鲁南矿业浮选尾矿再选工艺研究

鞠会霞 孙体昌 赵贵军 杨海波

(1.北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083;2.山东钢铁集团鲁南矿业有限公司，山东 临沂251507)

我国正处于工业化阶段，为适应国民经济快速增长的需要，近年来钢铁材料需求量及产量持续以较快的速度增长，对炼铁原料的需求量也在逐年增加。而另一方面，由于受技术条件的限制，在现存尾矿中仍有部分金属未能得到充分回收，造成了资源的巨大浪费，而且尾矿的堆存还会危及矿区及周边的生态环境［1-6］。本研究针对山东鲁南矿业有限公司铁矿山尾矿特点，采用磁选—反浮选工艺对其进行了试验研究，以期对该尾矿进行综合利用。

鲁南矿业有限公司选矿工艺流程通过多年的改造与优化，在工艺布置和设备装备水平上均得到较大提高，铁精矿品位保持在67%左右，但是综合回收率指标仍然不理想(综合回收率只有66%左右)。通过对选厂浮选尾矿的研究发现，尾矿中的磁性铁含量较高，存在回收的可能性，因此对浮选尾矿进行了再选试验研究，以期获得较好的选矿指标。

1 试样性质

鲁南矿业有限公司铁矿石系鞍山式贫磁铁矿。矿石中主要金属矿物为磁铁矿，其次为赤铁矿，脉石矿物主要是闪石类硅酸盐类矿物及黑云母、阳起石等。现场工艺采用三段磨矿的弱磁选—强磁选—反浮选流程，生产出的铁精矿品位为67%左右，反浮选尾矿品位在27%左右。将反浮选尾矿作为此次试验的试验矿样。试样化学多元素分析结果见表1、铁物相分析结果见表2、粒度筛析结果见表3。

表1 试样化学多元素分析结果Table 1 Chemical composition analysis results of the sample %

表2 试样铁物相分析结果Table 2 Iron phase analysis results of the sample %

表3 试样粒度筛析结果Table 3 Particle size distribution analysis results of the sample

由表1 可知:试验矿样中SiO2含量为55.80%，硅酸盐类及石英类矿物为主要脉石矿物。矿样中有害元素硫、磷含量较低，铁的含量较高，有较高的回收价值。

由表2 可知:试验矿样中磁铁矿中铁的含量最高，其分布率为76.54%，其次为硅酸铁，分布率为14.94%。碳酸铁、赤褐铁矿中铁和硫化铁的含量相对较低，分布率分别为6.68%、1.48%和0.37%。

由表3 可知:各粒级中铁品位分布不均，随着粒度的减小，铁品位呈上升的趋势。铁主要分布于－0.043 mm 粒级，铁分布率为68.00%，其次为0.076 ～0.043 mm 粒级，铁分布率为17.97%，+0.076 mm 以上的其余粒级，铁分布率较低，铁分布率之和仅为14.03%。

2 试验结果及讨论

根据试样性质探索利用再磨—磁选—反浮选工艺从尾矿中选出品位为60%以上的合格铁精矿。

2.1 再磨—磁选试验

通过对尾矿性质及现有选矿流程的综合分析，此类铁尾矿可以考虑先采用磁选方法回收铁矿物［7-10］，将品位提高至45%左右，再采用反浮选工艺提高精矿品位。磁选试验采用XCRS －φ400 mm ×240 mm电磁湿法弱磁选机。

2.1.1 再磨细度试验

再磨细度对选别指标影响较大，粒度过粗或过细都会影响到精矿的质量，因此进行了再磨细度试验。选定磁场强度为110 kA/m，在再磨细度分别为－0.043 mm占75%，80%，85%、90%，95%条件下进行磁选试验，结果如图1 所示。

图1 再磨细度试验结果Fig.1 Test results at different grinding fineness

由图1 可以看出，随着再磨细度的提高，精矿铁品位逐渐上升，回收率逐渐降低，当再磨细度为－0.043 mm占90%时，磁选精矿铁品位为44.36%、回收率为65.46%，此后随着再磨细度的提高，磁选精矿铁品位基本不变，而回收率显著下降。综合考虑，确定再磨细度为－0.043 mm 占90%。

2.1.2 磁场强度试验

为了考察磁场强度对磁选精矿质量的影响，在再磨细度为－0.043 mm 占90%、磁场强度分别为90，110，130，150 kA/m 条件下进行磁选试验，结果如图2 所示。

图2 磁场强度对磁选指标的影响Fig.2 Magnetic separation results at different field intensity

由图2 可知，随着磁场强度的增加，磁选精矿铁品位逐渐降低、回收率逐渐升高，当磁场强度为110 kA/m 时，磁选精矿铁品位为44.36%、回收率为65.46%，此后提高磁场强度，磁选精矿铁品位迅速降低。综合考虑，确定磁场强度为110 kA/m。

2.2 反浮选条件试验

将在最佳选别条件下获得的磁选精矿作为浮选给矿进行反浮选工艺试验。反浮选粗选条件试验流程如图3 所示。

图3 反浮选条件试验流程Fig.3 The reverse flotation process flow

2.2.1 NaOH 用量试验

NaOH 用量试验固定反浮选温度为35℃、淀粉用量为700 g/t、CaO 为300 g/t、MD －27 为250 g/t、矿浆浓度为40%，试验结果如图4 所示。

