辽宁某深埋铁矿石选矿试验

袁 帅 李艳军 刘 杰 刘双安

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；2.鞍钢集团矿业设计研究院，辽宁 鞍山 114021)

辽宁某深埋铁矿石选矿试验

袁 帅1李艳军1刘 杰1刘双安2

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；2.鞍钢集团矿业设计研究院，辽宁 鞍山 114021)

采用磨矿—弱磁选—中强磁选—中强磁选精矿再磨后反浮选工艺流程对辽宁某深埋铁矿石进行了选矿工艺研究。结果表明，对铁品位为29.22%、赤褐铁占总铁67.76%、脉石矿物以石英为主的试样，在磨矿细度为-0.043 mm占75%的情况下，经1次弱磁选(磁场强度为95.50 kA/m)。1次中强磁选，中强磁选精矿再磨至-0.038 mm占90%后经1粗1精3扫、中矿顺序返回反浮选，弱磁选精矿与反浮选精矿合并为最终精矿，其铁品位为67.26%、铁回收率为84.68%。试验指标理想，工艺流程简单，可作为该铁矿石资源开发利用的依据。

赤褐铁矿 阶段磨选 弱磁选 中强磁选 反浮选

我国铁矿石资源具有分布广、规模较小、品位低、矿石性质差异大、加工难度较高等特点。我国选矿技术工作者面对这样的资源，经过数10年的不懈努力，较好地解决了贫赤铁矿石等复杂难选铁矿石的选矿问题，极大地推动了世界铁矿石选矿技术的进步[1-4]。

辽宁某铁矿是近年发现的世界级特大型深埋地下铁矿，矿石铁品位较低，属典型的鞍本地区贫矿资源。本研究在以往的铁矿石选矿研究成果的基础上[5-8]，借鉴国内外相关先进技术，对该深埋铁矿石进行了选矿试验。

1 试 样

试样主要化学成分分析结果见表 1，XRD图谱见图1，铁物相分析结果见表2。

表1 试样主要化学成分分析结果

Table 1 Chemical composition analysisresults of the sample %

图1 试样的XRD图谱Fig.1 XRD pattern of the sample ●—石英；▼—赤铁矿；■—磁铁矿表2 试样铁物相分析结果

Table 2 Iron phase analysis resultsof the sample %

由表1可知，试样铁品位为29.22%，是矿石中唯一有回收价值的元素，硫、磷等有害元素含量不高。

由图1可知，试样中的主要矿物为石英、赤铁矿、磁铁矿。

由表2可知：试样中的铁主要以赤褐铁的形式存在，占总铁的67.76%；磁性铁仅占总铁的14.51%。

2 试验结果与讨论

2.1 中强磁磁选试验

由于试样中磁性铁仅占总铁的14.51%，赤褐铁占总铁的67.76%，因此，用赤褐铁磁选精矿指标来选择、确定试样的合适磨矿细度比用弱磁选精矿指标更合理。探索试验表明，试样在磨矿细度为-0.043 mm占70%以上的情况下，1次弱磁选即可获得铁品位达63%以上、铁回收率14%左右的弱磁选精矿。该弱磁选精矿铁品位不低，为了简化流程、降低后续选别工艺的处理量和处理成本，因此，弱磁选精矿将作为最终精矿的一部分。基于这样的考虑，后续条件试验将不考虑弱磁选作业及其影响。

中强磁磁选试验采用1次粗选流程，见图2。

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度试验的中强磁磁场强度为358.28 kA/m，中强磁精矿指标见图3。

由图3可知，随着磨矿细度的提高，中强磁精矿铁品位先上升后微幅下降，铁回收率先下降后走平。综合考虑，确定磨矿细度为-0.043 mm占75%。

图2 中强磁磁选试验流程Fig.2 Middle-high intensity magnetic separation process

图3 磨矿细度试验结果Fig.3 Test results at different grinding fineness■—品位；▼—回收率

该磨矿细度下的弱磁精矿产率为6.67%、铁品位为63.42%、铁回收率为14.18%。

2.1.2 中强磁选磁场强度试验

中强磁选磁场强度试验的磨矿细度为-0.043 mm占75%，试验结果见图4。

图4 中强磁选磁场强度试验结果Fig.4 Test results at different intensity formiddle-high intensity magnetic separation■—品位；▼—回收率

