（材料学专业论文）黑石砬子铁矿选矿试验研究.pdf

鞍山科技大学硕士学位论文 摘要 摘要 黑石砬子铁矿矿体金属矿物可分为三类：氧化物有磁铁矿，赤铁矿，假象赤铁 矿，褐铁矿；碳酸铁岩有菱铁矿和铁白云石；硫化物有黄铁矿及微量的黄铜矿。矿 石中含铁品位一般在2 0 一3 5 之间。矿石中碳酸铁含量较高，全区一般在卜8 之问， 局部富集，含量个别高达2 0 之上。 本次选矿试验矿样共分四种地表矿样，地表刻槽取样。- - 2 0 0 米以上的 岩芯样。- - 2 0 0 米 - 7 0 0 米岩芯样矿样。- - 7 0 0 米以下岩芯样矿样。 由于地表下- 1 0 0 米以上含矿量较少，且地表刻槽矿样的风化严重，而一2 0 0 米以 下矿样接近磁性矿，二者的代表性均不足，因此以一2 0 0 米上岩芯样为代表性矿样， 进行详细、深入的选矿试验研究。 对地表下- 2 0 0 米以上岩芯样分别进行了连续磨矿弱磁一强磁一阴离子反浮选 工艺流程选别试验和连续磨矿粗细分级、重选一磁选一中矿再磨工艺流程选别试验。 连续磨矿弱磁一强磁一阴离子反浮选工艺流程在原矿品位2 5 7 6 ，磨矿粒度一2 0 0 目占9 0 “9 5 以上的条件下，试验的最终指标为：精矿品位6 6 5 0 ，尾矿品位1 3 4 8 。 连续磨矿粗细分级、重选一磁选一中矿再磨工艺流程，在原矿品位2 5 5 5 ，一次磨矿 粒度一2 0 0 目占6 5 7 0 的条件下，试验的最终指标为：精矿品位6 5 0 5 ，尾矿品位 】2 5 7 。 关键词：磨矿，重选，磁选，粗细分级，品位 鞍山科技大学硕士学位论文a b s 仃a c t a b s tr a c t t h em i n eo fh e i s h i l a z h ii n c l u d e s3c l a s s e so fm i n e r a l ，m o s to ft h e m a r em a g n e t i t e ，h e m a t i t e ，s i d e r i t e ，c h a l c o p y r i t e t h eg r a d eo fi r o ni sa b o u t 2 5 一3 0 t h es a m p l e so ft h i st e s ti n c l u d e4c l a s s e s ：t h es a m p l e sa b o v et h e s u r f a c e ，t h es a m p l e sa b o v e 一2 0 0m e t e r s ，t h es a m p l e sb e t w e e n 一2 0 0a n d 一7 0 0 m e t e r s ，t h es a m p l e sb e l o w 一7 0 0m e t e r s t h e s et e s tm a i n l yd e a lw i t ht h es a m p l e sa b o v e 一2 0 0m e t e r s ，2t y p e s o fm i n e r a lp r o c e s s i n gt e s ta r ee x p e r i m e n t e d o n ei ss u c c e s s i v em i l l i n g ，l o w i n t e n s i t ym a g n e t i co r ed r e s s i n g ，h i g hi n t e n s i t ym a g n e t i co r ed r e s s i n g ，a n d i n v e r s ef l o a t a t i o n s e q u e n c e i nt h i st e c h n i c s ，t h eg r a d eo ft h e c o n c e n t r a d ec a nr e a c h6 6 5 0 ，t h eg r a d eo ft h eg a n g u ec a nr e a c hl3 4 8 t h e o t h e ri ss u c c e s s i v em i l l i n g ，g r a v i t a t i o n a lo r ed r e s s i n g ，m a g n e t i cs e p e r a z i o n s e q u e n c i nt h ist e c h n ic s ，t h eg r a d eo ft h ec o n c e n r t a d ec a nr e a c h6 5 0 5 ，t h e g r a d eo ft h eg a n g u ec a nr e a c h1 2 5 7 。 