山西某贫磁
铁矿具有一定储量，但矿石地质Fe品位较低，为22％左右，矿物嵌布粒度微细，选别难度很大，以其为原料矿石的某选厂工艺流程为阶段磨矿-单一磁选工艺，共采用三段磨矿，磨矿最终粒度为-0．045mm粒级占95％，精矿铁品位在55％左右，品位较低，不能满足市场需求，必须进一步提高产品质量。鞍钢集团矿业公司研究所对该矿石进行了提质试验研究，确定了合理的流程，即阶段磨矿-磁精-再磨-阴离子反浮选工艺，在原矿铁品位21．52％时，取得了精矿铁品位65．19％，精矿产率17．64％，
金属回收率53．44％，尾矿铁品位12．16％的选别指标，使该矿石能够得以合理利用，为选厂工艺技术改造、实现产品质量的提高提供决策依据。 1 矿样性质 试验矿样共2种：①块矿，为矿区代表性矿样，共3种，分别磨制光片和薄片，进行岩相鉴定。②粉矿，为细碎后矿样，粒度约20～0mm，将其细碎至2～0mm，混合均匀制得试验综合样。综合矿样的化学多元素分析及物相分析结果分别见表1和表2。 矿样岩相鉴定结果表明，矿石主要为绿泥磁铁
石英岩。该贫磁
铁矿石样按矿物嵌布粒度分2种：细粒矿样和粗粒矿样。细粒样所占比例较大。细粒矿样主要矿物为
石英和磁铁矿，少量的绿泥石、菱铁矿和白云石，极少量黄铁矿和硅酸盐矿物等。粗粒矿样主要矿物为
石英和磁铁矿，磁铁矿及裂隙有赤铁矿氧化边，含极少量的绿泥石等。细粒样矿石为致密块状构造，镜下可见隐条带状构造，即微细(<15μm)铁矿物和脉石呈层状相对富集，在显微镜下呈条带状产出，结构为微细粒变晶结构。粗粒样矿石为条带状构造，结构为它形细粒变晶结构。 利用显微图像分析仪测定两种矿样铁矿物和脉石矿物(除可利用铁外的矿物)的矿物嵌布粒度。结果表明两种矿样铁矿物和脉石矿物的嵌布粒度均极细。细粒矿样铁矿物平均粒度为11．90μm，+35μm的铁矿物含量为31．11％，这将影响铁金属的回收利用率，脉石矿物粒度平均粒度为23．01μm，偏细，将会影响选别抛尾。粗粒矿样铁矿物平均粒度为17.09μm，+35μm的铁矿物含量为49．54％，矿石中一部分铁矿物可以被回收利用。脉石矿物粒度为37．54μm，偏细，但选别中可以抛出一部分合格尾矿。 由表1、表2分析结果，结合工艺矿物学分析可知，该矿石品位较低，属贫磁铁矿，主要有用矿物为磁铁矿，金属分布率为67．6l％，主要脉石矿物为石英，含量为51．75％，矿物组成中不可利用的硅酸铁含量较高，化学组成中三氧化二
铝含量较高，说明硅酸铁主要以绿泥石形式存在，影响矿石可选性，尤其是对尾矿品位和金属回收率造成的影响较大。 2试验研究 2．1矿石磨矿特征 将
选矿综合试验样(2～0mm)缩分后取样1kg，利用试验室干式
球磨机进行磨矿试验，磨矿时间间隔为5min，取样测磨矿粒度。标准矿样为大孤山
选矿厂人选矿石，矿石相对可磨度曲线见图1。 由图1可见，随着磨矿时间的增加，山西铁矿石磨矿粒度变化情况与大孤山铁矿石相近，当磨矿时间约为14min时可以达到-0．074mm粒级占74％，当磨矿时间约为30min时可以达到-0．074mm粒级占92％。 2．2原矿磁性分析 取综合矿样l kg，利用试验室球磨机磨至不同粒度，分别做磁选管试验，磁场强度15．625kA/m，原矿铁品位为21．52％，试验结果见表3。 表3结果表明，随着磨矿粒度降低，磁选精矿产率和回收率均降低，且变化趋势相同，而精矿产率的变化与品位具有正相负关系。磨矿粒度-0．045mm粒级含量由69％增加到94．