青石板铁矿选矿试验报告0531

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1、长沙矿冶研究院科学技术报告湖南大地化工有限公司祁东青石板铁矿选矿试验报告长沙矿冶研究院2010年3月08日 项目负责 张立刚 严小虎试验参加人员： 张立刚 严小虎 王秋林 唐雪峰蔡辉莲 彭泽友 刘兴华 李家林 工艺矿物学：曹佳宏 钟彪分析人员：分析检测中心物相组 化学组报告编写：张立刚 曹佳宏报告审查： 麦笑宇目 录1 前言12 试验矿样及设备12.1 试验矿样12.2 试验设备13 工艺矿物学研究33.1 矿石化学成分33.2矿石的主要矿物组成43.3 主要矿物的产出形式43.4 小结54 弱磁-强磁-脱泥-反浮选流程试验104.1磨矿细度试验104.2 强磁选磁场强度试验114.3 磁选机

2、验证试验124.4 粗精矿絮凝脱泥探索试验134.5 脱泥沉砂阳离子反浮选试验134.5.1 阳离子药剂种类试验134.5.2 淀粉用量试验144.5.3 YA-16用量试验144.5.4弱磁-强磁-脱泥-阳离子反浮选流程试验154.6 脱泥沉砂阴离子反浮选试验174.6.1 阴离子捕收剂种类试验174.6.2 NaOH用量试验174.6.3 淀粉用量试验184.6.4 CaO用量试验194.6.5 捕收剂用量试验194.7 弱磁-强磁-脱泥-阴离子反浮选流程试验205 阶段磨矿-絮凝脱泥-阳离子反浮选流程225.1 絮凝脱泥药剂组合对比试验225.2一段脱泥磨矿细度试验225.3 二段脱泥磨

3、矿细度试验235.4 脱泥沉砂阳离子反浮选闭路试验246 配矿试验266.1弱磁-强磁试验267 现场磁选尾矿选矿试验287.1强磁选磁场强度试验287.2 脱泥磨矿细度试验297.3脱泥沉降时间试验307.4 脱泥沉砂浮选试验317.5脱泥沉砂阳离子反浮选闭路试验328 产品分析348.1精矿化学成分分析348.2粒度分析348.3 沉降试验348.4精矿过滤试验369 结语37II1 前言湖南大地化工有限公司为开发祁东铁矿青石板矿段铁矿石，特委托长沙矿冶研究院对其提供的铁矿矿样进行选矿技术研究。研究目的是根据该铁矿矿石特点及其共、伴生有价元素的关系，开发研究合理的选矿工艺流程。长沙矿冶研究

4、院于2009年9月收到公司送来的铁矿石矿样，立即展开了选矿试验工作。通过对弱磁-强磁-絮凝脱泥-反浮选流程与阶段磨矿-絮凝脱泥-反浮选流程进行对比，说明这两种流程均可以取得理想的选矿指标。弱磁-强磁-絮凝脱泥-反浮选流程可以取得精矿产率为27.85%、品位TFe63.5%、回收率62.78%的指标，阶段磨矿-絮凝脱泥-反浮选流程可以获得精矿产率为31.59%、品位TFe61.23%、回收率68.64%的指标，对现场磁选尾矿采用强磁选-絮凝脱泥-阳离子反浮选可以获得精矿产率为19.70%、品位TFe58.55%、回收率47.95%的指标。2 试验矿样及设备2.1 试验矿样 试验所用代表性矿样由湖

5、南大地化工有限公司负责采取，其重量500kg、粒度30mm。按图2-1流程制备了-2mm试验矿样和分析矿样。2.2 试验设备(1) SX-8-10型箱式电阻炉，8kw，400250160(2) XMB-67 200240mm棒磨机(3) 鼓型湿式弱磁选机400300mm；表面场强159KA/m(2000 Oe）(4) 实验室夹板式强磁选机；齿板表面场强01193.7KA/m(15000 Oe)(5) SHP-700强磁选机；齿板表面场强01193.7KA/m（15000 Oe）(6) XCGS-73型磁选管50 mm；场强240KA/m（3000 Oe）(7) 粒度检查筛：200目,孔径0.0

6、75mm；325目,孔径0.045mm；400目,孔径0.038mm；500目,孔径0.030mm； 800目，孔径0.019mm原矿30mm粗碎细碎筛分+2mm-2mm岩矿鉴定样选矿试验样原矿分析样图2-1 试验矿样制备流程图混匀备 样3 工艺矿物学研究3.1 矿石化学成分矿石的多元素化学成分分析结果分别列于表3-1，铁的化学物相分析结果列于表3-2。表3-1 矿石的化学成分（%）组分TFeFeOFe2O3SiO2TiO2Al2O3CaOMgO含量27.307.2331.0048.430.176.190.651.12组分MnONa2OK2OPSIgTFe/FeO碱性系数含量0.0790.08