图4 NaOH 用量试验结果Fig.4 Test results on dosage of NaOH

由图4 可以看出:随着NaOH 用量的增加，铁精矿的品位逐渐升高、回收率逐渐降低。当NaOH 用量为800 g/t 时，精矿铁品位为59.32%、回收率为73.01%，而后随着NaOH 用量的增加，精矿铁品位略有升高、回收率略有降低。因此确定NaOH 用量为800 g/t，此时的溶液pH 在10.5 ～11 之间。

2.2.2 淀粉用量试验

固定反浮选温度为35℃、NaOH 用量为800 g/t、CaO 为300 g/t、MD － 27 为250 g/t、矿浆浓度为40%，在淀粉用量分别为500，600，700，800 g/t 条件下进行试验，结果如图5 所示。

由图5 可以看出:随着淀粉用量的增加，铁精矿的品位逐渐提高而后降低，回收率逐渐降低而后提高。当淀粉用量为700 g/t 时，精矿铁品位为59.32%，而后随着淀粉用量的增加铁精矿的品位逐渐下降。因此确定淀粉用量为700 g/t。

2.2.3 CaO 用量试验

图5 淀粉用量试验结果Fig.5 Test results on dosage of starch

固定反浮选温度为35 ℃，NaOH 用量为800 g/t、淀粉为700 g/t、MD － 27 为250 g/t、矿浆浓度为40%，在CaO 用量分别为100，200，300，400 g/t 条件下进行试验，结果如图6 所示。

图6 CaO 用量试验结果Fig.6 Test results on dosage of CaO

由图6 可以看出:随着CaO 用量的增加，铁精矿的品位先逐渐提高后降低，回收率先逐渐降低后升高。当CaO 用量为300 g/t 时，精矿铁品位为59.32%。确定CaO 用量为300 g/t。

2.2.4 MD－27 用量试验

固定反浮选温度为35 ℃、NaOH 用量为800 g/t、淀粉为700 g/t、CaO 为300 g/t、矿浆浓度为40%，在MD－27 用量分别为200，250，300，350 g/t 条件下进行试验，结果如图7 所示。

图7 MD－27 用量试验结果Fig.7 Test results on dosage of MD-27

由图7 可以看出:随着MD －27 用量的增加，精矿铁品位逐渐提高，回收率逐渐降低。当MD－27 用量为300 g/t 时，精矿铁品位为60.40%、回收率为73.58%，而后随着捕收剂用量的增加，铁精矿的品位、回收率基本保持不变。因此确定捕收剂用量为300 g/t。

2.2.5 矿浆浓度试验

固定反浮选温度为35℃、NaOH 用量为800 g/t、淀粉为700 g/t、CaO 为300 g/t、MD －27 为300 g/t，在矿浆浓度分别为30%、35%、40%、45%条件下进行试验，结果如图8 所示。

图8 矿浆浓度试验结果Fig.8 Test results at different pulp density

由图8 可以看出:随着矿浆浓度的提高，精矿铁品位逐渐提高、回收率逐渐降低。当矿浆浓度为40%时铁精矿品位为60.40%，而后随着矿浆浓度的增加精矿铁品位升高不明显。因此确定矿浆浓度为40%。

2.2.6 反浮选温度试验

固定NaOH 用量为800 g/t、淀粉为700 g/t、CaO为300 g/t、MD －27 为300 g/t、矿浆浓度为40%，在反浮选温度分别为25，30，35，40 ℃条件下进行试验，结果如图9 所示。

图9 反浮选温度对选矿指标的影响Fig.9 The effect of reverse flotation temperature on test results

由图9 可以看出:随着反浮选温度由25 ℃升高到35 ℃，精矿铁品位逐渐升高、回收率逐渐降低。当反浮选温度为35 ℃时，获得的精矿铁品位为60.40%、回收率为73.58%，而后随着反浮选温度的升高，铁精矿的品位逐渐降低。因此确定反浮选温度为35 ℃。

2.3 反浮选闭路试验

在条件试验的基础上，对磁选精矿按图10 流程在温度为35 ℃条件下进行了反浮选闭路试验，结果见表4。

图10 反浮选闭路试验流程Fig.10 Closed circuit reverse flotation process

表4 反浮选闭路试验结果Table 4 Test results of closed circuit reverse flotation %

由表4 可知，闭路试验获得的精矿铁品位为62.39%、作业回收率为75. 40%、对试样回收率为49.36%。

3 结 论

(1)鲁南矿业有限公司铁矿石系鞍山式贫磁铁矿，现场生产反浮选尾矿品位达27%，造成了铁矿资源的浪费。对尾矿性质分析表明:SiO2含量为55.80%，有害元素硫、磷含量较低;磁铁矿中铁的含量最高，其分布率为76.54%，存在回收的可能性。

(2)采用磁选—反浮选工艺对现场浮选尾矿进行再选试验，结果表明:在再磨细度为－0.043 mm 占90%、磁场强度为110 kA/m 时，可得到铁品位为44.36%的磁选精矿，将其作为反浮选的给矿，在浮选温度为35 ℃、NaOH 用量为800 g/t、淀粉为700 g/t、CaO 为300 g/t、MD－27 为300 g/t、矿浆浓度为40%时，经1 粗1 精2 扫、精选尾矿返回一段扫选的闭路反浮选，得到的精矿铁品位为62.39%、回收率为49.36%，满足了公司对铁精矿品质的要求。

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