浮選溫度為35 ℃、NaOH 用量為800 g/t、淀粉為700 g/t、CaO 為300 g/t、MD－27 為300 g/t、礦漿濃度為40%時，經(jīng)1 粗1 精2 掃、精選尾礦返回一段掃選的閉路反浮選，得到的精礦鐵品位為62.39%、回收率為49.36%，滿足了公司對鐵精礦品質(zhì)的要求。

［1］ 喬吉波，溫和平，朱冰龍，等. 大紅山鐵礦選廠中礦再選工藝試驗研究［J］.礦冶工程，2014，23(2):45-49.

Qiao Jibo，Wen Heping，Zhu Binglong，et al. Experimental study on reconcentration of middlings of Dahongshan iron ore dressing plant［J］.Mining and Metallurgy，2014，23(2):45-49.

［2］ 胡壁輝.磁選尾礦回收再選新工藝［J］. 金屬礦山，2009(11):183-186.

Hu Bihui.Study on new re-concentration recovery technology of tailings after magnetic separation［J］.Metal Mine，2009(11):183-186.

［3］ 張國慶.調(diào)軍臺選礦廠尾礦再選試驗研究［J］. 金屬礦山，2006(7):77-80.

Zhang Guoqing. Test research on tailings re-concentration in Diaojuntai concentrator［J］.Metal Mine，2006(7):77-80.

［4］ 駱斌斌，朱一民，李艷軍，等.新型常溫捕收劑DMP－1 反浮選研山混磁精［J］.金屬礦山，2014(3):66-70.

Luo Binbin，Zhu Yimin，Li Yanjun，et al. Application of a new collector DMP-1 to reverse flotation of the mixed magnetic concentrate from Yanshan［J］.Metal Mine，2014(3):66-70.

［5］ 牛福生，張晉霞，白麗梅，等. 微細粒鐵礦物絮凝分選技術(shù)研究現(xiàn)狀和發(fā)展方向［J］.金屬礦山，2014(12):85-89.

Niu Fusheng，Zhang Jinxia，Bai Limei，et al. Research status and progress on flocculation separation technology of ultrafine iron mineral［J］.Metal Mine，2014(12):85-89.

［6］ 趙 義，彭會清，秦 磊，等. 河北某鐵礦混磁精反浮選工藝優(yōu)化［J］.金屬礦山，2014(7):65-68.

Zhao Yi，Peng Huiqing，Qin Lei，et al.Reverse flotation process optimization of mixed magnetic concentrate from an iron mine of Hebei［J］.Metal Mine，2014(7):65-68.

［7］ 王在謙，唐 云，舒聰偉，等. 難選高鋁硅鐵礦還原焙燒—弱磁選試驗研究［J］.礦業(yè)研究與開發(fā)，2011，31(5):58-61.

Wang Zaiqian，Tang Yun，Shu Congwei，et al.Experimental research on reduction roasting and low intensity magnetic separation of a refractory high aluminum and silicon iron［J］. Mining Research and Development，2011，31(5):58-61.

［8］ 高雅巍，劉成松，李京社，等. 新疆某高硅低品位赤鐵礦石選礦試驗［J］.金屬礦山，2013(9):72-75.

Gao Yawei，Liu Chengsong，Li Jingshe，et al. Beneficiation experiment on a high-silica low-grade hematite ore in Xinjiang［J］. Metal Mine，2013(9):72-75.

［9］ 羅溪梅，印萬忠，姚 金，等. 分散劑對鞍山某磁選鐵精礦反浮選的影響［J］.金屬礦山，2012(5):63-66.

Luo Ximei，Yin Wanzhong，Yao Jin，et al. Effects of dispersants on reverse flotation of magnetic separation iron concentrate from Anshan［J］.Metal Mine，2012(5):63-66.

［10］ 劉 動.反浮選應(yīng)用于鐵精礦提鐵降硅的現(xiàn)狀及展望［J］. 金屬礦山，2003(2):38-42.

Liu Dong.Current development state and prospect of the reverse flotation process used in increasing iron grade and decreasing silicon content in iron concentrates［J］.Metal Mine，2003(2):38-42.