7、51.100.330.122.643.780.03 表3-2 矿石中铁的化学物相分析结果（%）铁 相磁铁矿中铁半假象赤铁矿中铁赤(褐)铁矿中铁碳酸盐中铁硫化物中铁硅酸盐中铁合计含量9.095.939.110.110.162.9027.30分布率33.3021.7233.370.400.5910.62100.00由表3-1、3-2可以看出：（1）矿石中可供选矿回收的主要组分是铁，其品位仅为27.30%。矿石TFe/FeO的比值为3.78，碱性系数(CaO+MgO)/(SiO2+ Al2O3)= 0.03。（2）需要选矿排除的脉石组分主要是SiO2，次为Al2O3，二者合计含量达54.62%。有害

8、杂质硫和磷的含量均明显偏高，因此选矿过程中需要密切注意硫和磷的富集趋势。 （3）矿石中铁的赋存状态较为复杂，呈磁铁矿产出的铁占33.30，加上赋存在半假象赤铁矿中的铁，合计分布率为55.02 %，这即为采用弱磁选工艺分选矿石中铁矿物时铁的最大理论回收率，而对呈高价氧化铁的形式分布在赤（褐）铁矿中的铁必须通过强磁选工艺才能回收。 综合化学成分特点，可以认为区内矿石属含硫磷的单一酸性低品位混合型铁矿石。3.2矿石的主要矿物组成矿石新鲜面在肉眼下显灰黑色，部分为樱桃红色，具块状或条痕（纹）状构造，结构较为细腻致密。经镜下鉴定，矿石的组成矿物种类较为简单，铁矿物主要是磁铁矿和赤铁矿，次为半假象假象赤铁

9、矿，偶见褐铁矿；金属硫化物为黄铁矿；脉石矿物以石英居多，其次是绢云母、绿泥石、长石和磷灰石等。表3列出了矿石中主要矿物的重量含量。表3-3 矿石中主要矿物的含量（%）矿 物磁铁矿半假象赤铁矿假象赤铁矿赤铁矿褐铁矿黄铁矿石英长石绢云母绿泥石磷灰石其它含 量12.58.212.90.20.341.610.411.81.60.53.3 主要矿物的产出形式磁铁矿 选矿回收铁矿物的主要目的矿物。自形、半自形等轴粒状，常呈中等稠密稀疏浸染状较均匀地嵌布在脉石中，极少构成大的集合体，部分块矿中定向排列的特征较为明显（照片1、2），粒度不甚均匀，细小者小于0.005mm，个别粗者可达0.15mm左右，一般介于

10、0.010.08mm之间。由于氧化作用的影响，部分块矿中磁铁矿大多已发生不同程度的假象赤铁矿化，交代强烈者可发展为全交代假象赤铁矿（照片3、4）。赤铁矿 亦为矿石中最主要的铁矿物，以呈细小的自形、半自形板片状、针柱状或粒状而在形态上有别于磁铁矿经氧化作用形成的假象赤铁矿。它常以稀疏星散浸染状的形式嵌布在脉石中，定向分布的特征较磁铁矿更为明显，部分块矿中可交代半假象假象赤铁矿，而与磁铁矿直接交生者少见（照片3、4），粒度除个别可至0.03mm左右外，普遍介于0.0020.02mm之间。显然，赤铁矿的嵌布特征是粒度极为微细、与脉石矿物的交生关系十分复杂，预计即使通过细磨也很难使其得到充分解离。褐铁

11、矿 含量甚微，常呈细脉状沿矿石裂隙充填（照片5），脉宽粗者可至0.5mm左右。黄铁矿 分布不均匀。自形、半自形粒状，集合体为不规则团块状，常零星分布在脉石中，但少数块矿较为富集（照片6），粒度变化较大，粗者可达2.0mm，一般0.041.0mm。3.4 小结（1）区内矿石属含硫磷的单一酸性低品位混合型铁矿石。（2）矿石具致密块状条痕（状）构造。矿石的组成矿物种类较为简单，铁矿物主要是磁铁矿和赤铁矿，次为半假象假象赤铁矿；脉石矿物以石英居多，其次是绢云母、绿泥石、长石和磷灰石等。（3）磁铁矿常呈中等稠密稀疏浸染状较均匀地散布在脉石中，极少构成集合体，而且粒度较为细小，初步预计需要选择-400目的