k e y w o r d ： m i l l i n gg r a v i t a t i o n a l o r e d r e s s i n gm a g n e t i c e p e r a t i o ng r a d e i i 鞍山科技大学硕士学位论文 第一章绪论 1 1 背景 第一章绪论 目前，鞍山地区己开采的几个老矿山随着开采部位的逐年下降，生产能力也在 逐步降低，而选厂通过不断的技术改造，生产能力逐渐扩大，现有采场的供矿能力 已不能满足选厂的生产需要，为使矿山生产经营保持持续稳定的发展，公司决定进 行后备矿山资源的开发利用研究。2 0 0 5 年初，鞍矿公司科技处决定对位于大孤山地 区的黑石砬子铁矿山进行选矿试验研究，由鞍矿公司矿山研究所承担该项目的研究 工作。【1 】【2 】 黑石砬子铁矿组成复杂，若单独按工业类型分层开采是很困难的，因此一直未开 采。随着选矿技术水平的提高，新工艺、新设备、新药剂的不断开发与应用，为有 效的开发黑石砬子铁矿资源提供了技术保障。因此通过对黑石砬子铁矿床进行全面 的选矿试验研究，使黑石砬子铁矿资源得到充分有效的利用是非常必要的。跚【4 】【5 】 1 2 鞍山地区选矿技术发展现状 由于近几年鞍山地区选矿技术的日益提高，经过对鞍山地区几大选矿厂，包括齐 大山选矿厂，调军台选矿厂，东烧选矿厂，大孤山选矿厂的选矿试验研究，针对各选 矿厂的实际情况其中对齐大山选矿厂，大孤山选矿厂和东烧选矿厂进行了大规模的 技术改造，使新的铁矿工艺流程得以实施。齐大山选矿厂采用阶段磨选，重一磁一浮 流程，调军台选矿厂采用连续磨矿，弱磁一强一反浮选流程，东烧选矿厂采用连续磨 矿，中矿再磨，重一磁一浮流程。大孤山选矿厂采用阶段磨选，单一磁选细筛流程。 生产实践表明，这几个选矿厂的工艺流程，通过技术改造取得了良好的技术经济效 果。口7 】口8 j 鞍山地区几大铁矿选矿厂的选别流程之所以能够获得良好的技术指标，主要是 有效地利用了矿物的磁性，比重，粒度等特征的差异，充分发挥各选别设备的特有 作用，选用了性能良好的反浮选药剂，实行多工艺联合作业的结果。对于黑石砬子 铁矿矿石性质的复杂性，也应采取多工艺联合作业。 鞍山科技大学硕士学位论文 第一章绪论 1 3 课题项目技术路线与创新点 由于黑石砬子铁矿属于高碳酸铁的混合型矿石，其矿石性质的特殊性决定了其 选别方法的创新性。 1 3 1 连续磨矿中矿再磨的技术路线与创新点 黑石砬子铁矿的嵌布粒度细，因此必需进行细磨，但是由于其极易泥化，在 磨矿粒度为一2 0 0 目占7 0 时，一1 0um 含量在3 0 ，当磨矿粒度在- 2 0 0 目含量9 0 以上时， 一1 0l lm 高达4 0 ，如果磨矿粒度粗，则单体解离度低，无法实现铁矿物与脉石矿物的 有效分离，如果将原矿直接磨到一2 0 0 目占9 0 以上，虽然解离度提高但细级别含量过 高，无法有效回收，为解决这一矛盾，在本次试验中阶段磨矿、阶段选别，首先将 原矿磨到一2 0 0 目占6 5 7 0 ，分选出部分合格精矿，抛弃部分低品位尾矿，对未单体 解离的产品作为中矿进行再磨，这样既提高了单体解离度，实现了铁矿物与脉石矿 物的有效分离，又防止了过磨对尾矿品位和回收率造成的不利影响。 1 3 2 重一磁流程的技术路线与创新点 由于黑石砬子铁矿属于高碳酸铁的混合型矿石，重一磁联合流程适合于矿石性 质，能有效的回收原矿中的磁性铁和非磁性铁矿物，对矿石性质变化的适应性较强。 粗细分选，粗粒给重选、细粒给磁选，实现了窄级别入选，有利于充分发挥重选设 备和磁选设备的作用。粗细分选后，粗粒部分经两段螺旋溜槽选别后，获得了品位 为6 5 1 0 ，产率为1 9 3 3 的重选精矿，细粒部分经脱一磁一细筛选别后，获得了品位 为6 4 8 9 ，产率为5 8 0 的磁选精矿。 1 3 3 碳酸铁在反浮选中的流向研究的技术路线与创新点 碳酸铁对浮选过程有着很大的影响，为了查明碳酸铁在反浮选中的流向，对浮 选闭路过程中的精矿和尾矿进行了物相分析，分析结果表明：浮选精矿品位随着每 一循环略有降低，四个循环中从6 7 2 0 至u 6 6 5 2 尾矿品位随着每一循环中升高幅度 较大，四个循环中从1 1 8 7 升高至f j 2 1 2 2 。从碳酸铁流向看，碳酸铁在精矿中的含量 2 鞍山科技大学硕士学位论文第一章绪论 基本不变，在尾矿中的含量逐渐升高，从4 6 0 到7 5 0 ，出现这一隋况说明r a 7 1 5 对碳 酸铁有一定的选择作用，从试验过程看，碳酸铁首先在中矿中富集，随着浮选的不断 进行，碳酸铁进入尾矿中，使尾矿品位和尾矿中的碳酸铁含量逐渐升高。旧【7 】 1 3 4 工艺流程的确定 黑石砬子铁矿属于高碳酸铁的混合型矿石，全铁品位大部分在2 5 一3 0 之间， 矿石属于高硅，低硫磷的酸性贫铁矿石，矿石有害杂质低于工业允许值。黑石砬子 地区矿石含碳酸铁比较高，介于1 - s 2 间，而且以复杂的形式存在于整个矿体中。 矿石的嵌布粒度细，针对黑石砬子矿石性质特点，根据试验研究结果，确定采用连 续磨矿、粗细分级、重一磁一中矿再磨工艺流程对该矿石进行选别。