新型常温捕收剂DMP-1反浮选研山混磁精

骆斌斌 朱一民 李艳军 孙传尧

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；2.矿物加工科学与技术国家重点实验室，北京 100070)

新型常温捕收剂DMP-1反浮选研山混磁精

骆斌斌1朱一民1李艳军1孙传尧2

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；2.矿物加工科学与技术国家重点实验室，北京 100070)

为提高司家营研山铁矿阴离子反浮选精矿指标，并解决原捕收剂需加温浮选的问题，用东北大学新研制的常温捕收剂DMP-1对现场混合磁选精矿进行了选矿试验。结果表明：在试验确定的工艺条件下，采用1粗1精3扫、中矿顺序返回流程处理铁品位为39.05%的现场混合磁选精矿，最终获得了铁品位为64.65%、铁回收率为78.64%的铁精矿；新型捕收剂DMP-1对浮选温度变化有较强的适应能力，即使在14 ℃下经1粗1精开路反浮选，仍可获得铁品位62.13%、铁回收率为60.60%的铁精矿。试验产品的XRD、SEM分析表明：新型捕收剂DMP-1对石英、白云石等脉石矿物有较强的选择性捕收效果；吸附在较粗大铁矿物颗粒表面的细小石英因没有得到有效分散，最终随铁矿物一起被抑制是造成精矿铁品位有待进一步提高的主要原因；细小铁矿物颗粒因吸附在较粗大脉石矿物表面而上浮，或以铁矿物贫连生体形式而上浮是造成金属流失的主要原因。

常温捕收剂DMP-1 混磁精 微细粒铁矿物 石英

2000年以后，我国铁矿石需求量超常规增长了约10 a，铁矿石产量从2000年的约2亿t快速增至2010年的约10亿t，年复合增长率近20%，近年则维持在10亿t上下水平。我国作为一个优质铁矿石资源严重缺乏的国家，经过数10年的大规模开采，优质铁矿石资源呈加速减少趋势，开发利用贫赤铁矿等难选铁矿石成为不可回避的现实。

从分选工艺看，磁选(或重选)—反浮选是处理贫赤铁矿的经典工艺；但从分选技术状况看，磁选(或重选)精矿反浮选脱硅技术尚待完善，主要体现在反浮选脱硅捕收剂工作温度往往较高[1-5]。近年，通过国内科研院所与矿山企业科研人员的不懈努力，陆续有铁矿石常温反浮选捕收剂面世的报道[6-10]，但这些捕收剂对氧化程度较高、含泥量较大的贫赤铁矿石的反浮选脱硅效果并不理想。

司家营研山铁矿石属贫氧化铁矿石，选矿厂二期选别系统采用脂肪酸类阴离子捕收剂对磁选铁精矿进行反浮选脱硅。生产实践表明，该捕收剂不仅需要加温浮选，而且分选指标不理想，因此，开发适合该矿石分选的新型常温、高效捕收剂就显得特别有意义。

本试验用东北大学新研发的常温捕收剂DMP-1对司家营研山铁矿混合磁选精矿进行了反浮选脱硅研究，考察了浮选工艺条件对浮选指标的影响。

1 试 样

1.1 试样的成分分析

试样为司家营研山铁矿混合磁选精矿(0.15～0 mm)，主要金属矿物为赤褐铁矿、磁铁矿等，主要脉石矿物为石英，白云石、鲕绿泥石少量。主要化学成分分析结果见表1，XRD分析结果见图1，铁物相分析结果见表2。

