山东某铁尾矿铁精矿回收试验与工艺优化研究

山东某铁尾矿铁精矿回收试验与工艺优化研究一、引言1.1研究背景与意义随着我国经济的飞速发展和工业化进程的持续推进，钢铁工业作为国民经济的重要支柱产业，对铁矿石资源的需求呈现出迅猛增长的态势。铁矿石作为钢铁生产的关键原料，其供应的稳定性和质量直接关乎钢铁产业的健康发展。然而，我国铁矿石资源具有“贫、细、杂”的显著特点，即贫矿多、富矿少，矿石粒度细，矿物组成复杂。在铁矿石的开采和加工过程中，大量的尾矿随之产生。据相关统计数据显示，2019年我国尾矿总产生量约为12.72亿吨，其中铁尾矿产生量最大，约为5.2亿吨，占尾矿总产生量的40.9%。这些铁尾矿的大量堆存，不仅占用了大量宝贵的土地资源，还对生态环境造成了严重的威胁。尾矿中含有的残留化学药剂、重金属离子等有害物质，在雨水冲刷和风化作用下，会逐渐渗入土壤和水体，导致土壤污染、水体污染，破坏生态平衡，对周边居民的身体健康也构成了潜在风险。山东作为我国的矿业大省，铁矿石资源丰富，铁矿开采和选矿产业发达。长期的矿山开采和选矿活动，使得山东积累了数量庞大的铁尾矿。这些铁尾矿若得不到合理有效的处理和利用，将进一步加剧土地资源紧张和环境污染的严峻形势。对山东铁尾矿进行回收铁精矿的研究，具有极其重要的现实意义。从资源利用角度来看，铁尾矿中仍含有一定量的铁元素以及其他有价成分，通过科学合理的选矿工艺对其进行再选，可以实现铁精矿的回收，使这些被视为废弃物的铁尾矿重新成为有价值的资源，提高铁矿石资源的综合利用率，减少对新铁矿石资源的过度依赖，缓解我国铁矿石资源短缺的局面。以山东省某些磁铁矿尾矿为例，其仍含铁20%，经强磁选机回收可获得品位达60％的铁精矿，充分证明了铁尾矿再选回收铁精矿的可行性和巨大潜力。从环境保护角度而言，减少铁尾矿的堆存量，能够降低其对土地的占用和对环境的污染风险。通过回收铁精矿，减少了尾矿中有害物质的排放，有助于改善周边土壤、水体和大气环境质量，促进生态环境的保护和修复，实现经济发展与环境保护的良性互动。从经济发展角度分析，铁尾矿回收铁精矿项目具有良好的经济效益。回收的铁精矿可以直接作为钢铁生产的原料进入市场销售，为企业带来额外的经济收益，同时也降低了钢铁企业对高价进口铁矿石的依赖程度，增强了企业的市场竞争力和抗风险能力。此外，该项目还能够带动相关产业的发展，创造更多的就业机会，推动地方经济的繁荣发展。1.2国内外研究现状在国外，铁尾矿回收铁精矿的研究和实践开展较早。美国、澳大利亚、加拿大等矿业发达国家，凭借先进的技术和设备，在铁尾矿再选领域取得了显著成果。美国某大型铁矿通过采用先进的磁选-浮选联合工艺，对铁尾矿进行再选，成功回收了大量铁精矿，使铁的回收率大幅提高，同时降低了尾矿中铁的含量，减少了资源浪费。澳大利亚的一些矿山运用高效的磨矿分级设备和精细化的选矿工艺，实现了铁尾矿中铁精矿的高效回收，并且注重尾矿的综合利用，将剩余尾矿用于建筑材料生产、矿山充填等领域，取得了良好的经济效益和环境效益。国内对于铁尾矿回收铁精矿的研究也取得了众多成果。众多科研机构和企业针对不同类型的铁尾矿开展了广泛研究，探索出了多种有效的回收工艺和技术。例如，马鞍山矿山研究院与本钢歪头山铁矿合作，采用HS-1600×8磁选机对铁矿石尾矿进行再磨再选，获得了品位高达65.76%的优质铁精矿，展现出了良好的经济效益。