在原矿品位 2 5 7 6 ，一次磨矿粒度一2 0 0 目占6 8 8 3 的条件下，获得的选别指标为：精矿品位 6 5 0 5 ，精矿产率2 5 1 3 ，金属回收率6 3 4 6 ，尾矿品位1 2 5 7 的选别指标。 连续磨矿、中矿再磨工艺适应了原矿嵌布粒度细且易泥化的特点，既可减少中 矿再磨量又可避免过磨、减少金属流失。 粗细分选工艺流程结构合理，能有效地发挥重选和磁选工艺各自的优势，解决 了重选和磁选作业对给矿粒度的不同要求，实现了窄级别入选的合理选别过程，有 利于提高选矿技术指标。 螺旋溜槽作业对矿量和浓度的变化适应性强，指标稳定，运行成本低，能够取 得合格的粗粒精矿。 采用“连续磨矿、粗细分级、重一磁一中矿再磨”工艺对原矿性质变化具有较 强适应性，这对于黑石砬子铁矿由地表的以赤铁矿为主到深部以磁铁矿的主的矿石 性质的变化具有较强的适应性，同时该工艺流程稳定性强，易于操作管理。 1 4 本文研究内容 第一章绪论。 第二章地表样试验研究。 第三章地表下- 2 0 0 米以上的岩芯样试验。 第四章地表下一2 0 0 米”- 7 0 0 米岩芯样试验。 第五章地表下一7 0 0 米- 1 0 0 0 米岩芯样试验。 第六章试验结果分析及工艺流程推荐。 第七章结论。 鞍山科技大学硕士学位论文 第= 章地表样试验研究 第二章地表样试验研究 黑石砬子地表样通过地表刻槽取样，在试验室内经破碎，磨矿后供选矿试验用。 2 1 矿石性质 地表样矿石构造以不规则的条带状、松散块状、细脉网脉状和揉皱构造为主。 由于槽探样均采自地表，矿石风化严重，构造松散、褐铁矿化严重。 地表样矿石结构以粒状变晶片状、交代残余、粒状镶嵌、变晶包含为主。 矿石类型以假象赤铁石英岩、含菱铁矿假象赤铁石英岩、磁铁假象赤铁石英岩、 含菱铁矿磁铁假象赤铁石英岩为主。 矿石矿物共生关系：1 、石英菱铁矿铁自云石2 、石英一磁铁矿一赤铁矿 假象赤铁矿( 铁自云石菱铁矿) 3 、石英磁铁矿绿泥石。从共生关系看，碳 酸铁、赤铁矿、磁铁矿几类矿物很难实现分别开采或剥离。这将给选矿生产带来不 小的难度。 矿物的嵌布粒度平均3 6 4 5 微米，脉石嵌布粒度平均5 2 1 1 微米。铁矿物在 i o “3 5 微米和7 5 1 4 7 微米闻呈双峰集中分布。脉石也呈双峰分布，峰值比铁矿物略 粗。 对原矿进行物相分析和多元素分析可知，地表矿以氧化矿为主，低硫磷，高硅。 对原矿进行解离度测定，原矿磨矿粒度5 7 5 1 时，铁矿物解离度4 8 5 1 ，脉石 解离度3 8 7 7 。原矿磨矿粒度9 5 5 3 时，铁矿物解离度7 3 9 1 ，脉石解离度4 7 8 9 。 f 鳓l 现 2 2 选矿试验 矿石性质的分析结果表明：地表刻槽矿样以赤铁矿和假象赤铁矿为主，含有极 少量磁性矿，采用单一磁选的方法不适合该矿石的性质，考虑到矿石的嵌布粒度较 细，在粗磨的条件下单体解离度偏低，不适宜采用重选的方法对其进行选别，因此决 定采用适合于贫细粒赤铁矿石的反浮选工艺对该矿进行选矿条件试验。 4 鞍山科技大学硬士学位论文 第= 章地表样试验研究 2 2 1 不同电流的强磁选条件试验 将矿石磨到粒度为_ 2 0 0 目占9 3 5 0 0 , 6 ，进行不同电流的强磁选条件试验。试验电 流分别为1 1 0 0 ，8 0 0 a ，7 0 0 a ，6 0 0 a ，5 0 0 a 。试验结果见表2 1 。 表2 1 不同电流的强磁选条件试验结果 电流5 0 0 时，强精品位3 7 5 0 ，强尾品位1 6 0 5 强精产率6 8 2 6 9 6 3 综合考虑 反浮选的入选条件，在粒度合格的情况下，把500a 时的强精，作为反浮选的给矿。 2 2 2 强精反浮选条件试验 强磁电流5 0 0 a 时得到的品位为3 7 5 0 9 6 的强精作为反浮选给矿，进行浮选条件 试验。0 0 i 儿1 2 j ( 1 ) 捕收剂p , a 7 1 5 药剂量试验 捕收剂p 溘7 1 5 药荆用量试验结果见表2 2 。 表2 2 捕收剂r a 7 1 5 药剂量试验结果 从表2 2 可以看出，在r a 7 1 5 用量为3 2 5 m i 时，精矿品位6 3 2 4 ，精矿作业 产率3 0 5 0 。 ( 2 ) 药剂量试验 调矧n a 鲫药剂量试验结果见表2 3 。 塑生壁苎查兰茎主兰垡鱼壅 笙三童垫室登望壁堑壅 表2 3 调整剂n a o h 药剂量试验结果 n a o i t 其它药剂精矿品位 精矿作业产率 ( m 1 )( m 1 ) ( )( ) 4 0p 矾7 1 5 2 2 5 + 1 0 6 0 5 13 4 5 0 4 5 d f6 0 6 3 2 43 0 5 0 5 0 c a o5 6 1 7 82 8 8 0 从表2 3 可以看出，在n a o h 用量为4 5 m l 时，精矿品位6 3 2 4 ，精矿作业产 率3 ( ) 5 0 。 ( 3 ) 活化剂c a t ) 药剂量试验 活化剂ca 0 药剂量试验结果见表2 4 。 表2 4 活化剂c a 0 药剂量试验结果 从表2 4 可以看出，在c a 0 用量为5 。