3％，磁选管精矿品位由40．63％提高到50．40％，精矿产率降低同时，尾矿品位都在9．5％左右，说明在粗磨的条件下，可以抛弃一定量低品位的尾矿，减少后续磨选作业通过量，该矿石适宜采用阶段磨矿阶段选别工艺，也说明在此磨矿过程中，矿物一直没有达到较好解离；此后矿石继续细磨，精矿各项指标出现拐点，说明矿物解离加快，至-0．045mm粒级占98．8％时，得到精矿品位52．94％的较好指标，因此确定最终磨矿粒度为-0．045mm粒级占98％以上，此时尾矿品位增加到10．90％，精矿产率和回收率均降低，这是由于细磨使矿物解离的同时，铁矿物过磨加重，因而造成尾矿品位的提高，金属损失加重。 2．3选别试验 试验分析结果表明，该矿石矿物组成主要以磁性矿物为主，矿物嵌布粒度极细，即使在磨矿较细的情况下也难于使铁矿物达到充分解离，因此采用单-磁选的办法不易获得理想选别指标，现场生产实践也说明了这点。磁性分析结果表明该矿石适于阶段磨选工艺。为此选择了2种流程；单一磁选流程和磁-浮联合流程进行试验研究，试验流程为：①阶段磨矿-单一磁选流程。给合现场生产实际，继续磨细，采用单一磁选工艺探索提高精矿品位的可行性。②阶段磨矿-磁精再磨-反浮选流程。对该流程进行了阴离子和阳离子反浮选试验。 2．3．1 阶段磨矿-单一磁选流程试验 将选矿综合试验样给入试验室磨机进行磨矿，磨矿粒度-0．074mm粒级占74％，配成30％的浓度给入φ400mm×300 mm鼓型湿式
磁选机进行磁选试验，磁精矿截取备用。原矿铁品位为21．52％，磁场强度为16．25kA/m，试验指标见表4。从表4试验结果看，弱磁选别和磁选管试验结果相一致，基本达到粗磨条件下抛弃大量尾矿，减少后续作业磨选通过量的目的。 将磁精矿(-0．074mm粒级占6l％，-0．045mm粒级占54％)给入试验室磨机进行磨矿，磨矿粒度分别为-0．045mm粒级占94．3％和99％，分别给入φ400mm×300mm鼓型湿式磁选机进行磁选试验，给矿铁品位为44．25％，磁场强度12．5kA/m，试验指标见表5。由表5可以看出，磁精矿再磨至-0．045mm粒级占99％时，再次选别后品位达到56．48％，这与现场生产指标接近。 由以上试验得出阶段磨矿、单一磁选工艺条件为：初磨磨矿粒度-0．074mm粒级占74％，再磨粒度-0．045mm粒级占99％，-磁磁场强度16．25kA/m，二磁磁场强度12．5kA/m，得到的指标为：原矿铁品位21．52％，精矿铁品位56．48％，精矿产率25．85％，金属回收率67．85％，尾矿铁品位9．33％。工艺数质量流程见图2。 以上试验结果说明单一磁选流程虽经细磨深选，提质幅度仍然有限，这与现场生产情况相似，因此必须探讨其它流程。 2．3．2阶段磨矿-磁精再磨-反浮选流程 根据近年选矿生产实践经验，反浮选工艺用于精矿提质发挥较好的作用。而阴离子和阳离子反浮选工艺各有优缺点：阴离子反浮选药剂制度复杂，工艺条件要求高，但选别效果好。阳离子反浮选药剂制度简单，工艺条件要求不高，便于操作管理，但药剂选择性要差些。试验对图2中-磁精矿再磨产品(铁品位44．25％，-0．045mm粒级占99％)进行了两种反浮选试验，结果表明阳离子反浮选试验指标不好，因此试验推荐采用阴离子反浮选工艺。阴离子反浮选工艺条件为：浮选浓度33％；浮选温度30～35℃；pH=11．5。阴离子反浮选试验加药量为(均为浮给)：NaOH：1125g/t；淀粉：1050g/t；CaO：600g/t；RA-715：粗选390g/t，精选120g/t。