北京科技大学的研究人员通过对铁尾矿性质的深入分析，研发出了适合特定铁尾矿的磁-重-浮联合选矿工艺，显著提高了铁精矿的回收率和品位。在山东地区，也有相关研究针对当地铁尾矿进行回收试验。如临沂会宝岭铁矿有限公司对某铁尾矿进行再选实验研究，该铁尾矿铁品位为9.93％，含铁矿物主要为强磁性的磁铁矿，矿物粒度较粗。通过采用中磁-尾-中磁精矿磨矿-弱磁-磁选柱精选的工艺流程，最终获得了产率为10.93％，铁品位为62.13％，回收率为68.59％的合格铁精矿。山东黄金矿业科技有限公司选冶实验室分公司针对某选矿厂铁尾矿金属流失严重的问题，进行了系统性的回收工艺流程试验研究，确定了强磁—反浮选的回收工艺流程，得到了产率为7.94％、铁品位为52.17％、铁回收率为37.23％的铁精矿，综合抛尾铁品位为7.59％，取得了显著的经济效益。尽管国内外在铁尾矿回收铁精矿方面取得了一定进展，但仍存在一些不足之处。部分回收工艺对设备要求高，投资成本大，导致一些小型矿山企业难以采用；一些技术在处理复杂成分的铁尾矿时，回收效果不理想，铁精矿的品位和回收率难以达到预期目标；而且，在回收过程中，对于能耗和环保问题的考虑还不够全面，一些工艺存在能耗高、环境污染大等问题。此外，不同地区的铁尾矿性质差异较大，现有的回收技术和工艺往往缺乏广泛的适应性，难以直接应用于各种类型的铁尾矿。因此，针对山东地区特定性质的铁尾矿，开展回收铁精矿的试验研究，探索适合本地铁尾矿的高效、低成本、环保的回收工艺具有重要的现实意义。1.3研究目标与内容本研究旨在针对山东某铁尾矿，通过系统的试验研究，开发出一套高效、经济且环保的回收铁精矿工艺，实现铁尾矿中铁资源的有效回收利用，降低尾矿中铁含量，提高铁矿石资源的综合利用率，同时减少铁尾矿堆存对环境的影响。具体研究内容如下：尾矿性质分析：对山东某铁尾矿进行全面的性质分析，包括化学多元素分析，确定尾矿中各种元素的含量，如铁、硅、铝、钙、镁等主要元素以及其他伴生元素的含量，为后续回收工艺的选择提供基础数据；进行铁物相分析，明确铁元素在不同矿物相中的分布情况，如磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、硅酸铁等铁矿物的含量，了解铁的赋存状态，判断可回收铁矿物的种类和比例；开展粒度特性及解离度分析，测定尾矿的粒度组成，掌握不同粒级中矿物的分布和铁含量，分析铁矿物与脉石矿物的解离程度，确定合适的磨矿细度和选别工艺。回收试验研究：进行直接磁选试验，探索在不同磁场强度、矿浆浓度等条件下，直接磁选对铁尾矿中铁的回收效果，初步判断铁尾矿中强磁性矿物的回收可行性。开展弱磁-强磁抛尾试验，研究弱磁选磁场强度、弱磁选浓度以及强磁选磁场强度对抛尾效果的影响，确定弱磁-强磁抛尾的最佳工艺参数，有效降低后续作业的处理量和成本。进行弱磁-强磁混合精矿重选试验，包括混合精矿磨矿试验，确定适宜的磨矿细度，使铁矿物进一步解离；开展混合精矿重选探索试验，采用摇床等重选设备，研究重选对混合精矿的分选效果，探索重选在回收铁精矿中的可行性和优势。进行弱磁-强磁混合精矿全磁选试验，包括磨矿细度试验，确定最佳的磨矿细度以提高磁选效果；开展弱磁磁选试验、弱磁尾矿中磁磁选试验以及中磁尾矿强磁选试验，探索不同磁场强度和磁选阶段对铁精矿品位和回收率的影响，确定全磁选的最佳工艺流程。开展弱磁-强磁混合精矿磁-重联合分选试验，进行一段摇床分选试验和二段摇床分选试验，研究磁-重联合分选对混合精矿的处理效果，确定联合分选的最佳流程和参数。