o m l 时，精矿品位6 3 2 4 ，精矿作业产 率3 0 5 0 。 ( 4 ) 抑制剂d f 药剂量试验 抑制剜d f 药剂量试验结果见表2 5 。 表2 5 抑制剂d f 药剂量试验结果 从表2 5 可以看出，在d f 6 o m l 时，精矿品位6 3 2 4 ，精矿作业产率 6 鞍山科技大学硕士学位论文第= 章地表样试验研究 3 0 5 0 。 2 2 3 反浮选闭路试验 确定最佳药剂用量为n a o h 4 5 m l ，d f 6 0 m l ，c a 0 5 0 m l ，r a 7 1 53 2 5m l ，进行浮选闭 路试验。浮选闭路试验结果为精矿品位6 2 5 8 ，精矿作业产率4 3 1 3 。试验结 果如图2 1 。 2 3 地表样综合试验结果 地表样原矿经连续磨矿后，进行强磁选别，强精进行反浮选获得最终精矿。在原矿 品位3 0 6 8 ，磨矿粒度一2 0 0 目9 3 5 0 的情况下，试验结果为：精矿品位6 2 5 8 ，精矿产 率2 9 4 0 ，精矿回收率5 9 9 7 ，尾矿品位1 7 4 0 。试验数质量试验综合结果如图2 2 。 茎坐! 堂盔兰翌主茎垡堕奎 苎三主些耋登苎壁翌塞 图2 1 浮选闭路试验结果 8 鞍山科技大学硕士学位论文 第= 章地表样试验研究 原矿 精矿 图2 2地表样试验综合结果 2 4 本章小结 尾矿 从地表样试验结果看，地表样经强磁反浮选流程选别后精矿品位较低只有 6 2 5 8 ，尾矿品位却较高，达到1 7 4 0 ，这是由地表样的原矿性质决定的，由于地 表样的嵌布粒度细，在磨矿粒度达到2 0 0 目占9 3 5 0 的条件下，铁矿物单体解离度 在7 0 左右，一1 0un l 含量却在3 0 4 0 ，由于这部分细粒级的铁矿物无法有效回 收，造成强磁尾矿品位偏高。强磁精矿的单体解离度偏低，仅有7 5 7 1 ，而一1 0um 含量已高达3 1 8 9 ，这是造成浮精品位低，浮尾品位高的根本原因。 9 鞍山科技大学硕士学位论文第三章地表下一2 0 0 米以上的岩芯样试验 第三章地表下一2 0 0 米以上的岩芯样试验 根据长春地质局1 9 8 6 年提供的地质报告，对于整个矿区来讲，地表下一1 0 0 米 以上储矿量较少。地表样代表性不强，因此本次试验以地表下一2 0 0 米以上的9 个 钻孔2 4 0 个矿样的综合矿样作为代表性矿样，进行选矿试验研究。 3 1 矿石性质 矿石类型有假象赤铁石英岩、含菱铁矿假象赤铁石英岩、磁铁假象赤铁石英岩、 含菱铁矿磁铁假象赤铁石英岩。 矿物组成有赤铁矿、假象赤铁矿、磁铁矿、石英、透闪石、阳起石、菱铁矿和 铁白云石、绢云母。透闪石、阳起石、菱铁矿、铁白云石和绢云母使矿石易磨，但 增加了矿石中的非工业有用铁含量，尤其是菱铁矿和铁白云石将干扰浮选作业。 矿石矿物共生关系：l 、石英一菱铁矿一铁白云石。2 、石英一磁铁矿一赤铁矿 假象赤铁矿( 一铁白云石菱铁矿) 。3 、石英一磁铁矿一绿泥石。从共生关系看， 碳酸铁、赤铁矿、磁铁矿几类矿物很难实现分别开采或剥离。这给选矿生产带来不 小的难度。 矿石的构造以不规则的条带状构造、块状构造为主，也有少量细脉网脉状构造、 破碎构造和揉皱构造。 矿石结构以粒状变晶结构、片状结构、交代残余结构、粒状镶嵌结构、变晶包 含结构 矿物的嵌布粒度铁矿物嵌布粒度平均4 4 1 7 微米，脉石嵌布粒度平均6 6 8 2 微米。 其分布近似于正态曲线，峰值分别在5 6 微米和7 6 微米处。 对原矿进行物相分析和多元素分析可知，主要含碳酸铁较高 对原矿进行单体解离度测定结果看，当磨矿粒度为一2 0 0 目占6 0 时，铁矿物的单 体解离度为5 3 9 6 ，而其中一2 0 0 目以下粒级铁矿物的单体解离度7 7 7 3 ，- 1 0um 产 率2 0 2 7 ，当磨矿粒度为一2 0 0 目占9 0 时，铁矿物的单体解离度为8 0 1 0 ，而其中一2 0 0 目以下粒级铁矿物的单体解离度8 3 9 6 ，磨矿产品- 1 0ui l l 粒级产率3 9 0 9 。 综合以上矿石工艺矿物学特征，黑石砬子矿石的嵌布粒度接近于东鞍山矿石， 结构构造与东鞍山铁矿矿石接近，但其碳酸铁赋存状态比较复杂，矿体形态及矿物 共生关系也比较特殊。碳酸铁含量较耐1 3 1 4 1 。 鞍山科技大学硕士学位论文第三章地表下- 2 0 0 米以上的岩芯样试验 3 2 选矿条件试验 3 2 1 可磨度试验 取1 k g 粒度为2 - - o m m 的试验用综合矿样用实验室干式球磨机进行磨矿，测定不 同磨矿时间产品的一2 0 0 目含量。以大孤山矿石为对比对象，进行矿石相对可磨度试 验研究。结果见表3 1 。 表3 1矿石相对可磨度试验结果 时间( m i n ) 0 51 0 1 4 大孤山矿( 一2 0 0 目) 1 7 5 04 3 0 05 9 3 17 1 3 9 试验矿样( - 2 0 0 目) 2 04 3 5 06 2 3 1 8 0 0 0 以上相对可磨度试验结果表明：试验矿样的可磨度好于大孤山矿石。 