由图4可知，随着磁场强度的提高，中强磁精矿铁品位下降，铁作业回收率上升。综合考虑，确定中强磁选磁场强度为318.47 kA/m，对应的精矿铁品位为35.50%、对原矿铁回收率为80.76%。

2.2 中强磁精矿再磨—反浮选条件试验

中强磁精矿再磨—反浮选条件试验流程见图5，条件试验中药剂用量对反浮选给矿计。

图5 反浮选条件试验流程Fig.5 Flowsheet of reverse flotation process

2.2.1 磨矿细度试验

磨矿细度试验的铁矿物抑制剂淀粉用量为1 000 g/t，石英活化剂CaO用量为1 000 g/t，捕收剂RA715粗选用量为1 000 g/t、精选用量为200 g/t，试验结果见图6。

图6 磨矿细度试验结果Fig.6 Test results at different grinding fineness■—品位；▼—回收率

由图6可知，随着再磨细度的提高，反浮选精矿铁品位先上升后下降，铁回收率下降。综合考虑，确定再磨细度为-0.038 mm占90%。

2.2.2 淀粉用量试验

淀粉在铁矿物表面有很强的吸附能力，使铁矿物表面形成亲水薄膜，因此，淀粉是铁矿物反浮选中最常用的抑制剂。淀粉用量试验的再磨细度为-0.038 mm占90%，CaO用量为1 000 g/t、粗选RA715用量为1 000 g/t、精选RA715用量为200 g/t，试验结果见图7。

由图7可知，随着淀粉用量的增大，反浮选精矿铁品位呈先慢后快的下降趋势，铁回收率呈慢—快—慢的上升趋势。综合考虑，确定反浮选淀粉用量为900 g/t。

2.2.3 CaO用量试验

磁选铁精矿的反浮选脱硅过程中，CaO在矿浆中形成的Ca2+对石英有显著的活化作用。CaO用量试验的再磨细度为-0.038 mm占90%，淀粉用量为900

图7 淀粉用量试验结果Fig.7 Test results on dosage of starch■—品位；▼—回收率

g/t、粗选RA715用量为1 000 g/t、精选RA715用量为200 g/t，试验结果见图8。

图8 CaO用量试验结果Fig.8 Test results on dosage of CaO■—品位；▼—回收率

由图8可见，随着CaO用量的增大，反浮选精矿铁品位先明显上升后小幅下降，铁回收率下降。综合考虑，确定CaO用量为1 000 g/t。

2.2.4 反浮粗选RA715用量试验

反浮粗选RA715用量试验的磨矿细度为-0.038 mm占90%，淀粉用量为900 g/t、CaO为1 000 g/t、精选RA715用量为200 g/t，试验结果见图9。

图9 RA715用量试验结果Fig.9 Test results on dosage of RA715■—品位；▼—回收率

由图9可见，随着RA715粗选用量的增大，反浮选精矿铁品位先上升后维持在高位，铁回收率先下降后走平。综合考虑，确定反浮粗选RA715用量为 1 000 g/t。

2.3 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10(图中药剂用量对原矿计)，试验结果见表3。

图10 闭路试验流程Fig.10 Flowsheet of closed circuit test process表3 闭路试验结果

Table 3 Results of closed circuit test process %

由表3可见，采用图10所示的闭路流程处理该试样，最终可获得铁品位为67.26%、回收率为84.68%的最终精矿。

3 结 论

(1)辽宁某深埋铁矿石铁品位为29.22%，铁主要以赤褐铁形式存在，占总铁的67.76%，脉石矿物主要为石英，硫、磷等有害元素含量均不高。

(2)试样在磨矿细度为-0.043 mm占75%的情况下，经1次弱磁选(磁场强度为95.50 kA/m)、1次中强磁选，中强磁选精矿再磨至-0.038 mm占90%后经1粗1精3扫、中矿顺序返回反浮选，弱磁选精矿与反浮选精矿合并为最终精矿，其铁品位为67.26%、铁回收率为84.68%。

[1] 彭会清，许辅瑶，吴江林.湖北某贫磁铁矿优化工艺流程的试验研究[J].矿业快报，2008(5)：29-30. Peng Huiqing，Xu Fuyao，Wu Jianglin.Experimental study of optimization technological process of poor magnetite in Hubei[J].Express Information of Mining Industry，2008(5)：29-30.