表1 矿样主要化学成分分析结果Table 1 The main chemical component analysis of the ore %

图1 矿样XRD图谱Fig.1 XRD analysis of the ore samples◆—石英；▲—赤(褐)铁矿；●—磁铁矿；■—白云石

从表1可以看出，矿样中主要成分为铁和二氧化硅，杂质硫、磷含量较低。

表2 矿样铁物相分析结果Table 2 Iron phase analysis of the ore %

从图1可以看出，矿样中主要含铁矿物为赤(褐)铁矿，磁铁矿少量；脉石矿物主要为石英，白云石少量。

从表2可以看出，矿样中的铁主要以赤(褐)铁、磁性铁形式存在，假、半假象赤铁较少，碳酸铁和硅酸铁含量很低，其中主要待回收铁矿物为赤(褐)铁矿、磁铁矿，两者含铁占总铁的90.38%。

1.2 试样的筛分分析

试样筛分分析结果见表3。

表3 试样筛分分析结果Table 3 The result of sizing analysis on the sample %

从表3可以看出，试样粒度较细，-0.074、-0.038 mm粒级产率分别占97.74%和59.44%；铁在-0.038 mm粒级富集明显，粗粒级中铁品位很低。

进一步的分析表明，试样中有用矿物单体解离较充分，粗细不等粒脉石的夹杂是造成现场精矿铁品位难以提高的根本原因。

2 试验结果及讨论

2.1 反浮粗选条件试验

反浮粗选条件试验采用1粗1精流程。

2.1.1 矿浆pH值对浮选指标的影响

矿浆pH值对浮选指标影响试验选用NaOH为pH调整剂，试验固定浮选温度为25 ℃，搅拌转速为2 200 r/min，矿浆浓度为35%，铁矿物抑制剂淀粉用量为800 g/t，脉石矿物活化剂CaO用量为750 g/t，新型捕收剂DMP-1粗选用量为700 g/t、精选用量减半，试验结果见图2。

图2显示，随着矿浆pH值的提高，浮选精矿铁品位先上升后下降，铁回收率大幅度下降。综合考虑，确定矿浆pH=11.5，对应的NaOH用量为625 g/t。

图2 矿浆pH值对浮选指标的影响Fig.2 The flotation indexes on various pH of pulp▲—品位；■—回收率

2.1.2 淀粉用量对浮选指标的影响

淀粉用量对浮选指标影响试验固定浮选温度为25 ℃，搅拌转速为2 200 r/min，矿浆浓度为35%，NaOH用量为625 g/t，CaO为750 g/t，DMP-1粗选用量为700 g/t、精选用量减半，试验结果见图3。

图3 淀粉用量对浮选指标的影响Fig.3 The flotation indexes on dosage of starch▲—品位；■—回收率

图3显示，随着淀粉用量的增加，精矿铁品位先小幅上升后显著下降，铁回收率呈先快后慢的上升趋势。综合考虑，确定淀粉用量为800 g/t。

2.1.3 CaO用量对浮选指标的影响

CaO用量对浮选指标影响试验固定浮选温度为25 ℃，搅拌转速为2 200 r/min，矿浆浓度为35%，NaOH用量为625 g/t，淀粉为800 g/t，DMP-1粗选用量为700 g/t、精选用量减半，试验结果见图4。

图4 CaO用量对浮选指标的影响Fig.4 The flotation indexes on dosage of CaO▲—品位；■—回收率

图4显示，随着CaO用量的增加，精矿铁品位小幅上升，铁回收率先小幅下降后下降加速。综合考虑，确定CaO用量为750 g/t。

2.1.4 DMP-1用量对浮选指标的影响

DMP-1用量对浮选指标影响试验固定浮选温度为25 ℃，搅拌转速为2 200 r/min，矿浆浓度为35%，NaOH用量为625 g/t，淀粉为800 g/t，CaO为750 g/t，DMP-1精选用量为粗选之半，试验结果见图5。

图5 DMP-1粗选用量对浮选指标的影响Fig.5 The flotation indexes on dosage of DMP-1 for rougher▲—品位；■—回收率