12、磨矿细度才能使大部分磁铁矿呈单体产出。部分块矿中磁铁矿因氧化已蚀变为半假象假象赤铁矿。（4）赤铁矿常以稀疏星散浸染状的形式与脉石交生，部分块矿中可交代半假象假象赤铁矿，而与磁铁矿直接镶嵌者少见。由于矿石中赤铁矿的粒度过于细小、与脉石矿物的嵌布生关系十分复杂，预计即使通过细磨也很难使其得到充分解离。（5）如果能将矿石中磁铁矿、半假象假象赤铁矿和赤铁矿全部回收,可获得铁精矿产率33.8%、铁回收率88.39的理论选矿指标。照片1 粒度不均匀的微细粒磁铁矿（M）较均匀地嵌布在脉石（G）中，黑色孔洞 反光照片2 微粒磁铁矿（棕灰白色）呈浸染状嵌布在脉石（G）中 并微具定向分布的特征，黑色孔洞 反光照片

13、3 含有较多磁铁矿（M）残余的半假象赤铁矿与针状赤铁矿紧密伴生，G脉石，黑色孔洞 反光照片4 粒状全交代假象赤铁矿与微细的针状、粒状赤铁矿呈星散浸染状嵌布在脉石（G）中，黑色孔洞 反光照片5 细脉状褐铁矿（L）集合体，脉石白色微粒为假象赤铁矿或赤铁矿，黑色孔洞或裂隙 反光照片6 不规则团块状黄铁矿（Py）集合体，脉石零星分布少量微粒赤铁矿 反光4 弱磁-强磁-脱泥-反浮选流程试验4.1磨矿细度试验针对二批小混合矿样，在实验室磁选管磁场强度1500Oe，实验室夹板式强磁选机13500Oe的条件下，考察了磨矿细度对选矿结果的影响，试验结果见表4-1。表4-1 弱磁强磁选流程磨矿细度试验结果/%磨矿

14、细度-0.075mm产品名称产率品位TFe回收率55.42 弱磁精矿38.9736.4352.06强磁精矿46.9526.1044.93尾 矿14.085.833.01原 矿100.0027.27100.0060.90 弱磁精矿36.3637.5250.21强磁精矿49.0925.8946.77尾 矿14.555.653.02原 矿100.0027.18100.0070.41 弱磁精矿33.8339.8149.78强磁精矿44.2827.4544.92尾 矿21.896.555.30原 矿100.0027.06100.0085.45 弱磁精矿29.9544.3648.11强磁精矿45.4128

15、.2546.45尾 矿24.646.105.44原 矿100.0027.62100.0096.62(-0.045mm79.23）弱磁精矿26.9450.1448.45强磁精矿40.4230.0743.58尾 矿32.646.817.97原 矿100.0027.88100.0099.05(-0.045mm88.78）弱磁精矿23.2853.5945.60强磁精矿40.5230.5445.23尾 矿36.206.939.17原 矿100.0027.36100.00-0.045mm 98.08（-0.0385mm92%）弱磁精矿22.9157.7047.70强磁精矿32.9634.6741.25尾

16、矿44.136.9411.05原 矿100.0027.71100.00 从表4-1中可以看出，随着磨矿细度的增加，矿物单体解离度提高后，弱磁精矿品位随之有所提高，但即使磨矿细度提高到-0.045mm 98.08%时，弱磁精矿TFe品位仍然只有57.70%，可见矿石中的磁铁矿嵌布粒度是比较细的；强磁精矿品位随着磨矿细度的增加也有所提高，强磁尾矿产率明显增大，且尾矿品位始终较低，仅有6%左右。可见，试验矿样采用弱磁强磁抛尾效果理想。 从工艺矿物学角度看，二批大混合矿样与二批小样嵌布粒度接近，因此针对二批大混合矿样所进行的试验，粒度参照小样试验结果。4.2 强磁选磁场强度试验考虑到强磁选尾矿品位较低

17、，为了提高精矿品位，在磨矿细度在-0.075mm96.62%,磁选管场强1500Oe的情况下，采用实验室夹板式强磁选机做了强磁选磁场强度试验,试验结果见表4-2。表4-2 强磁选磁场强度试验结果/%磁场强度/Oe产品名称产率品位TFe回收率8000弱磁精矿26.4048.9245.97强磁精矿37.0732.4242.78尾 矿36.538.6511.25原 矿100.0028.09100.0010000弱磁精矿26.6449.0046.74强磁精矿39.3030.8143.35尾 矿34.068.139.91原 矿100.0027.93100.0012000弱磁精矿26.3549.0946.

