青石板铁矿选矿选矿试验报告

IXX矿冶研究院科学技术报告湖南XX化工有限公司XX青石板铁矿选矿试验报告XX矿冶研究院2010年3月08日II目录1前言12试验矿样及设备121试验矿样122试验设备13工艺矿物学研究331矿石化学成分332矿石的主要矿物组成433主要矿物的产出形式434小结54弱磁强磁脱泥反浮选流程试验1041磨矿细度试验1042强磁选磁场强度试验1143磁选机验证试验1244粗精矿絮凝脱泥探索试验1345脱泥沉砂阳离子反浮选试验13451阳离子药剂种类试验13452淀粉用量试验14453YA16用量试验14454弱磁强磁脱泥阳离子反浮选流程试验1546脱泥沉砂阴离子反浮选试验17461阴离子捕收剂种类试验17III462NAOH用量试验17463淀粉用量试验18464CAO用量试验19465捕收剂用量试验1947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2251絮凝脱泥药剂组合对比试验2252一段脱泥磨矿细度试验2253二段脱泥磨矿细度试验2354脱泥沉砂阳离子反浮选闭路试验246配矿试验2661弱磁强磁试验267现场磁选尾矿选矿试验2871强磁选磁场强度试验2872脱泥磨矿细度试验2973脱泥沉降时间试验3074脱泥沉砂浮选试验3175脱泥沉砂阳离子反浮选闭路试验328产品分析3481精矿化学成分分析3482粒度分析3483沉降试验3484精矿过滤试验36IV9结语3711前言湖南XX化工有限公司为开发XX铁矿青石板矿段铁矿石，特委托XX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。XX矿冶研究院于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2785、品位TFE635、回收率6278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3159、品位TFE6123、回收率6864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1970、品位TFE5855、回收率4795的指标。2试验矿样及设备21试验矿样试验所用代表性矿样由湖南XX化工有限公司负责采取，其重量500KG、粒度30MM。按图21流程制备了2MM试验矿样和分析矿样。222试验设备1SX810型箱式电阻炉，8KW，4002501602XMB67200240MM棒磨机3鼓型湿式弱磁选机400300MM；表面场强159KA/M2000OE）4实验室夹板式强磁选机；齿板表面场强011937KA/M15000OE5SHP700强磁选机；齿板表面场强011937KA/M（15000OE）6XCGS73型磁选管50MM；场强240KA/M（3000OE）7粒度检查筛200目,孔径0075MM；325目,孔径0045MM；400目,孔径0038MM；500目,孔径0030MM；800目，孔径0019MM3原矿30MM粗碎细碎筛分2MM2MM岩矿鉴定样选矿试验样原矿分析样图21试验矿样制备流程图混匀备样3工艺矿物学研究31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31，铁的化学物相分析结果列于表32。表31矿石的化学成分（）组分TFEFEOFE2O3SIO2TIO2AL2O3CAOMGO含量273072331004843017619065112组分MNONA2OK2OPSIGTFE/FEO碱性系数含量00790085110033012264378003表32矿石中铁的化学物相分析结果（）4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9095939110110162902730分布率333021723337040059106210000由表31、32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2730。矿石TFE/FEO的比值为378，碱性系数CAOMGO/SIO2AL2O3003。（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5462。有害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3330，加上赋存在半假象赤铁矿中的铁，合计分布率为5502，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。32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矿，偶见褐铁矿；金属硫化物为黄铁矿；脉石矿物以石英居5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33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125821290203416104118160533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0005MM，个别粗者可达015MM左右，一般介于001008MM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003MM左右外，普遍介于0002002MM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。6褐铁矿含量甚微，常呈细脉状沿矿石裂隙充填（照片5），脉宽粗者可至05MM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20MM，一般00410MM。34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338、铁回收率8839的理论选矿指标。7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8照片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9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104弱磁强磁脱泥反浮选流程试验41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41。表41弱磁强磁选流程磨矿细度试验结果/磨矿细度0075MM产品名称产率品位TFE回收率弱磁精矿389736435206强磁精矿469526104493尾矿14085833015542原矿10000272710000弱磁精矿363637525021强磁精矿490925894677尾矿14555653026090原矿10000271810000弱磁精矿338339814978强磁精矿442827454492尾矿21896555307041原矿10000270610000弱磁精矿299544364811强磁精矿454128254645尾矿24646105448545原矿10000276210000弱磁精矿269450144845强磁精矿404230074358尾矿326468179796620045MM7923）原矿1000027881000011弱磁精矿232853594560强磁精矿405230544523尾矿362069391799050045MM8878）原矿10000273610000弱磁精矿229157704770强磁精矿329634674125尾矿441369411050045MM9808（00385MM92）原矿10000277110000从表41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0045MM9808时，弱磁精矿TFE品位仍然只有5770，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。