图5显示，随着DMP-1用量的增加，精矿铁品位上升，铁回收率下降。综合考虑，确定DMP-1的粗选用量为700 g/t。

2.1.5 矿浆温度对浮选指标的影响

矿浆温度对浮选指标影响试验固定搅拌转速为2 200 r/min，矿浆浓度为35%，NaOH用量为625 g/t，淀粉为800 g/t，CaO为750 g/t，DMP-1粗选用量为700 g/t、精选用量减半，试验结果见图6。

图6 矿浆温度对浮选指标的影响Fig.6 The flotation indexes on various pulp temperatures▲—品位；■—回收率

图6显示，随着矿浆温度的升高，精矿铁品位明显上升、铁回收率下降，即使在浮选温度为14 ℃，试样经1粗1精选别，仍能获得铁品位62.13%、铁回收率为60.60%的铁精矿。这一结果表明，浮选温度变化对浮选指标有影响，但新型捕收剂DMP-1在较低温度下仍具有较好的分选效果。综合考虑，认为浮选温度宜定为25 ℃，对应精矿铁品位为64.45%、铁回收率为58.49%。

2.2 闭路试验

在条件试验和开路试验基础上进行了闭路试验，试验流程见图7，试验结果见表4。

图7 闭路试验流程Fig.7 Flowsheet of the closed circuit operation

表4 闭路试验结果Table 4 The result of closed circuit operation %

从表4可以看出，以DMP-1为试样反浮选脱硅捕收剂，采用1粗1精3扫、中矿顺序返回流程处理，最终获得了铁品位为64.65%、铁回收率为78.64%的铁精矿。

3 产品分析

3.1 XRD分析

闭路试验精、尾矿的XRD图谱见图8、图9。

图8 反浮选精矿XRD图谱Fig.8 XRD analysis on reverse flotation concentrate◆—石英；▲—赤(褐)铁矿；●—磁铁矿

与图1比较，图8中白云石的衍射峰消失，石英的衍射峰不仅强度显著下降、而且数量有所减少，与之对应的是赤(褐)铁矿和磁铁矿的衍射峰数量显著增加、强度显著增强；与图1比较，图9中石英和白云石的衍射峰强度显著增强、数量显著增加，与之对应的是赤(褐)铁矿和磁铁矿的衍射峰数量显著减少、强度显著下降。表明新型捕收剂DMP-1对石英、白云石等脉石矿物有较强的选择性捕收效果，使赤(褐)铁矿和磁铁矿大量富集在浮选槽中成为铁精矿，石英和白云石大量上浮成为反浮选尾矿。

图9 反浮选尾矿XRD图谱Fig.9 XRD analysis on reverse flotation tailings◆—石英；▲—赤(褐)铁矿；●—磁铁矿；■—白云石

3.2 SEM分析

闭路试验精、尾矿的SEM照片见图10、图11。

图10 精矿SEM照片(放大1 000倍)Fig.10 SEM photo of concentrate(×1 000)

图11 尾矿SEM照片(放大1 000倍)Fig.11 SEM photo of tailings(×1 000)

图10、图11显示，精、尾矿产品粒度都不均匀，相对来说，尾矿中两极分化现象更突出：粗粒更粗、更多，且微细粒更加普遍。

对图10中a、b颗粒的EDS分析表明，a颗粒主要成分为Fe、O，b颗粒主要成分为Si、O，可以确认a颗粒为铁矿物颗粒，b颗粒为石英颗粒，表明精矿中夹杂有少量微细粒石英。这些细小的石英颗粒大都是因为吸附在较粗大铁矿物颗粒表面，最终随铁矿物一起被抑制而保留在铁精矿中。因此，要进一步减少微细粒石英在铁精矿中的夹杂，提高精矿铁品位，就必须进一步改善试样中铁矿物和脉石矿物的分散效果。