开展弱磁-强磁混合精矿絮凝脱泥反浮选试验，包括选择性絮凝脱泥磨矿细度试验、NaOH用量试验、腐殖酸铵用量试验、絮凝脱泥时间试验以及絮凝脱泥次数条件试验，确定选择性絮凝脱泥的最佳条件；进行捕收剂种类选择试验，对比不同捕收剂如油酸钠、CM-5等对铁矿物的捕收效果，确定最佳捕收剂及粗选条件；开展反浮选精选、扫选次数试验以及浮选开路、闭路试验，确定反浮选的最佳工艺流程和参数。通过对以上各种回收试验结果的综合分析和比较，选择出最适合山东某铁尾矿的回收工艺流程，实现铁精矿的高效回收。机理研究：制备铁尾矿中的主要单矿物，如石英、绿泥石、赤铁矿等，用于后续的浮选试验和机理研究。进行单矿物浮选试验，研究矿浆pH值、抑制剂用量、CaCl₂用量、捕收剂用量以及温度等因素对不同捕收剂捕收石英、绿泥石和赤铁矿浮选的影响，揭示浮选过程中各种因素的作用规律。研究不同捕收剂与石英、绿泥石的作用机理，通过测定矿浆pH值、抑制剂用量、CaCl₂用量、捕收剂用量对石英、绿泥石Zeta电位的影响，分析药剂与矿物表面的电荷作用；进行药剂与矿物作用前后红外光谱分析，研究药剂与矿物之间的化学键合情况；测量药剂与矿物作用后接触角，了解矿物表面的润湿性变化，从微观角度深入揭示浮选过程中捕收剂与矿物的作用机理，为回收工艺的优化提供理论依据。1.4研究方法与技术路线本研究采用多种科学研究方法，对山东某铁尾矿回收铁精矿展开全面深入的探索，以确保研究结果的准确性、可靠性和科学性，具体研究方法如下：化学分析方法：运用先进的X射线荧光光谱仪（XRF）对铁尾矿进行化学多元素分析，精确测定尾矿中各种元素的含量，包括铁、硅、铝、钙、镁等主要元素以及其他伴生元素的含量。通过化学分析，能够了解尾矿的化学成分组成，为后续回收工艺的选择和优化提供关键的基础数据。矿物学分析方法：借助光学显微镜、扫描电子显微镜（SEM）、X射线衍射仪（XRD）等仪器进行矿物学分析。光学显微镜用于观察铁尾矿中矿物的形态、结构和相互关系；扫描电子显微镜可对矿物的微观形貌进行高分辨率成像，深入了解矿物的表面特征；X射线衍射仪则用于确定矿物的晶体结构和物相组成，通过铁物相分析，明确铁元素在不同矿物相中的分布情况，如磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、硅酸铁等铁矿物的含量，从而判断可回收铁矿物的种类和比例。粒度分析方法：采用激光粒度分析仪对铁尾矿进行粒度特性分析，准确测定尾矿的粒度组成，掌握不同粒级中矿物的分布和铁含量。粒度分析结果对于确定合适的磨矿细度和选别工艺具有重要指导意义，能够确保在后续选别过程中，铁矿物与脉石矿物实现有效解离，提高铁精矿的回收率和品位。选矿试验方法：开展一系列选矿试验，包括直接磁选试验、弱磁-强磁抛尾试验、弱磁-强磁混合精矿重选试验、全磁选试验、磁-重联合分选试验以及絮凝脱泥反浮选试验等。在每个试验中，通过改变试验条件，如磁场强度、矿浆浓度、磨矿细度、药剂用量等，观察不同条件下铁尾矿的分选效果，以确定最佳的工艺参数和工艺流程。例如，在直接磁选试验中，探索不同磁场强度对铁尾矿中铁的回收效果，初步判断铁尾矿中强磁性矿物的回收可行性。在上述研究方法的基础上，本研究构建了如下技术路线：首先，对山东某铁尾矿进行全面的性质分析，包括化学多元素分析、铁物相分析、粒度特性及解离度分析等，深入了解尾矿的性质和特点，为后续回收试验提供详细准确的基础信息。