42强磁选磁场强度试验考虑到强磁选尾矿品位较低，为了提高精矿品位，在磨矿细度在0075MM9662,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42。表42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回收率弱磁精矿264048924597强磁精矿3707324242788000尾矿3653865112512原矿10000280910000弱磁精矿266449004674强磁精矿393030814335尾矿340681399110000原矿10000279310000弱磁精矿263549094612强磁精矿437129894659尾矿299468372912000原矿10000280510000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。43磁选机验证试验为确定强磁选可靠性，用4KG磨矿细度在0075MM9662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43。表43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回收率弱磁精矿304246375008强磁精矿312932043559尾矿3829105414330075MM9662弱磁选1500OE强磁选600OE原矿10000281710000磁选机验证试验表明，试验矿样在磨矿细度0075MM9662时，采用弱磁强磁选抛尾尾矿产率较大（3829），尾矿品位不高，具备工业可行性。1344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44。表44粗精矿絮凝脱泥试验结果/试验条件产品名称产率品位TFE回收率沉砂648253608894矿泥125461231802矿泥27541241240矿泥32181148084NAOH1000G/T水玻璃500G/T腐殖酸胺500G/T淀粉50G/T粗精矿1000039061000045脱泥沉砂阳离子反浮选试验451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120G/T的情况下，对捕收剂种类进行了试验，实验结果见表45。表45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回收率精矿825356148878尾矿174733521122YA16给矿10000521910000精矿796255188424尾矿203840341576GE609给矿10000521610000从表中可以看出，在药剂用量相同的条件下，阳离子捕收剂14YA16具有更好的捕收能力和选择性，精矿品位高出094个百分点，回收率高出454个百分点。452淀粉用量试验在浮选浓度30，YA16（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46。表46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回收率精矿748657628263尾矿251436081737400给矿10000522010000精矿812456488800尾矿187633351200600给矿100521410000精矿907654099415尾矿9243301585800给矿10000521410000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。453YA16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YA16用量试验，试验结果见表47。表47阳离子反浮选YA16用量试验结果/GE609用量（G/T）产品名称产率品位TFE回收率精矿842255718972尾矿15783406102890给矿1000052291000015精矿740657628186尾矿259436461814120给矿10000521310000精矿648459597421尾矿351638182579160给矿10000520610000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。454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YA16粗选66G/T，精选165G/T；淀粉1652G/T，其中一次扫选补加YA1612G/T，取得精矿产率为2785、品位TFE635、回收率6278的指标，数质量流程图见图41。16絮凝脱泥弱磁选463750073042铁精矿图42阶磨弱磁强磁脱泥阳离子反浮选数质量流程图原矿磨矿97450075MM图例202149936958磨矿10541433382932043560312928171000010000391085676171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4596804249291191525124252517698413056411952395255036780343651259105525235635062782785134529771420566430121498585565111743370622974524854162194143914432284362291188462133747304122861453372272159875003MM1746脱泥沉砂阴离子反浮选试验461阴离子捕收剂种类试验在相同的药剂制度下，即粗选NAOH1600G/T，淀粉1000G/T，CAO600G/T,捕收剂1600G/T，精选捕收剂400G/T，对脱泥沉砂进行了阴离子捕收剂种类试验，分别为RA715、RA915和CY58，试验结果见表48。（注以上药剂用量均对给矿）表48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回收率精矿697860588057精选泡沫216737371543尾矿8552456400RA715给矿10000524710000精矿653362257804精选泡沫7624624676尾矿270529281520RA915给矿10000521110000精矿817157989081精选泡沫6363140383尾矿11932344536CY58给矿10000521710000从表中可以看出，RA915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6225，回收率为7804，因此，选择RA915作为阴离子浮选药剂。462NAOH用量试验在淀粉用量800G/T、CAO用量600G/T、RA915用量1600G/T，浮18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49。（注以上药剂用量均对给矿）表49NAOH用量试验结果/用量（G/T）产品名称产率品位TFE回收率精矿736059648443尾矿2640306815571200给矿10000519910000精矿725860128420尾矿2742298615801400给矿10000518210000精矿709660678300尾矿2904303717001600给矿10000518710000从表中可以看出，选择NAOH用量为1600G/T是合适的。