对图11中a、b、c处的EDS分析表明，a、c处的主要成分为Fe、O，b处的主要成分为Si、O，可以确认a、c处所对应的为铁矿物，b处所对应的为石英，表明尾矿中夹杂有少量微细粒铁矿物，以及程度不等的铁矿物贫连生体。这些细小的铁矿物大都是因为吸附在较粗大脉石表面，或与脉石组成贫连生体而进入尾矿中。因此，要进一步提高精矿铁回收率，除须改善试样中铁矿物和脉石矿物的分散效果，以减少微细粒铁矿物在尾矿中的夹杂，还需尽可能减少试样中铁矿物连生体的存在。

4 结 论

(1)司家营研山铁矿混磁精粒度较细，-0.074、-0.038 mm粒级分别占97.74%和59.44%；铁品位为39.05%，主要铁相态有赤(褐)铁和磁性铁，分别占全铁量的68.66%和21.72%，假象和半假象赤褐铁、碳酸铁、硅酸铁少量；主要杂质成分为SiO2，含量为35.43%，其次为Al2O3、MgO、K2O等，含量分别为2.56%、1.21%、0.92%，主要以石英、白云石和鲕绿泥石形式存在；铁矿物主要富集在-0.038 mm粒级，且解离较充分，+0.044 mm粒级虽然产率仅为14.60%，但铁品位仅有10.33%，主要为脉石矿物和铁矿物贫连生体。因此，脉石夹杂和铁矿物贫连生体的存在是造成混磁精铁品位较低的主要原因。

(2)在矿浆温度为25 ℃、浓度为35%、搅拌转速为2 200 r/min、NaOH用量为625 g/t(pH=11.5)、淀粉为800 g/t、CaO为750 g/t、DMP-1粗选用量为700 g/t(精选用量为400 g/t)情况下，采用1粗1精3扫、中矿顺序返回流程处理该试样，最终获得了铁品位为64.65%、铁回收率为78.64%的铁精矿。

(3)新型捕收剂DMP-1在反浮选司家营难选氧化矿的混磁精时，表现出较强的适应矿浆温度变化的特点，即使在较低的温度下(14 ℃)仍可取得不错的分选指标。

(4)吸附在较粗大铁矿物颗粒表面的细小石英颗粒因没有得到有效分散，最终随铁矿物一起被抑制而未浮出，是造成精矿铁品位有待进一步提高的主要原因；细小铁矿物颗粒因吸附在较粗大脉石矿物颗粒表面，或与较粗大的脉石矿物组成铁矿物贫连生体而上浮，是造成金属流失的主要原因。

[1] Richard R.Klimpel.选矿药剂[J].国外金属矿选矿，1991(2)：32-34. Richard R.Klimpel.Mineral processing agents[J].Metallic Ore Dressing Abroad，1991(2)：32-34.

[2] 刘 静，张建强，刘炯天.铁矿浮选药剂现状综述[J].中国矿业，2007(2)：106-108. Liu Jing，Zhang Jianqiang，Liu Jiongtian.Status of iron ores flotation reagent[J].China Mining Magazine，2007(2)：106-108.

[3] 王小飞，米金月，陈先龙，等.组合捕收剂WM-1对东鞍山赤铁矿的捕收性能[J].金属矿山，2010(8)：51-54. Wang Xiaofei，Mi Jinyue，Chen Xianlong，et al.Study on the collecting performance of Dong′anshan hematite with the new combined chelation collector WM-1[J].Metal Mine，2010(8)：51-54.

[4] 邹春林，张范春，朱一民，等.用新型捕收剂DA-1反浮选齐大山选厂混磁精[J].金属矿山，2012(3)：63-65. Zou Chunlin，Zhang Fanchun，Zhu Yimin，et al.Application of a new collector DA-1 on reverse flotation of the mixed magnetic concentrate in Qidashan dressing plant[J].Metal Mine，2012(3)：63-65.

[5] 朱一民，贾静文，任 佳，等.高取代度羧甲基淀粉作齐大山铁矿反浮选抑制剂[J].金属矿山，2013(7)：67-70. Zhu Yimin，Jia Jingwen，Ren Jia，et al.Depression of carboxymethyl starch with high degree substitution in the reverse flotation of iron concentrate from Qidashan iron ore[J].Metal Mine ，2013(7)：67-70.