3 2 2 不同磨矿粒度的磁选管试验结果 将试验用矿样采用实验室中2 0 0 x 2 5 0 m m 干式球磨机进行磨矿，分别磨至粒度为 一2 0 0 目含量占6 3 ，7 0 ，8 5 ，9 3 的磨矿产品，进行磁选管试验，激磁电流为1 2 a ， 在此电流下的中心场强为5 9 7 1 0 9 a m ，结果见表3 2 。 表3 2综合矿样磁选管试验结果 i 蓑_ 曩亨爵霉了零画乎 由表3 2 可知，磨矿粒度从一2 0 0 目占6 3 到9 3 ，磁选管精矿产率介于2 0 5 0 到2 4 0 0 之间，原矿中含有其它非磁性铁。随着磨矿粒度变细，精矿品位逐渐升高。 当磨矿细度达到一2 0 0 目占9 3 时，磁选管精矿品位达到6 2 8 2 。 3 6 6 4 l 5 5 9 7 6 6 r b 扒 如 9 o o o 4 r 0 0 p a o o 3 o 0 2 4 5 4 3 1 0 2 2 2 2 l o 2 2 2 3 7 8 2 5 o 2 5 5 6 6 _ b b 一0 2 3 0 一b 3 6 7 8 9 鞍山科技大学硕士学位论文 第三章地表下一2 0 0 米以上的岩芯样试验 3 2 3 不同磨矿粒度的重选试验 将2 0 0 目含量6 3 0 0 和7 3 5 0 两种样品进行重选试验【1 6 】1 1 7 。 调整给矿浓度在3 0 4 0 ，给入中4 0 0 m m 螺旋溜槽粗选，粗螺精由泵打入o 3 0 0 m m 螺旋溜槽精选，得最终精矿，粗螺尾与精螺尾合并为尾矿。 原矿经一粗、一精两段螺旋溜槽选别，在原矿品位为2 5 5 5 ，粒度为2 0 0 目占 6 3 0 0 的条件下，获得了精矿品位6 1 5 6 ，产率1 6 5 1 ，回收率3 9 7 8 ，尾矿品 位1 8 4 3 的选别指标。其试验结果详见流程图3 1 。 在粒度为- 2 0 0 目占7 3 5 0 的条件下，获得的选别指标为：精矿品位6 6 0 3 ， 产率1 1 9 9 ，回收率3 0 9 9 ，尾矿品位2 0 0 3 的选别指标。其试验结果详见流程 图3 2 。 对比上述两种粒度的试验结果，粒度在- 2 0 0 目占7 3 5 0 时的各项指标明显好于 粒度在一2 0 0 目占6 3 0 0 时的指标。因此重选的合适磨矿粒度应该在6 5 7 0 左右。 原矿 精矿尾矿 图3 1 2 0 0 目占6 3 0 0 的两段重选工艺试验结果 1 2 鞍山科技大学硕士学位论史第三章地表下一2 0 0 米以上的岩芯样试验 原矿 图3 2 - 2 0 0 目占7 3 5 0 的两段重选工艺试验结果 3 2 4 弱磁选别试验 原矿磨到2 0 0 目含量9 0 采用e p 4 0 0 x 3 0 0 r a m 弱磁机选别，弱磁机场强为1 3 0 0 o e ，在原矿品位为2 5 5 5 的条件下，取得了精矿品位6 2 3 3 ，产率2 1 7 8 ，回收 率5 3 1 3 ，尾矿品位1 5 5 8 的选别指标。该流程方案虽然简单，但精矿品位较低， 尾矿品位较高，弱磁尾矿中含非磁性矿较多需再选【1 5 】。 原矿 - - _ _ - _ _ - - _ - _ _ _ - _ - - - _ _ 至! ：墅；! q ! ：? 0 弱磁l 1 0 0 0 0 尸彳 l 6 2 3 3 ；2 1 7 8 l 羔：墼堡：丝 l 5 3 1 3 l 4 6 8 7 精矿 ， 尾矿 图3 3弱磁选工艺试验结果 1 3 鞍山科技大学硕士学位论文第三章地袁下2 0 0 米以上的岩芯样试验 3 2 5 弱磁尾矿强磁选试验 考虑到弱磁尾矿品位偏高，将磁选尾矿作为s l o n 立环强磁机给矿，进行了不同 磁场强度条件试验，试验结果见表3 3 。 表3 3 不同磁场强度的强磁选试验结果( ) 场强给矿品位精矿品位 精矿产率回收率尾矿品位 ( g s )( )( )( )( )( ) 7 0 0 02 4 1 55 4 0 17 9 0 75 5 2 5 0 0 01 5 5 82 5 0 14 9 2 5 7 9 0 66 4 3 3 0 0 03 1 7 22 4 0 14 8 8 81 0 4 8 由表3 3 可见，随着磁场强度的降低，强精品位升高，综合考虑精矿品位、精 矿回收率，确定场强5 0 0 0g s 做为合理的工艺参数，将该条件下得到的品位为2 5 0 1 的强精与弱精配成混磁精，做为下一步反浮选的给矿。 3 2 6 混磁精反浮选开路试验 以品位为3 8 4 9 的混磁精为浮选给矿，进行了一粗、一精、三次扫选阴离子反 浮选试验。 阴离子反浮选所使用的药剂为： p h 调整剂： n a o h 浓度5 抑制剂：淀粉浓度3 活化剂： c a o 浓度2 捕收剂： r a - 7 1 5 浓度6 阴离子反浮选工艺条件为： 浮选温度：3 0 3 3 浮选浓度：3 3 左右 矿浆p h 值：1 1 5 试验所用设备为试验室试验用单槽浮选机，浮选机容积为0 5 升。