18、12强磁精矿43.7129.8946.59尾 矿29.946.837.29原 矿100.0028.05100.00可见，适当降低强磁磁场强度能提高抛尾量，但尾矿品位会略有升高，这可进一步提高工业上采用弱磁强磁抛尾的可靠性。4.3 磁选机验证试验为确定强磁选可靠性，用4Kg磨矿细度在-0.075mm96.62%的矿样先进行弱磁选，磁场强度1500Oe，再在SHP500强磁选机上进行强磁选作业，磁场强度6000Oe，试验结果见表4-3。表4-3 弱磁强磁选流程验证试验结果/%试验条件产品名称产率品位TFe回收率-0.075mm96.62%弱磁选1500Oe强磁选600Oe弱磁精矿30.4246.3

19、750.08强磁精矿31.2932.0435.59尾 矿38.2910.5414.33原 矿100.0028.17100.00磁选机验证试验表明，试验矿样在磨矿细度-0.075mm96.62%时，采用弱磁强磁选抛尾尾矿产率较大（38.29%），尾矿品位不高，具备工业可行性。4.4 粗精矿絮凝脱泥探索试验将试验中所得弱磁精矿与强磁精矿混合作为粗精矿，进行絮凝脱泥试验，在磨矿细度，絮凝脱泥矿浆浓度30%，沉降时间18分的条件下，进行了絮凝脱泥试验，试验结果见表4-4。表4-4 粗精矿絮凝脱泥试验结果/%试验条件产品名称产率品位TFe回收率NaOH 1000g/t水玻璃 500 g/t腐殖酸胺500

20、 g/t淀粉50 g/t沉 砂64.8253.6088.94矿 泥125.4612.318.02矿 泥27.5412.412.40矿 泥32.1811.480.84粗精矿100.0039.06100.004.5 脱泥沉砂阳离子反浮选试验4.5.1 阳离子药剂种类试验 在浮选浓度为30%，淀粉用量600g/t、捕收剂用量120 g/t的情况下，对捕收剂种类进行了试验，实验结果见表4-5。表4-5 阳离子反浮选捕收剂种类试验结果/%捕收剂种类产品名称产率品位TFe回收率YA-16精 矿82.5356.1488.78尾 矿17.4733.5211.22给 矿100.0052.19100.00GE-6

21、09精 矿79.6255.1884.24尾 矿20.3840.3415.76给 矿100.0052.16100.00 从表中可以看出，在药剂用量相同的条件下，阳离子捕收剂YA-16具有更好的捕收能力和选择性，精矿品位高出0.94个百分点，回收率高出4.54个百分点。4.5.2 淀粉用量试验在浮选浓度30%，YA-16（作业）用量为120g/t,常温条件下一次粗选反浮选，进行了淀粉用量试验，试验结果见表4-6。表4-6 阳离子反浮选淀粉用量试验结果/%淀粉用量（g/t）产品名称产率品位TFe回收率400精 矿74.8657.6282.63尾 矿25.1436.0817.37给 矿100.0052

22、.20100.00600精 矿81.2456.4888.00尾 矿18.7633.3512.00给 矿10052.14100.00800精 矿90.7654.0994.15尾 矿9.2433.015.85给 矿100.0052.14100.00可见，浮选时添加适量淀粉可以提高浮选效率，表现在浮选尾矿降低，铁回收率明显提高。4.5.3 YA-16用量试验在浮选浓度30%，淀粉（作业）用量为400g/t，常温条件下一次粗选反浮选，进行了YA-16用量试验，试验结果见表4-7。表4-7 阳离子反浮选YA-16用量试验结果/%GE-609用量（g/t）产品名称产率品位TFe回收率90精 矿84.225

23、5.7189.72尾 矿15.7834.0610.28给 矿100.0052.29100.00120精 矿74.0657.6281.86尾 矿25.9436.4618.14给 矿100.0052.13100.00160精 矿64.8459.5974.21尾 矿35.1638.1825.79给 矿100.0052.06100.00可见，增加捕收剂用量，适当提高上浮量可以提高铁精矿品位，至于回收率可以通过浮选流程优化加以克服。4.5.4弱磁-强磁-脱泥-阳离子反浮选流程试验在上述条件试验的基础上，对粗精矿脱泥沉砂进行了阳离子反浮选闭路试验，阳离子反浮选药剂制度为：YA-16：粗选66g/t，精选1

24、6.5 g/t；淀粉：165.2 g/t，其中一次扫选补加YA-16 12 g/t，取得精矿产率为27.85%、品位TFe63.5%、回收率62.78%的指标，数质量流程图见图4-1。 絮凝脱泥弱磁选46.3750.0730.42铁精矿 图4-2 阶磨弱磁-强磁-脱泥-阳离子反浮选数质量流程图原 矿磨矿97.45%-0.075mm图例：g%20.2149.9369.58磨矿10.5414.3338.2932.0435.6031.2928.17100.00100.0039.1085.6761.71强磁尾矿 泥1总尾矿扫 选2扫 选1精 选 絮凝脱泥矿 泥2 清洗脱泥粗 选矿 泥3强磁选45.96

25、80.4249.2911.915.2512.4252.5176.9841.305.6411.952.395.2550.3678.0343.6512.591.055.252.3563.5062.7827.8513.4529.7714.2056.6430.1214.985.8556.5111.7433.7062.2974.5248.5416.219.4143.9144.3228.4362.29118.8462.1337.4730.4122.8614.5337.2272.1598.75%-0.03mm4.6 脱泥沉砂阴离子反浮选试验4.6.1 阴离子捕收剂种类试验在相同的药剂制度下，即粗选NaOH