463淀粉用量试验在NAOH用量1600G/T、CAO用量600G/T、RA915用量1600G/T，浮选温度30、浓度30的条件下，进行了淀粉用量试验，试验结果见表410。（注以上药剂用量均对给矿）表410淀粉用量试验结果/用量（G/T）产品名称产率品位TFE回收率精矿679460727971尾矿320632762029600给矿10000517610000精矿709660678300尾矿290430371700800给矿1000051871000019精矿729059698487尾矿2710286315131000给矿10000512810000精矿730059218486尾矿2700294315541200给矿10000511610000从表中可以看出，淀粉用量选择600G/T是合适的。464CAO用量试验选择NAOH用量1600G/T，淀粉用量600G/T、在RA915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411。（注以上药剂用量均对给矿）表411CAO用量试验结果/用量（G/T）产品名称产率品位TFE回收率精矿812157799100尾矿18792473900400给矿10000515810000精矿791758028972尾矿208325251028500给矿10000511910000精矿748060008738尾矿252025731262600给矿10000513610000从表中可以看出，CAO用量选择600G/T是合适的。465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，20在浮选温度30、浓度30的条件下，进行了RA915用量试验，试验结果见表412。（注以上药剂用量均对给矿）表412捕收剂用量试验结果/用量（G/T）产品名称产率品位TFE回收率精矿768159828968尾矿2319228010321200给矿10000512410000精矿729360858649尾矿2707256013511400给矿10000513110000精矿696860738299尾矿3032286017011600给矿10000509910000精矿651761767874尾矿3483312121261800给矿10000511210000从表中可以看出，当捕收剂用量增加到1400G/T后，一次粗选精矿品位可以达到6085，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1400G/T。47弱磁强磁脱泥阴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NAOH6827G/T，淀粉256G/T，CAO256G/T，RA9155974G/T，精选RA915400G/T（药剂用量针对原矿），数质量流程图见图42。21絮凝脱泥弱磁选456049663082铁精矿图42阶磨弱磁强磁脱泥阴离子反浮选数质量流程图原矿磨矿97450075MM图例205950346918磨矿10241315363432043719328428301000010000386186856366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452081935129112649212375182781442676071202258525496679354522134312152525560456878322038231321978418475670236385896758033383883293013215620254915983756632515122313761303312267809875003MM扫选3中2中3277323524022578351047235310701287225阶段磨矿絮凝脱泥阳离子反浮选流程51絮凝脱泥药剂组合对比试验在磨矿细度0075MM9745，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51。表51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回收率沉砂728934688892矿泥271111621108NAOH1000G/T水玻璃500G/TPH9原矿10000284310000沉砂735534628953矿泥264511211047NAOH1000G/T腐殖酸胺1000G/TPH9原矿10000283510000沉砂780433049075矿泥21961197925NAOH1000G/T水玻璃500G/T腐殖酸胺1000G/TPH9原矿1000028411000052一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52。表52一段脱泥磨矿细度试验结果/磨矿细度/产品名称产率品位TFE回收率沉砂718634828854矿泥2814115111460075MM9745原矿1000028261000023沉砂616738468417矿泥3833116415830045MM9545原矿10000281810000沉砂517943888000矿泥482111782000003MM9540原矿10000284010000从表中可以看出，在200目9745时采用絮凝脱泥的抛尾量（2814）比弱磁强磁的抛尾量（3829）明显偏低，但抛尾效果亦算明显。如磨矿细度提高到003MM9540，脱泥产率甚至可达到4821，此时沉砂品位达到4388，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。53二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600G/T，试验结果见表53。表53二段脱泥磨矿细度试验/磨矿细度/产品名称产率品位TFE回收率沉砂642548188882矿泥3575109011180038MM9760原矿10000348510000沉砂568352198442矿泥431712681558003MM9540原矿10000351310000从表53中可以看出，对200目9745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。2454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1686G/T,YA16用量为674G/T,精选YA16用量为169G/T（其中药剂用量针对原矿），获得了精矿产率3159、品位TFE6123、回收率6864的指标，数质量流程图见图51。25絮凝脱泥絮凝脱泥铁精矿图51阶段磨矿絮凝脱泥阳离子反浮选数质量流程图原矿磨矿9540003MM图例磨矿28181000010000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354588137006111810172564340489837436111717043042155212779610271017279131596123686410562487932422373355928431491147832512510217674147091238498823811345390058548102240138883313397015781120129231366841266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61。61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0075MM9745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61。