工艺数质量流程见图3。 由图3可以看出，阴离子反浮选精矿品位较高，为65．12％，提质效果十分明显。尾矿品位也偏高，为23．63％，主要是因为浮给矿物解离度低，连生体进入尾矿中造成的。 2．4合理工艺流程的确定与分析 由以上试验对比可见，采用阶段磨矿．磁精矿再磨·阴离子反浮选工艺流程，精矿品位可以达到65％以上，实现了精矿产品质量的突破，与阶段磨矿、单一磁选工艺流程相比，精矿品位提高近10个百分点，因此确定阶段磨矿、磁精矿再磨-阴离子反浮选工艺为处理该贫磁铁矿合理的工艺流程。该流程的优势在于磁精矿细磨后采用了阴离子反浮选工艺，并选用了高效选矿药剂和合理的药剂制度，其对细粒级铁矿物的提质和回收效果明显好于弱磁选，改善了磁选选别细粒级矿物时较强的机械夹杂和磁性夹杂以及由于给矿产品解离度低、磁选对弱磁性连生体回收效果差对选别效果造成的负面影响。 流程的不足之处是尾矿品位偏高，这是由矿石性质决定的，一方面矿石组成中含有较高的磁选无法回收的碳酸铁和不可利用的硅酸铁，尤其是绿泥石的存在影响矿石可选性，另一方面铁矿物嵌布粒度太细，要得到高品位的精矿必须细磨使矿物达到单体解离，但即使在试验磨矿粒度达-0．045mm粒级占99％的条件下仍有一部分矿物以连生体形式存在。 3产品分析 3．1产品粒度分析及单体解离度的测定 对一次磨矿产品、磁精矿再磨前、后共3个产品进行筛析、水析并测定铁矿物和脉石矿物的单体解离度，分析结果见表6～8。 由表可见，原矿磨至-0．074mm粒级占74％时铁矿物解离度为40．65％，脉石矿物解离度为43．24％，均较低，因此一段弱磁选不容易抛出低品位尾矿，此时铁金属量主要集中在+43μm粗粒级；弱磁精矿中铁矿物解离度不高，仅为42．88％，脉石矿物解离度更低为27．16％，说明矿物主要以连生体形式存在，影响弱磁精矿品位的主要是+74μm粗粒连生体；再磨以后弱磁精矿粒度组成发生很大变化，-45μm粒级含量由6l％提高到99％，铁矿物解离度提高到65．56％，提高幅度较大，为后续反浮选作业创造了条件，但同时脉石矿物解离度仍然很低，因此浮选作业难以得到较低品位的尾矿，影响到流程的金属回收率。3．2浮选精矿产品化学多元素分析浮选精矿产品化学多元素分析结果见表9。由表9可见，浮选精矿作为最终精矿，品质较好，SiO2含量不高，有害的S、P含量均很低，可作为优质产品出售。 4结 语 1)试验研究的山西某地微细粒嵌布极贫磁铁矿石品位较低，矿物组成中难选的碳酸铁和不可利用的硅酸铁含量较高，且含有一定量的绿泥石，影响选别指标；铁矿物嵌布粒度微细，即使在磨矿较细的情况下也难使铁矿物达到充分解离，总体上看矿石较难选。 2)试验确定了处理该贫磁铁矿合理的选别提质工艺流程为：阶段磨矿-磁精矿再磨-阴离子反浮选工艺。得出原矿铁品位为21．52％时，精矿铁品位65．19％，精矿产率17．76％，金属回收率53．73％，尾矿铁品位12．11％的较好选别指标。精矿产品质量分析表明，产品质量较好。 3)试验采用阶段磨矿阶段抛尾，技术上可行，经济上合理，可减少后续作业的负担和能耗，采用阴离子反浮选有效地提高了产品质量，使选厂产品更具有市场竞争力，为该极贫磁铁矿的合理利用提供了技术依据，为国内同类矿山的开发利用提供了范例。
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