[6] Leal Filho L S，Seidl P R，Correia J C G，et al.Molecular modeling of reagents for flotation processes[J].Minerals Engineering，2000,13:1495-1503.

[7] 张久甲，侯吉林.唐钢司家营氧化铁矿石选矿试验研究[J].金属矿山，2004(4)：28-31. Zhang Jiujia，Hou Jilin.Experiment research on beneficiation of oxidized iron ore of Sijaying mine，Tang Steel[J].Metal Mine，2004(4)：28-31.

[8] 朱建光.2007年浮选药剂的进展[J].国外金属矿选矿，2008(4)：3-11. Zhu Jianguang.Advance of flotation collector in 2007[J].Metallic Ore Dressing Abroad，2008(4)：3-11.

[9] 邱廷省，张卫星，方夕辉，等.铁矿石阳离子反浮选技术研究进展及应用现状[J].金属矿山，2012(2)：89-93. Qiu Tingsheng，Zhang Weixing，Fang Xihui，et al.Research progress and application status on cationic reverse flotation technology for iron ore[J].Metal Mine，2012(2)：89-93.

[10] 熊学恒，葛英勇，张国松，等.用GE-609捕收剂反浮选博伦铁矿磁选精矿[J].金属矿山，2012(6)：54-56. Xiong Xueheng，Ge Yingyong，Zhang Guosong，et al.Experimental research on the reverse flotation of magnetic separation concentrate from Bolun iron mine by cationic collector GE-609[J].Metal Mine，2012(6)：54-56.

(责任编辑 罗主平)

Application of a New Collector DMP-1 to Reverse Flotation of the Mixed Magnetic Concentrate from Yanshan

Luo Binbin1Zhu Yimin1Li Yanjun1Sun Chuanyao2

(1.ResourceandCivilEngineeringInstitute，NortheasternUniversity，Shenyang110004，China；2.StateKeyLaboratoryofMineralProcessingScienceandTechnology，Beijing100070，China)

Beneficiation experiments of on-site mixed magnetic concentrate by using a new type of collector DMP-1 at normal temperature was conducted，in order to improve the concentrate of reverse flotation indices from Sijiaying-Yanshan plant，and solve the problems of original collector requires warming in flotation. The results showed that，iron concentrate with iron grade of 64.65% and iron recovery of 78.64% was finally achieved by dealing with the on-site mixed magnetic concentrate with iron grade of 39.05%，through the process，derived from experiments，of single-stage roughing，single-stage cleaning and three-stage scavenging，and middles back to the flow-sheet in turn. The new type of collector DMP-1 well adapted to temperature variations，and iron concentrate with iron grade of 62.13%，iron recovery of 60.60% was also achieved even at temperature 14 ℃ by single-stage roughing and single-stage cleaning open circuit reverse flotation process. X-ray diffraction(XRD) and scanning electron microscope(SEM) analysis showed that DMP-1 had good selective floating performance to quartz,dolomite and the like gangue minerals. That fine quartz particles，adsorbed and covered on relatively big iron particles，could not effectively dispersed and was depressed accompanying with iron minerals，is the main reason for relatively low grade of iron concentrate. Fine iron particles float by adsorbed and covered on relatively bigger gangue particles or in form of barren associated particles is the main reason for loss of iron.

DMP-1 collector for room temperature，Mixed concentrate of magnetic separation，Micro-fine disseminated iron ore，Quartz

2013-11-17

国家自然科学基金项目(编号：51274056)，“十二五”国家科技支撑计划项目(编号：2012BAB14B05)，中国地质大调查计划项目(编号：12120113086600)。

骆斌斌(1989—)，男，博士研究生。

TD923+.13，TD923+.7

A

1001-1250(2014)-03-066-05