表61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回收率弱磁精矿85753301369强磁精矿652635006847强磁尾矿26172275178420原矿10000333610000弱磁精矿153051052575强磁精矿505833635608强磁尾矿34121615181750原矿10000303310000弱磁精矿282048765102强磁精矿374429074039强磁尾矿3436674859100（第二批混合矿）原矿10000269510000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4876,由此可27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2275，损失较大。扫选（34次）絮凝脱泥强磁选弱磁选90470045MM铁精矿图61弱磁强磁絮凝脱泥反浮选原则流程图原矿磨矿97450075MM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P80106M28表62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341516151817矿泥111541887718矿泥210701857655矿泥37701814460浮选精矿257860825170浮选尾矿101351801180原矿100003033100007现场磁选尾矿选矿试验71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0075MM7444，试验结果见表71。表71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回收率强磁精矿542335227743强磁尾矿4577121622576000原矿10000246610000强磁精矿590133187976强磁尾矿4099121220248000原矿10000245510000强磁精矿689530888753强磁尾矿3105977124710000原矿10000243310000强磁精矿801928149217强磁尾矿198196778312000原矿1000024481000029从表71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SHP500强磁选机上进行验证试验，磁场强度7500OE,试验结果见表72。表72SHP500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560533487800强磁尾矿439512042200原矿1000024061000072脱泥磨矿细度试验将强磁选所得精矿进行脱泥磨矿细度试验，脱泥试验条件为NAOH1000G/T,腐植酸铵500G/T,沉降时间为6分钟，试验结果见表73。表73脱泥磨矿细度试验结果/磨矿细度/产品名称产率品位TFE回收率沉砂676940828314矿泥3231173416860038MM8994原矿10000332310000沉砂627242718038矿泥3728175419620038MM9247003MM8347原矿10000333310000沉砂559744667618矿泥440317872382003MM8895原矿10000330310000003MM9529沉砂50074780720830矿泥499318562792原矿10000332010000沉砂421251306507矿泥5788200434930019MM9310原矿10000332110000从表73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003MM9529时，沉砂的品位TFE达到4780,当磨矿细度增加到0019MM9310时，沉砂品位可以达到5130。73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1718,因此进行了脱泥沉降时间试验。试验条件为磨矿细度003MM9529、脱泥药剂条件为NAOH1000G/T,腐植酸铵500G/T，试验结果见表74。表74脱泥沉降时间试验结果/沉降时间/分产品名称产率品位TFE回收率沉砂500747807208矿泥4993185627926原矿10000332010000沉砂559744667618矿泥4403178723828原矿10000330310000沉砂627242718038矿泥37281754196210原矿10000333310000沉砂67694082831412矿泥32311734168631原矿10000332310000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408；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。74脱泥沉砂浮选试验对磨矿细度为003MM9529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75。表75脱泥沉砂浮选试验结果/试验条件产品名称产率品位TFE回收率精矿440455305143尾矿559641104857正浮选NA2CO31600G/TRA915600G/T给矿10000473510000精矿531256756394精选泡沫130841221143尾矿338034352463阳离子反浮选粗选淀粉400G/T，YA16160G/T精选YA1640G/T给矿10000471510000精矿425756465177精选泡沫402744993902尾离子反浮选NAOH1333G/T,淀粉800G/T，CAO667G/T，RA9151333G/T，精选RA915400G/T给矿10000464210000从表中可以看出，在磨矿细度为003MM9529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5675，回收率为6394的指标。32选择磨矿细度为0019MM9310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76。表76阳离子反浮选试验结果/试验条件产品名称产率品位TFE回收率精矿561259456516精选泡沫132845601183尾矿306038502301阳离子反浮选粗选淀粉400G/T，YA16160G/T精选YA1640G/T给矿1000051201000075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894G/T，YA16用量为357G/T,精选YA16用量为89G/T（其中药剂用量针对原矿），获得了精矿产率1970、品位TFE5855、回收率4795的指标。33絮凝脱泥强磁选铁精矿图42强磁脱泥阴离子反浮选数质量流程图图例磨矿强磁尾矿泥总尾矿扫选2扫选1精选粗选1204220043955855479519701560520580300075MM7444扫选3中2中342443932232047454534现场尾矿10000240610000334878005605250450445249197925513101444612076538424937172744696553534964763136992692847757336716611187564554502323137638142181中1348产品分析81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81。表81铁精矿多元素分析结果/组分TFEFEOFE2O3SIO2AL2O3CAOMGO含量6054123972739502100017022组分MNOTIO2K2ONA2OSP烧失含量00470590