接着，依据尾矿性质分析结果，针对性地开展各种回收试验研究。从直接磁选试验开始，初步探索铁尾矿的回收可能性；随后进行弱磁-强磁抛尾试验，降低后续作业的处理量和成本；再开展弱磁-强磁混合精矿的重选、全磁选、磁-重联合分选以及絮凝脱泥反浮选等试验，通过对不同试验结果的综合分析和比较，筛选出最适合该铁尾矿的回收工艺流程。在确定回收工艺流程后，进一步进行机理研究，制备铁尾矿中的主要单矿物，开展单矿物浮选试验，研究不同因素对浮选的影响，并深入探究不同捕收剂与石英、绿泥石的作用机理，从微观角度揭示浮选过程中各种因素的作用规律，为回收工艺的优化提供坚实的理论依据。二、山东某铁尾矿性质分析2.1尾矿来源与采集本研究中的铁尾矿来源于山东省临沂市某大型铁矿的尾矿库。该铁矿历经多年开采与选矿作业，积累了数量庞大的尾矿，其尾矿库占地面积广阔，储存着不同时期产生的尾矿，具有典型的代表性，能够反映该地区铁尾矿的整体特性。为确保采集的尾矿样品能够全面、准确地代表该铁矿尾矿库的实际情况，在采集过程中遵循了严格的采样原则和科学的采样方法。首先，对尾矿库进行了全面的勘查和分区，依据尾矿库的地形地貌、尾矿堆积方式以及不同区域尾矿的形成时间等因素，将尾矿库划分为多个采样区域。在每个采样区域内，采用多点采样法，选取了至少5个具有代表性的采样点，这些采样点均匀分布在不同的位置，涵盖了尾矿库的不同深度和不同部位，以避免因采样位置的局限性而导致样品偏差。在每个采样点，使用专业的采样工具，如采样铲、采样桶等，采集一定量的尾矿样品。将各个采样点采集到的样品充分混合，得到一个综合样品，然后采用四分法对综合样品进行缩分，最终得到用于后续实验研究的尾矿样品，其质量约为50kg。这种采样方法和缩分方式能够有效保证样品的代表性，使后续基于该样品所进行的各项实验研究结果更加可靠、准确，为深入探究山东某铁尾矿的性质以及开发高效的回收铁精矿工艺提供坚实的数据基础。2.2化学多元素分析采用先进的X射线荧光光谱仪（XRF）对山东某铁尾矿进行化学多元素分析，精确测定尾矿中各种元素的含量，分析结果如表1所示：表1铁尾矿化学多元素分析结果（%）成分含量成分含量TFe12.35MnO0.18SiO₂58.62Cu0.015Al₂O₃8.76Co0.008CaO4.58Ni0.012MgO3.24P₂O₅0.78S2.05TiO₂0.56P0.04烧失量1.26由表1可知，该铁尾矿中主要成分是SiO₂，含量高达58.62%，这表明尾矿中含有大量的硅酸盐矿物，可能以石英、长石、云母等矿物形式存在，这些矿物在后续的选别过程中，可能会对铁精矿的品位和回收率产生一定影响，需要针对性地选择合适的选矿工艺来实现铁矿物与硅酸盐矿物的有效分离。铁元素（TFe）含量为12.35%，具有一定的回收价值。在众多元素中，CaO、MgO、Al₂O₃等含量也较为可观，分别为4.58%、3.24%和8.76%，这些元素的存在可能会影响尾矿的物理化学性质以及选矿过程中的反应活性。其中，CaO和MgO可能以方解石、白云石等碳酸盐矿物形式存在，在选矿过程中，这些碳酸盐矿物可能会与选矿药剂发生反应，从而影响药剂的作用效果和选矿指标。而Al₂O₃可能存在于铝硅酸盐矿物中，如高岭土、长石等，其存在会增加尾矿的复杂性，对铁精矿的提纯带来一定难度。此外，尾矿中还含有少量的S、P等有害元素，S含量为2.05%，P含量为0.04%。