26、1600g/t，淀粉1000 g/t，CaO 600 g/t,捕收剂1600 g/t，精选捕收剂400 g/t，对脱泥沉砂进行了阴离子捕收剂种类试验，分别为RA-715、RA-915和CY-58，试验结果见表4-8。（注：以上药剂用量均对给矿）表4-8 阴离子捕收剂种类试验结果/%药剂种类产品名称产率品位TFe回收率RA-715精 矿69.7860.5880.57精选泡沫21.6737.3715.43尾 矿8.5524.564.00给 矿100.0052.47100.00RA-915精 矿65.3362.2578.04精选泡沫7.6246.246.76尾 矿27.0529.2815.20给 矿

27、100.0052.11100.00CY-58精 矿81.7157.9890.81精选泡沫6.3631.403.83尾 矿11.9323.445.36给 矿100.0052.17100.00 从表中可以看出，RA-915具有更好的捕收能力，通过一次粗选一次精选精矿品位可以达到62.25%，回收率为78.04%，因此，选择RA-915作为阴离子浮选药剂。4.6.2 NaOH用量试验 在淀粉用量800g/t、CaO用量600g/t、RA-915用量1600g/t，浮选温度30、浓度30%的条件下，进行了NaOH用量试验，试验结果见表4-9。（注：以上药剂用量均对给矿）表4-9 NaOH用量试验结果/

28、%用量（g/t）产品名称产率品位TFe回收率1200精 矿73.6059.6484.43尾 矿26.4030.6815.57给 矿100.0051.99100.001400精 矿72.5860.1284.20尾 矿27.4229.8615.80给 矿100.0051.82100.001600精 矿70.9660.6783.00尾 矿29.0430.3717.00给 矿100.0051.87100.00 从表中可以看出，选择NaOH用量为1600 g/t是合适的。4.6.3 淀粉用量试验 在NaOH用量1600g/t、CaO用量600g/t、RA-915用量1600g/t，浮选温度30、浓度30

29、%的条件下，进行了淀粉用量试验，试验结果见表4-10。（注：以上药剂用量均对给矿）表4-10 淀粉用量试验结果/%用量（g/t）产品名称产率品位TFe回收率600精 矿67.9460.7279.71尾 矿32.0632.7620.29给 矿100.0051.76100.00800精 矿70.9660.6783.00尾 矿29.0430.3717.00给 矿100.0051.87100.001000精 矿72.9059.6984.87尾 矿27.1028.6315.13给 矿100.0051.28100.001200精 矿73.0059.2184.86尾 矿27.0029.4315.54给 矿1

30、00.0051.16100.00 从表中可以看出，淀粉用量选择600 g/t是合适的。4.6.4 CaO用量试验选择NaOH用量1600g/t，淀粉用量600g/t、在RA-915用量1600g/t，浮选温度30、浓度30%的条件下，进行了CaO用量试验，试验结果见表4-11。（注：以上药剂用量均对给矿）表4-11 CaO用量试验结果/%用量（g/t）产品名称产率品位TFe回收率400精 矿81.2157.7991.00尾 矿18.7924.739.00给 矿100.0051.58100.00500精 矿79.1758.0289.72尾 矿20.8325.2510.28给 矿100.0051.

31、19100.00600精 矿74.8060.0087.38尾 矿25.2025.7312.62给 矿100.0051.36100.00 从表中可以看出，CaO用量选择600 g/t是合适的。4.6.5 捕收剂用量试验选择NaOH用量1600g/t，淀粉用量600g/t、CaO用量600g/t，在浮选温度30、浓度30%的条件下，进行了RA-915用量试验，试验结果见表4-12。（注：以上药剂用量均对给矿）表4-12 捕收剂用量试验结果/%用量（g/t）产品名称产率品位TFe回收率1200精 矿76.8159.8289.68尾 矿23.1922.8010.32给 矿100.0051.24100.

32、001400精 矿72.9360.8586.49尾 矿27.0725.6013.51给 矿100.0051.31100.001600精 矿69.6860.7382.99尾 矿30.3228.6017.01给 矿100.0050.99100.001800精 矿65.1761.7678.74尾 矿34.8331.2121.26给 矿100.0051.12100.00 从表中可以看出，当捕收剂用量增加到1400 g/t后，一次粗选精矿品位可以达到60.85%，随着药剂用量的继续增加，尾矿品位增加较大，精矿回收率也随之降低 ，因此，选择捕收剂用量为1400 g/t。4.7 弱磁-强磁-脱泥-阴离子反浮

33、选流程试验在上述条件试验的基础上，对粗精矿脱泥沉砂分别进行了阴、阳离子反浮选闭路试验，阴离子反浮选药剂制度为：粗选：NaOH 682.7g/t，淀粉256 g/t，CaO 256g/t，RA-915 597.4g/t，精选：RA-915 400 g/t（药剂用量针对原矿），数质量流程图见图4-2。 絮凝脱泥弱磁选45.6049.6630.82铁精矿 图4-2 阶磨弱磁-强磁-脱泥-阴离子反浮选数质量流程图原 矿磨矿97.45%-0.075mm图例：g%20.5950.3469.18磨矿10.2413.1536.3432.0437.1932.8428.30100.00100.0038.6186.