[2] 马淮湘.超贫磁铁矿选矿技术新进展与思考[J].现代矿业,2011(4)：33-34. Ma Huaixiang.Progress of mineral processing technology of ultra-low-grade magnetite[J].Modern Mining，2011(4)：33-34.

[3] 邵凤俊，戴翠红，赵礼兵.超贫磁铁矿选矿工艺流程优化[J].中国矿业，2010(9)：71-72. Shao Fengjun,Dai Cuihong,Zhao Libing.Test optimizing study on recovery of extremely poor iron ore resource by dry magnetic separation process[J].China Mining Magazine ，2010(9)：71-72.

[4] 张汉泉，彭 然，张泽强.广西某赤褐铁矿选矿试验研究[J].武汉工程大学学报，2010(3)：49-53. Zhang Hanquan,Peng Ran,Zhang Zeqiang.Experimental study on mineral processing of Guangxi hematite limonite[J].Journal of Wuhan Institute of Technology，2010(3)：49-53.

[5] 廖 祥，刘艳杰，许 蕊，等.福建某超贫磁铁矿弱磁精反浮选提铁降硅试验[J].金属矿山,2013(5):75-77. Liao Xiang，Liu Yanjie，Xu Rui,et al.Experiments on reverse flotation of concentrate of low intensity magnetic separation for iron increasing and silicon reducing of an ultra-low grade magnetite in Fujian[J].Metal Mine,2013(5):75-77.

[6] 赵 义，彭会清，秦 磊，等.河北某铁矿混磁精反浮选工艺优化[J].金属矿山，2014(7)：65-68. Zhao Yi,Peng Huiqing,Qin Lei,et al.Reverse flotation process optimization of mixed magnetic concentrate from a iron mine of Hebei[J].Metal Mine,2014(7):65-68.

[7] 陶红标,曹学锋，卢建安，等.河北某磁选铁精矿反浮选提铁降硅试验[J].金属矿山，2013(9):64-66. Tao Hongbiao,Cao Xuefeng，Lu Jian′an,et al.Experiments on iron increase and silicon reduction by reverse flotation for a magnetic iron concentrate in Hebei[J].Metal Mine,2013(9):64-66.

[8] 高雅巍,刘成松，李京社，等.新疆某高硅低品位赤铁矿石选矿试验[J].金属矿山,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.

(责任编辑 罗主平)

Mineral Processing Experiment of a Deep Buried Iron Ore from Liaoning

Yuan Shuai1Li Yanjun1Liu Jie1Liu Shuang′an2

(1.CollegeofResourcesandCivilEngineering，NortheasternUniversity，Shenyang110819，China；2.AngangGroupMiningEngineeringCorporation，Anshan114021，China)

Mineral processing technology of grinding-low intensity magnetic separation-middle-high intensity magnetic separation-concentration via regrinding and reverse flotation was applied for a deep buried hematite ore from Liaoning.The results showed that the test sample with iron grade of 29.22%，the hematite and limonite occupied the whole of iron ore for 67.76%，the main gangue mineral was quartz.The sample was ground to the fineness of -0.043 mm accounted for 75%，which applied for the low intensity magnetic separation (magnetic field intensity was 95.50 kA/m)，the middle-high intensity magnetic separation，and the magnetic separation concentrate was grinding to -0.038 mm accounted for 90%，then endure one roughing，once cleaning，three scavenging，the middling return to the flowsheet in turn reverse flotation.The low intensity magnetic concentrate and the reverse flotation concentrate were merged into the total concentrate，which with the iron grade of 67.26%，the iron recovery of 84.68%.Ideal technical indicators were achieved and process flow was simple，which can be the basis for the exploitation and utilization of iron ore resources.

Hematite and limonite ore，Stage grinding and stage concentration，Low intensity magnetic separation，Middle-high intensity magnetic separation，Reverse flotation

2015-07-20

“十二五”国家科技支撑计划项目(编号：2012BAB14B02)，国土资源部基金项目(编号：12120113086600)。

袁 帅(1990—)，男，博士研究生。

TD924.1,TD923+.7

A

1001-1250(2015)-11-062-04