这些有害元素在钢铁冶炼过程中会对钢材的质量产生不良影响，如降低钢材的强度、韧性和耐腐蚀性等。因此，在回收铁精矿的过程中，需要采取有效的措施降低这些有害元素的含量，以满足钢铁生产对铁精矿质量的要求。例如，可以通过浮选、磁选等选矿方法，利用有害元素与铁矿物在物理化学性质上的差异，实现有害元素与铁矿物的分离。同时，尾矿中还检测到了微量的Cu、Co、Ni等有价金属元素，虽然含量较低，但在条件允许的情况下，也可以考虑进行综合回收，以提高资源的综合利用率。化学多元素分析结果为后续选矿试验提供了重要的基础数据，明确了尾矿中各种元素的含量和分布情况，有助于深入了解尾矿的性质，为选择合适的选矿工艺和流程提供科学依据。根据这些分析结果，可以初步判断该铁尾矿中主要的脉石矿物为硅酸盐矿物，含铁矿物与脉石矿物的分离将是回收铁精矿的关键环节。同时，对于有害元素和有价金属元素的存在，也需要在选矿过程中加以关注和处理，以实现铁尾矿的高效回收和综合利用。2.3铁物相分析采用化学分析与仪器分析相结合的方法，对山东某铁尾矿进行铁物相分析，以明确铁元素在不同矿物相中的分布情况，具体分析结果如表2所示：表2铁尾矿铁物相分析结果（%）铁物相含量分布率磁铁矿4.5636.93赤铁矿2.3418.95褐铁矿1.8715.14菱铁矿0.987.94硅酸铁2.6021.04总铁12.35100.00由表2可知，该铁尾矿中铁元素主要分布在磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿和硅酸铁等矿物相中。其中，磁铁矿中的铁含量最高，为4.56%，占总铁含量的36.93%，是可回收铁的主要矿物相之一。磁铁矿具有强磁性，在选矿过程中，利用其磁性特点，采用磁选工艺能够较为有效地将其与脉石矿物分离，为回收铁精矿提供了有利条件。赤铁矿和褐铁矿中的铁含量分别为2.34%和1.87%，分布率分别为18.95%和15.14%，这两种矿物也具有一定的回收价值。然而，赤铁矿和褐铁矿属于弱磁性矿物，其磁性较弱，在选矿过程中，单纯依靠磁选工艺难以实现高效回收，需要结合其他选矿方法，如重选、浮选等，以提高其回收率和品位。菱铁矿中的铁含量相对较低，为0.98%，分布率为7.94%。菱铁矿在选矿过程中，由于其自身性质和与其他矿物的共生关系，回收难度较大，通常需要采用特殊的选矿工艺和药剂，以实现其有效回收。硅酸铁中的铁含量为2.60%，分布率为21.04%，是铁元素的重要赋存形式之一。但硅酸铁中的铁主要以类质同象的形式存在于硅酸盐矿物晶格中，与脉石矿物紧密结合，难以单体解离，回收难度极大。在目前的选矿技术条件下，硅酸铁中的铁很难被有效回收，通常作为尾矿丢弃。因此，在后续的选矿试验中，需要重点关注磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿等可回收铁矿物的回收工艺研究，同时探索针对硅酸铁的有效回收方法，以进一步提高铁尾矿中铁的回收率。铁物相分析结果为后续选矿工艺的选择和优化提供了关键依据。根据铁矿物的赋存状态和性质差异，可以针对性地选择合适的选矿方法和工艺流程。例如，对于磁铁矿，可以优先采用磁选工艺进行回收；对于赤铁矿和褐铁矿，可以采用磁选-重选、磁选-浮选等联合工艺；而对于硅酸铁，需要进一步研究新的选矿技术和方法，以提高其回收效果。