采用不同药 剂用量进行了一段粗选、一段精选、三段扫选的浮选条件试验，根据试验结果确定 了最佳药剂制度。采用不同药剂用量的开路浮选试验结果见表3 4 。 鞍山科技大学硕士学位论文 第三章地表下一2 0 0 米以上的岩芯样试验 表3 ，4不同药剂用量的开路浮选试验结果 名称 浮精 浮尾 精尾 i ( )i i ( ) i ( ) 品位产率收率品位产率收率品位产率收率 6 5 1 l3 0 0 15 1 2 26 7 5 0 2 7 0 0 4 7 8 76 8 1 02 0 0 03 5 7 8 1 2 6 22 6 6 08 8 21 3 5 02 8 7 41 0 1 91 4 7 03 0 9 41 1 9 5 4 6 7 5 1 0 0 11 3 0 85 0 7 28 5 21 1 3 55 4 1 89 8 01 3 9 5 一扫精3 6 ，0 91 2 5 21 3 6 24 7 4 3 1 2 ，9 0 1 6 0 75 0 1 0 1 4 1 5 1 8 6 2 二扫精 3 1 8 5 三扫精 2 3 1 2 9 1 0 7 1 0 8 5 73 7 7 59 6 1 4 6 92 7 5 0 6 9 0 9 5 3 4 9 9 浮给3 8 0 7 1 0 0 0 01 0 0 03 8 0 71 0 0 01 0 0 0 0 药剂 用量 g t 浮 n a 叫：1 1 2 5 淀粉：9 7 5 氧化钙：4 5 0 r a 7 1 5 ：9 0 0 n a 0 1 ：1 1 2 5 淀粉：9 4 5 氧化钙：5 0 0 r a 7 1 5 ：8 7 0 3 9 3 01 2 3 21 2 7 2 2 9 4 0 9 0 5 6 9 8 3 & 0 71 0 0 01 0 0 0 n 枷：1 1 2 5 淀粉：9 0 0 氧化钙：5 0 0 r a 7 1 5 ：9 0 0 从浮选开路条件试验结果看，药剂用量i 的浮精产率虽然较高，但品位较低。 药剂用量浮精产率略有降低，但品位达到6 7 5 0 ，尾矿品位1 3 5 0 。药剂用量 虽浮精品位提高到6 8 1 0 9 6 ，但产率降低了7 ，尾矿品位较高为1 4 7 0 ，尾矿中金 属流失较大。综合看，药剂用量i i 的选别指标较理想，确定最佳浮选药剂用量为： 氢氧化钠：1 1 2 5g t 浮给 淀粉：9 4 5g t 浮给 氧化钙： 5 0 0 g t 浮给 r a7 1 5 ：5 7 0 + 3 0 0 g t 浮给 在该条件下的试验指标为浮精品位6 7 5 0 ，产率为2 7 0 0 ，收率4 7 8 7 ，尾 矿品位1 3 0 5 。 3 2 7 反浮选闭路试验 根据开路试验的试验结果，在最佳浮选药剂用量条件下进行一粗、一精、三扫 阴离子反浮选工的闭路试验，中矿返回到前段作业，闭路试验的最终指标为浮精品 位6 7 0 0 ，产率为3 6 0 0 ，收率6 3 3 6 ，尾矿品位2 1 8 0 其指标详见数质量流 程图3 4 1 3 4 3 5 1 3 6 3 7 。 1 5 鞍山科技大学硕士学位论文 第三章地表下- 2 0 0 米以上的岩芯样试验 3 3 试验室连选试验 根据矿石性质分析，不同磨矿粒度下单体解离度测定和磁选管试验结果，以及 各种选矿条件试验结果，确定采用以下两种工艺流程进行实验室连选试验。1 、连 续磨矿粗细分级，重一磁一中矿再磨工艺。2 、连续磨矿弱磁一强磁一反浮选工艺【1 目【1 9 1 1 2 0 【2 。 3 3 1 连续磨矿粗细分级，重磁一中矿再磨工艺 1 连续磨矿粗细分级，重一磁一中矿再磨连选试验 按试验选定的技术参数进行连选试验，其工艺流程为：一次球磨机与螺旋分级 机构成闭路磨矿，磨机台时为l l o k g h ，一次磨矿粒度控制在一2 0 0 目6 5 - 7 0 ，经 中5 0 m m 粗细分级旋流器分级后，粗粒经两段螺旋溜槽选别后，精螺精矿为重选精矿， 精螺中矿自循环，粗螺尾经扫中磁抛尾后，扫中磁精与精螺尾成为粗粒部分的中矿， 细粒经一段脱水槽、一段弱磁机抛尾后，精矿给入细筛，细筛筛下为细粒精矿，与 重精合并为最终精矿，细筛筛上与精螺尾、扫中磁精构成中矿，中矿给入再磨，再 磨排矿返回到粗细分级，脱水槽尾矿、弱磁机尾矿和扫中磁尾矿合并为最终尾矿。 连选试验所用设备见设备明细表3 4 。连选试验待流程运行平衡后取样，按试验平均 指标计算的数质量流程见图1 2 。采用连续磨矿粗细分级，重一磁一中矿再磨工艺流程， 在原矿品位2 5 7 6 ，一次磨矿粒度一2 0 0 目占6 8 的条件下，获得的选别指标为：精 矿品位6 5 0 5 ，精矿产率2 5 1 3 ，金属回收率6 3 4 6 ，尾矿品位1 2 5 7 的选别指 标 2 2 【2 3 】 2 4 2 5 1 。 2 作业及产品分析 ( 1 ) 磨矿分级作业 连选试验采用一段球磨机与一次分级机组成的闭路磨矿系统，一分级溢流粒度 为一2 0 0 目含量6 8 8 3 ，对分级溢流产品做了粒度分析和矿物单体解离度测定，结果 见表3 5 1 2 6 。 