34、8563.66强磁尾矿 泥1总尾矿扫 选2扫 选1精 选 絮凝脱泥矿 泥2 清洗脱泥粗 选矿 泥3强磁选45.2081.9351.2911.264.9212.3751.8278.1442.676.0712.022.585.2549.6679.3545.2213.431.215.252.5560.4568.7832.2038.2313.219.784.1847.567.0236.3858.9675.8033.383.883.2930.1321.5620.2549.1598.3756.6325.1512.2313.7613.0331.2267.8098.75%-0.03mm扫 选3中 2中 327

35、.732.352.4022.578.3510.4723.5310.7012.875 阶段磨矿-絮凝脱泥-阳离子反浮选流程5.1 絮凝脱泥药剂组合对比试验 在磨矿细度-0.075mm97.45%，絮凝脱泥浓度30%，沉降时间为6分钟的条件下，进行了NaOH+水玻璃、NaOH+腐植酸铵、NaOH+水玻璃+腐植酸铵等的脱泥药剂组合对比试验，试验结果见表5-1。表5-1 脱泥药剂组合对比试验结果/%试验条件产品名称产率品位TFe回收率NaOH 1000g/t水玻璃 500 g/tpH9沉 砂72.8934.6888.92矿 泥27.1111.6211.08原 矿100.0028.43100.00NaO

36、H 1000g/t腐殖酸胺1000 g/tpH9沉 砂73.5534.6289.53矿 泥26.4511.2110.47原 矿100.0028.35100.00NaOH 1000g/t水玻璃 500 g/t腐殖酸胺1000 g/tpH9沉 砂78.0433.0490.75矿 泥21.9611.979.25原 矿100.0028.41100.005.2一段脱泥磨矿细度试验为改善一段脱泥效果，在相同脱泥条件下进行了不同磨矿细度下的脱泥对比试验，试验结果见表5-2。表5-2 一段脱泥磨矿细度试验结果/%磨矿细度/%产品名称产率品位TFe回收率-0.075mm97.45沉 砂71.8634.8288.

37、54矿 泥28.1411.5111.46原 矿100.0028.26100.00-0.045mm95.45沉 砂61.6738.4684.17矿 泥38.3311.6415.83原 矿100.0028.18100.00-0.03mm95.40沉 砂51.7943.8880.00矿 泥48.2111.7820.00原 矿100.0028.40100.00 从表中可以看出，在-200目97.45%时采用絮凝脱泥的抛尾量（28.14%）比弱磁强磁的抛尾量（38.29%）明显偏低，但抛尾效果亦算明显。如磨矿细度提高到-0.03mm95.40%，脱泥产率甚至可达到48.21%，此时沉砂品位达到43.88

38、%，这为采取阶段磨矿阶段选别流程，节省细磨矿量指明了方向。5.3 二段脱泥磨矿细度试验在一段磨矿细度基础上，进行了二段磨矿细度试验，NaOH用量为1000g/t（对给矿），水玻璃用量为600 g/t，试验结果见表5-3。表5-3 二段脱泥磨矿细度试验/%磨矿细度/%产品名称产率品位TFe回收率-0.038mm97.60沉 砂64.2548.1888.82矿 泥35.7510.9011.18原 矿100.0034.85100.00-0.03mm95.40沉 砂56.8352.1984.42矿 泥43.1712.6815.58原 矿100.0035.13100.00从表5-3中可以看出，对-200

39、目97.45%时絮凝脱泥的一段沉砂再磨再脱泥，提高铁品位的幅度比从原矿直接磨到相同细度的效果好很多，证明了采用阶段磨矿阶段选别流程的合理性。5.4 脱泥沉砂阳离子反浮选闭路试验 在弱磁-强磁-脱泥-阳离子反浮选流程浮选试验基础上，进行了闭路试验，药剂用量为：粗选淀粉用量为168.6g/t,YA-16用量为67.4 g/t,精选YA-16用量为16.9g/t（其中药剂用量针对原矿），获得了精矿产率31.59%、品位TFe61.23%、回收率68.64%的指标，数质量流程图见图5-1。絮凝脱泥絮凝脱泥铁精矿 图5-1 阶段磨矿-絮凝脱泥-阳离子反浮选数质量流程图原 矿磨矿95.40%-0.03mm