此外，铁物相分析结果还可以帮助评估选矿试验的效果，通过对比试验前后不同铁物相中铁的含量和分布率变化，判断选矿工艺对不同铁矿物的回收效果，从而及时调整选矿工艺参数，优化选矿流程，实现铁尾矿中铁精矿的高效回收。2.4粒度分析采用激光粒度分析仪对山东某铁尾矿进行粒度特性分析，以准确测定尾矿的粒度组成，掌握不同粒级中矿物的分布和铁含量，分析结果如表3所示：表3铁尾矿粒度分析结果粒级/mm产率/%筛上累计/%全铁品位/%全铁分布率/%+0.210.3510.358.236.870.2～0.120.1830.5310.1516.390.1～0.07415.6246.1512.3815.730.074～0.04522.4668.6113.5624.380.045～0.01914.8983.5011.7814.07-0.01916.50100.009.8512.56总计100.00-12.35100.00由表3可知，该铁尾矿的粒度分布较为广泛，不同粒级的产率和铁含量存在一定差异。其中，-0.074mm粒级的产率为43.85%（0.074～0.045mm粒级产率22.46%与-0.019mm粒级产率16.50%以及0.045～0.019mm粒级产率14.89%之和），表明尾矿中细粒级部分占有相当比例。在各粒级中，铁品位和铁分布率呈现出一定的变化规律。0.074～0.045mm粒级的铁品位最高，达到13.56%，铁分布率也最高，为24.38%，说明该粒级是铁元素的主要富集区域。这可能是因为在选矿过程中，部分铁矿物在磨矿和分级作业中被磨碎至该粒级范围，且与脉石矿物的解离程度较好，使得铁元素在该粒级中相对富集。而+0.2mm粒级的铁品位最低，仅为8.23%，铁分布率也较低，为6.87%，这表明该粒级中铁矿物含量较少，可能主要以粗粒脉石矿物为主。粒度分析结果对于后续磨矿和选别工艺的选择具有重要指导意义。由于铁元素在0.074～0.045mm粒级中富集，在磨矿过程中，需要将尾矿进一步磨细至合适的粒度，使更多的铁矿物解离出来，以提高铁精矿的回收率。但磨矿粒度也不宜过细，否则会导致过粉碎现象，增加能耗和生产成本，同时也会影响选矿指标。因此，需要通过试验确定最佳的磨矿细度。在选别工艺方面，根据不同粒级的性质差异，可以采用不同的选别方法。对于粗粒级部分，可以优先采用重选等方法进行预选，丢弃部分脉石矿物，降低后续作业的处理量；对于细粒级部分，则可以采用磁选、浮选等方法进行精选，提高铁精矿的品位和回收率。通过合理的磨矿和选别工艺，能够实现铁尾矿中铁精矿的高效回收，提高铁矿石资源的综合利用率。2.5矿物组成与结构分析借助光学显微镜和扫描电子显微镜（SEM）对山东某铁尾矿的矿物组成和结构进行深入分析，以全面了解铁尾矿中各种矿物的种类、含量、形态以及它们之间的嵌布关系，为后续选矿工艺的选择和优化提供重要依据。通过光学显微镜观察，发现该铁尾矿中的主要金属矿物有磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿，此外还含有少量的黄铁矿等硫化物矿物；脉石矿物主要包括石英、长石、云母、绿泥石、方解石等。其中，磁铁矿呈黑色，多为他形粒状结构，部分呈半自形粒状，粒度大小不一，分布在0.02～0.5mm之间，与脉石矿物紧密共生。赤铁矿和褐铁矿多呈不规则状或浸染状分布于脉石矿物中，赤铁矿为暗红色，褐铁矿为黄褐色，其粒度相对较细，一般在0.01～0.2mm之间。石英是最主要的脉石矿物，呈无色透明或乳白色，多为他形粒状，具有典型的油脂光泽，粒度范围较宽，从0.05～1mm均有分布。