鞍山科技大学硕士学位论文 第三章地表下- 2 0 0 米以上的岩芯样试验 表3 5分溢产品粒度分析及解离度测定结果 1 7 塑生壁垫查兰翌圭兰堡垒茎 笙三主些查至：! 塑鲞坠圭塑兰苎登苎竺 原矿 精矿 图3 5连选试验数质量流程图 尾矿 鞍山科技大学硕士学位论文第三章地表下2 0 0 米以上的岩芯样试验 从分析结果看，粒度- 2 0 0 目含量6 8 8 3 时，铁矿物单体解离度6 3 2 1 ，脉石 矿物单体解离度4 9 4 1 ，此时已有部分铁矿物和脉石矿物达到单体解离，可提前分 选出部分合格精矿，抛弃部分单体解离的脉石矿物和贫连生体。一分溢中一1 0um 含 量为2 9 1 4 ，粒度过细易使已达到单体解离的铁矿物产生过磨、泥化。 ( 2 ) 粗细分级作业 粗细分级采用士5 0 r a m 旋流器，将入选产品分为粗粒和细粒两种产品，粗细分级 旋流器给矿粒度为一2 0 0 目占7 1 1 7 ，溢流粒度较细，7 2 0 0 目在9 4 左右，粗细分级 旋流器沉砂的粒度在一2 0 0 目6 7 3 1 ，对粗细分级旋流器给矿和沉砂做了粒度分析及 单体解离测定，结果见表3 6 、表3 7 。 表3 6旋给产品粒度分析及解离度测定结果 粒级品位 产率( ) 收率( ) 解离度( ) ( u m )( ) 个别累计个别累计铁矿物脉石 + 1 5 49 5 05 1 5 1 0 0 0 0 1 8 91 0 0 0 08 1 2 2 8 0 9 1 5 4 - 1 0 01 3 0 31 3 1 39 4 8 56 6 19 8 1 11 0 3 6 3 9 5 9 1 0 0 - 7 61 5 4 01 0 5 58 1 7 26 2 89 1 5 02 3 0 93 8 0 8 7 6 5 65 7 0 85 1 87 1 1 7“4 28 5 2 36 3 6 14 1 2 9 5 6 4 32 9 0 51 9 4 36 5 9 92 1 8 07 3 8 07 2 0 34 8 8 8 4 3 3 12 4 1 71 8 4 94 6 5 61 7 2 65 2 0 17 7 5 54 9 2 6 3 1 2 12 7 3 68 6 32 8 0 79 1 23 4 7 47 8 3 15 1 0 5 2 1 1 03 1 7 63 6 31 9 4 44 4 52 5 6 28 0 9 15 3 9 7 1 0 - 03 4 6 71 5 8 11 5 8 12 1 1 72 1 1 78 0 9 15 3 9 7 合计 2 5 8 91 0 0 0 01 0 0 0 05 8 3 3 4 6 3 0 粗细分级旋流器沉砂粒度为- 2 0 0 目6 7 3 1 ，该粒度适合于重选选别，从粗细分 级旋流器沉砂解离度测定结果看，金属量在7 6 u m 以下粒级比较集中，铁矿物与脉石 矿物单体解离都较好，重选可获得较高质量的精矿，同时能抛掉粗粒部分合格尾矿。 鞍山科技大学硕士学位论文 第三章地表下一2 0 0 米以上的岩芯样试验 表3 7粗螺给( 旋沉) 粒度分析及解离度测定结果 ( 3 ) 重选作业和扫中磁作业 粗细分级旋流器沉砂给入两段螺旋溜槽选别，经一段粗选，一段精选后，精选 螺旋溜槽获得品位6 5 1 0 、产率1 9 3 3 的粗粒精矿，即重精。粗选螺旋溜槽尾矿 给入扫中磁作业抛尾，粗螺尾矿品位1 6 0 5 ，经扫中磁选别后，抛掉了品位9 0 9 ， 产率3 1 6 6 的粗粒尾矿，减少了中矿再磨量，精选螺旋溜槽尾矿与扫中磁精矿合并 形成中矿进入再磨机。 ( 4 )中矿再磨作业 一分溢经选别后得到了部分合格精矿和低品位尾矿，但有一部分没有达到单体 解离的矿物不能随着精矿和尾矿排出，只能形成一个中间产品，即为中矿，中矿里 的铁矿物大部分以富连生体和少量贫连生体的形式存在，为使铁矿物与脉石矿物能 更充分达到单体解离，必须对中矿产品进行再磨，以提高其单体解离度，实现铁矿 物和脉石矿物的有效分离。对再磨前、后的产品进行粒度分析和矿物单体解离度测 定，结果见表3 8 、3 9 。 2 0 鞍山科技大学硕士学位论文 第三章地表下- 2 0 0 米以上的岩芯样试验 表3 8再磨给矿粒度分析和解离度测定结果 表3 9再排产品粒度分析及解离度测定结果 从中矿粒度分析结果可知，铁矿物单体解离度5 2 1 5 ，脉石解离度 3 4 1 9 ，大部分为连生体。只有将这部分中矿细磨，使连生体进一步单体解离， 铁矿物才能得以回收。从表3 8 和表3 9 对比看，中矿再磨后，粒度从一2 0 0 目 2 1 塑堂登垫垄兰翌主兰垡堕壅 箜三主些壅至兰竺鲞燮圭塑生苎登鲨壁 占5 9 5 1 上升到7 3 2 1 ，铁矿物单体解离度从5 2 1 5 提高到6 8 5 9 ，中矿再 磨效果较好。 ( 5 ) 最终精矿粒度分析及解离度测定 终精粒度分析及解离度测定结果见表3 1 0 。 