40、图例：g%磨矿28.18100.00100.00矿 泥3总尾矿扫 选3扫 选2扫 选1精 选粗 选矿 泥1矿 泥2清洗脱泥35.4588.1370.0611.1810.1725.6434.0489.8374.3611.171.704.3042.1552.1277.9610.2710.1727.9131.5961.2368.6410.5624.879.324.2237.335.5928.4314.9114.7832.5125.1021.767.4147.0912.3849.8823.8113.4539.0058.5481.0224.0138.8833.1339.7015.7811.2012.92

41、31.3668.41386 配矿试验 为了有效开发极微细粒赤铁矿，将磁铁矿矿样与极微细粒赤铁矿按比例进行混合，探索开发利用该类型矿石的可行性，其原则流程图见图6-1。6.1弱磁-强磁试验将磁铁矿分别按20%和50%的比例与极微细粒赤铁矿混合进行弱磁-强磁试验，在磨矿细度-0.075mm97.45%的情况下，试验中弱磁选场强1400Oe,强磁选场强15000Oe，试验结果见表6-1。表6-1 配矿弱磁-强磁试验结果/%磁铁矿配矿比例产品名称产率品位TFe回收率20弱磁精矿8.5753.3013.69强磁精矿65.2635.0068.47强磁尾矿26.1722.7517.84原 矿100.0033

42、.36100.0050弱磁精矿15.3051.0525.75强磁精矿50.5833.6356.08强磁尾矿34.1216.1518.17原 矿100.0030.33100.00100（第二批混合矿）弱磁精矿28.2048.7651.02强磁精矿37.4429.0740.39强磁尾矿34.366.748.59原 矿100.0026.95100.00 从表中可以看出，随着配矿比例的增加，弱磁精矿品位逐渐增加，完全是第二批混合矿时，其弱磁精矿TFe品位仅为48.76%,由此可见其磁铁矿嵌布粒度是比较细的；强磁尾矿出现递减趋势，在配矿比例较低时，其强磁尾矿TFe品位达到22.75%，损失较大。扫选（3

43、4次）絮凝脱泥强磁选弱磁选90.47%-0.045mm铁精矿 图6-1 弱磁-强磁-絮凝脱泥-反浮选原则流程图原 矿磨矿97.45%-0.075mm磨矿精 选强磁尾矿 泥1总尾矿磨矿矿 泥2絮凝脱泥磨矿絮凝脱泥矿 泥3矿 泥4清洗脱泥反浮选粗选P80 10.6m表6-2 配矿50%弱磁-强磁-絮凝脱泥-反浮选试验结果/%产品名称产率品位TFe回收率强磁尾矿34.1516.1518.17矿 泥111.5418.877.18矿 泥210.7018.576.55矿 泥37.7018.144.60浮选精矿25.7860.8251.70浮选尾矿10.1351.8011.80原 矿100.0030.331

44、00.007 现场磁选尾矿选矿试验7.1强磁选磁场强度试验将现场磁选尾矿在夹板式强磁选机上进行了磁场强度试验，试验样细度为-0.075mm74.44%，试验结果见表7-1。表7-1 强磁选磁场强度试验结果/%磁场强度/Oe产品名称产率品位TFe回收率6000强磁精矿54.2335.2277.43强磁尾矿45.7712.1622.57原 矿100.0024.66100.008000强磁精矿59.0133.1879.76强磁尾矿40.9912.1220.24原 矿100.0024.55100.0010000强磁精矿68.9530.8887.53强磁尾矿31.059.7712.47原 矿100.00

45、24.33100.0012000强磁精矿80.1928.1492.17强磁尾矿19.819.677.83原 矿100.0024.48100.00从表7-1中可以看出，在强磁选磁场强度6000Oe到8000Oe之间时，分选效果较好，精矿品位在33%到35%之间，回收率在70%到80%之间。在SHP-500强磁选机上进行验证试验，磁场强度7500Oe,试验结果见表7-2。表7-2 SHP-500强磁选机验证试验结果/%产品名称产率品位TFe回收率强磁精矿56.0533.4878.00强磁尾矿43.9512.0422.00原 矿100.0024.06100.007.2 脱泥磨矿细度试验将强磁选所得精

46、矿进行脱泥磨矿细度试验，脱泥试验条件为：NaOH1000g/t,腐植酸铵500 g/t,沉降时间为6分钟，试验结果见表7-3。表7-3 脱泥磨矿细度试验结果/%磨矿细度/%产品名称产率品位TFe回收率-0.038mm89.94沉 砂67.6940.8283.14矿 泥32.3117.3416.86原 矿100.0033.23100.00-0.038mm92.47-0.03mm83.47沉 砂62.7242.7180.38矿 泥37.2817.5419.62原 矿100.0033.33100.00-0.03mm88.95沉 砂55.9744.6676.18矿 泥44.0317.8723.82原