表3 1 0 终精产品粒度分析及解离度测定结果 粒级品位 产率( ) 收率( )解离度( ) ( u r n )( ) 个别累计个别 累计铁矿物脉石 + 1 5 45 5 8 20 8 6 1 0 0 0 00 7 41 0 0 0 03 3 7 8 6 3 2 1 5 4 1 0 06 1 1 33 0 4 9 9 1 42 8 69 9 2 6 3 9 4 98 8 8 1 0 0 7 66 3 4 13 8 6 9 6 1 03 7 69 6 4 16 0 7 2 1 7 7 1 7 6 5 66 7 6 3 i o 7 99 2 2 41 1 2 1 9 2 6 57 2 1 51 6 6 5 5 6 4 36 6 0 32 3 2 7 8 1 4 52 3 6 l8 1 4 3 7 7 5 l3 2 0 2 4 3 3 1 6 4 0 12 0 9 75 8 1 82 0 6 3 5 7 8 28 1 1 l3 9 2 6 3 卜2 l6 4 0 81 2 1 8 3 7 2 l1 1 9 93 7 2 0 8 3 7 04 2 4 0 2 卜1 0 6 4 2 64 1 02 5 0 34 0 5 2 5 2 18 9 6 35 2 1 7 1 0 06 5 7 92 0 9 3 2 0 9 32 1 1 6 2 1 1 68 9 6 35 2 1 7 合计6 5 0 81 0 0 0 0 2 0 0 0 0 7 9 2 9 3 6 7 1 从终精产品粒度分析及解离度测定结果可以看出：最终精矿产品中铁矿物的解 离度只有7 9 2 9 ，解离度较低，由于最终精矿中的连生体较多，因此其品位只有 6 5 0 8 【3 0 1 。 3 重一磁中矿再磨流程特点 第一、 重一磁联合流程适合于原矿性质，能有效的回收原矿中的磁性铁和非 磁性铁矿物，对矿石性质变化的适应性较强。 第二、 采用连续磨选工艺，在磨矿粒度较粗( 磨矿粒度- 2 0 0 目在6 5 7 0 ) 的 条件下，可以获得一部分合格精矿并抛弃一部分合格尾矿，再对未单体解离的产品 做为中矿进行再磨，这样在保证了矿物的解离度的同时，减轻了泥化程度，有利于 金属回收率的提高。 第三、 粗细分选，粗粒部分给重选、细粒部分给磁选，实现了窄级别入选， 有利于充分发挥重选设备和磁选设备的作用。粗细分选后，粗粒部分经两段螺旋溜 槽选别后，获得了品位为6 5 1 0 ，产率为1 9 3 3 的重选精矿，细粒部分经脱一磁一 细筛选别后，获得了品位为6 4 8 9 ，产率为5 8 0 的磁选精矿f 3 扪。 鞍山科技大学硕士学位论文 第三章地表下一2 0 0 米以上的岩芯样试验 第四、重一磁联合流程中扫中磁作业起到了重要作用，粗螺尾矿品位 1 6 0 5 ，经扫中磁选别后，抛掉了品位9 0 9 ，产率3 1 6 6 的粗粒尾矿，减少了中 矿再磨量。 第五、重一磁联合流程取得的最终精矿品位为6 5 0 5 ，从条件试验结果看， 要提高精矿品位，必须对原矿进行细磨，以提高其单体解离度，但磨矿粒度提高后， 一1 0 “i n 含量随之升高，而这粒级的铁矿物目前的选矿方法无法有效回收，因此要 提高最终精矿品位将使金属回收率降低。 第六、重一磁联合流程抛出的尾矿品位较高( 尾矿品位1 2 5 7 ) ，金属回收 率偏低( 回收率6 3 6 4 ) ，这主要是由于原矿中非工业可用铁( 主要是f e c 0 3 ) 含 量较高造成的。按工业可用铁计算则其回收率为( 6 3 6 4 7 7 4 8 ) 1 0 0 = 8 2 1 4 。 3 3 2 连续磨矿弱一强磁一反浮选工艺 1 连续磨矿弱一强磁一反浮选连选试验 连续磨矿弱一强磁一反浮选试验工艺流程是：两段连续磨矿，二次磨矿粒度控制在 - 2 0 0 目9 0 - 9 5 ，二次磨矿后的产品经弱磁抛尾，弱磁机尾矿给入立环强磁机，弱 磁精矿与强精混合给反浮选。反浮选采用一粗、一精、三扫的闭路浮选试验，浮选 精矿为最终精矿，浮选尾矿与强磁尾矿合并为最终尾矿 1 3 2 。采用连续磨矿弱磁一 强磁一反浮选工艺获得的选别指标是：原矿品位2 5 5 5 ，精矿品位6 6 5 0 ，精矿产 率2 2 7 6 ，金属回收率5 9 2 9 ，尾矿品位1 3 7 5 。按试验平均指标计算的数质量 流程见图3 6 驯。 反浮选试验的药剂制度为： 氢氧化钠： 1 1 2 5 g a 浮给 淀粉：8 7 0 g t 浮给 氧化钙： 5 0 0 g t 浮给 r a7 1 5 ：6 0 0 + 3 0 0 g t 浮给 阴离子浮选工艺条件为： 浮选温度： 3 0 3 3 浮选浓度：3 3 左右 矿浆p h 值： 1 1 5 塑生登垫查兰翌主兰垡垒茎 苎三主些查! 二! ! ! 鲞坠圭堕兰堕墅! ! i 鱼 原矿 终精 图3 6 连续磨矿弱磁一强磁一反浮选工艺数质量流程图 终尾 鞍山科技大学硕士学位论文 第三章地表下一2 0 0 米以上的岩芯样试验 2 作业及产品分析 磨矿分级作业 连续磨矿弱磁强磁一反浮选工艺流程连选试验采用两段闭路磨矿，经两段连续 磨矿后二分溢的粒度为- 2 0 0 目占9 0 3 7 ，二分溢产品粒度分析及单体解离度测定 结果见表3 1 1 。 表