47、矿100.0033.03100.00-0.03mm95.29沉 砂50.0747.8072.08矿 泥49.9318.5627.92原 矿100.0033.20100.00-0.019mm93.10沉 砂42.1251.3065.07矿 泥57.8820.0434.93原 矿100.0033.21100.00 从表7-3中可以看出，脱泥沉砂的品位随着磨矿细度的增加而增加，在磨矿细度为-0.03mm95.29%时，沉砂的品位TFe达到47.80%,当磨矿细度增加到-0.019mm93.10%时，沉砂品位可以达到51.30%。7.3脱泥沉降时间试验考虑到在磨矿细度试验中，矿泥品位TFe较高，达到了

48、17%18%,因此进行了脱泥沉降时间试验。试验条件为磨矿细度-0.03mm95.29%、脱泥药剂条件为NaOH1000g/t,腐植酸铵500 g/t，试验结果见表7-4。表7-4 脱泥沉降时间试验结果/%沉降时间/分产品名称产率品位TFe回收率6沉 砂50.0747.8072.08矿 泥49.9318.5627.92原 矿100.0033.20100.008沉 砂55.9744.6676.18矿 泥44.0317.8723.82原 矿100.0033.03100.0010沉 砂62.7242.7180.38矿 泥37.2817.5419.62原 矿100.0033.33100.0012沉 砂6

49、7.6940.8283.14矿 泥32.3117.3416.86原 矿100.0033.23100.00 从表中可以看出，随着沉降时间的增加，沉砂产率有所增加，沉砂品位有所降低，沉降时间为12分钟时，沉砂品位仅为40.8%；矿泥品位随沉降时间增加变化不是很大，因此，选择沉降时间为6分钟。7.4 脱泥沉砂浮选试验对磨矿细度为-0.03mm95.29%时的脱泥沉砂分别进行了阴离子正浮选和阴、阳离子反浮选试验，试验条件及试验结果见表7-5。表7-5 脱泥沉砂浮选试验结果/%试验条件产品名称产率品位TFe回收率正浮选Na2CO31600g/tRA-915 600g/t精 矿44.0455.3051.4

50、3尾 矿55.9641.1048.57给 矿100.0047.35100.00阳离子反浮选粗选：淀粉400 g/t，YA-16 160 g/t精选：YA-16 40 g/t精 矿53.1256.7563.94精选泡沫13.0841.2211.43尾矿33.8034.3524.63给 矿100.0047.15100.00阴离子反浮选NaOH 1333 g/t,淀粉800 g/t，CaO667 g/t，RA-915 1333g/t，精选RA-915 400 g/t精 矿42.5756.4651.77精选泡沫40.2744.9939.02尾 矿17.1624.919.21给 矿100.0046.42

51、100.00 从表中可以看出，在磨矿细度为-0.03mm95.29%的情况下，浮选精矿品位较低，其中阳离子反浮选可以获得铁精矿品位为56.75%，回收率为63.94%的指标。选择磨矿细度为-0.019mm93.10%时的脱泥沉砂，在相同药剂条件下进行了阳离子反浮选试验，试验结果见表7-6。表7-6 阳离子反浮选试验结果/%试验条件产品名称产率品位TFe回收率阳离子反浮选粗选：淀粉400 g/t，YA-16 160 g/t精选：YA-16 40 g/t精 矿56.1259.4565.16精选泡沫13.2845.6011.83尾矿30.6038.5023.01给 矿100.0051.20100.0

52、07.5脱泥沉砂阳离子反浮选闭路试验 在强磁-脱泥-阳离子反浮选流程浮选试验基础上，进行了闭路试验，药剂制度和药剂用量分别为：粗选淀粉用量为89.4g/t，YA-16用量为35.7 g/t,精选YA-16用量为8.9 g/t（其中药剂用量针对原矿），获得了精矿产率19.70%、品位TFe58.55%、回收率47.95%的指标。 絮凝脱泥强磁选铁精矿 图4-2 强磁-脱泥-阴离子反浮选数质量流程图图例：g%磨矿强磁尾矿 泥总尾矿扫 选2扫 选1精 选粗 选12.0422.0043.9558.5547.9519.7015.6052.0580.30-0.075mm 74.44%扫 选3中 2中 34

53、2.443.932.2320.474.545.34现场尾矿100.0024.06100.0033.4878.0056.0525.0450.4452.4919.7925.5131.0144.4612.076.538.4249.3717.2744.696.553.5349.6476.3136.9926.928.477.5733.6716.6111.8756.4554.5023.2313.7638.1421.81中 18 产品分析8.1精矿化学成分分析对弱磁-强磁-絮凝脱泥-阴离子反浮选流程试验获得的铁精矿进行了化学多元素分析，分析结果见表8-1。表8-1 铁精矿多元素分析结果/%组分TFeFeOFe2O3