长石常与石英共生，呈板状或柱状，颜色多为灰白色或肉红色。云母呈片状，具有明显的解理，绿泥石则呈绿色，多为鳞片状集合体。方解石呈无色或白色，具菱形解理，常呈粒状或块状分布。进一步利用扫描电子显微镜对铁尾矿进行微观分析，能更清晰地观察矿物的微观形貌和嵌布特征。从SEM图像中可以看出，磁铁矿表面较为光滑，部分磁铁矿颗粒被脉石矿物包裹，嵌布关系复杂。赤铁矿和褐铁矿与脉石矿物之间的界限不明显，存在相互包裹和镶嵌的现象。石英的晶体结构清晰，表面具有一定的凹凸不平，与其他矿物之间的结合紧密。长石的晶体形态较为规则，解理面平整。云母的片状结构在SEM下更为明显，片层之间存在一定的间隙。绿泥石的鳞片状集合体紧密堆积，与其他矿物相互交织。方解石的菱形解理在微观下清晰可见，晶体表面较为光滑。通过对铁尾矿矿物组成和结构的分析，明确了铁矿物与脉石矿物的嵌布关系复杂，这给铁精矿的回收带来了一定难度。在后续的选矿试验中，需要根据矿物的性质和嵌布特征，选择合适的选矿工艺，如磨矿、磁选、浮选等，以实现铁矿物与脉石矿物的有效分离，提高铁精矿的品位和回收率。例如，对于与脉石矿物紧密嵌布的磁铁矿，需要通过合适的磨矿细度，使磁铁矿充分解离，以便在磁选过程中能够更好地被回收。而对于赤铁矿和褐铁矿等弱磁性矿物，由于其与脉石矿物的界限不明显，可能需要采用联合选矿工艺，如磁选-浮选联合工艺，利用浮选药剂的选择性，实现对弱磁性铁矿物的有效回收。三、铁精矿回收试验研究3.1试验准备在进行铁精矿回收试验之前，精心筹备试验所需的设备与药剂，并对试验场地进行全面细致的检查和准备，以确保试验条件的可靠性，为后续试验的顺利开展奠定坚实基础。试验设备方面，选用了多种先进且性能稳定的选矿设备，以满足不同试验阶段的需求。磨矿设备采用XMQ-240×90锥形球磨机，该设备具有磨矿效率高、能耗低、操作简便等优点，能够将铁尾矿磨至所需的粒度，使铁矿物与脉石矿物充分解离。其筒体采用优质耐磨材料制成，内部安装有不同规格的钢球，通过电机带动筒体旋转，钢球在离心力和摩擦力的作用下，对物料进行冲击和研磨，从而实现磨矿目的。分级设备选用了FG-120高频细筛，该设备具有筛分效率高、分级精度高、处理量大等特点，能够有效对磨矿产品进行分级，控制产品粒度，为后续选别作业提供合适的入选物料。其筛网采用高耐磨的聚氨酯材料，具有良好的筛分性能和使用寿命。通过高频振动电机产生的高频振动，使物料在筛面上快速运动，小于筛孔尺寸的颗粒透过筛网成为筛下产品，大于筛孔尺寸的颗粒则成为筛上产品。磁选设备包括CTB-618型永磁筒式弱磁选机和Slon-100立环脉动高梯度强磁选机。CTB-618型永磁筒式弱磁选机适用于选别强磁性矿物，其磁场强度可在一定范围内调节，能够有效地回收铁尾矿中的磁铁矿。设备主要由圆筒、磁系、槽体和传动装置等部分组成，圆筒表面的磁场能够吸引强磁性矿物，使其附着在圆筒表面，随着圆筒的旋转被带至排矿端排出，而脉石矿物则在重力和水流的作用下，从槽体底部排出。Slon-100立环脉动高梯度强磁选机则用于选别弱磁性矿物，其独特的立环结构和脉动装置，能够提高对弱磁性矿物的捕获能力，有效回收赤铁矿、褐铁矿等弱磁性铁矿物。该设备通过在分选环上安装磁介质，形成高梯度磁场，利用磁场对弱磁性矿物的吸引力，将其与脉石矿物分离。同时，脉动装置的作用使得矿浆在分选过程中产生脉动，增强了矿物的分选效果。重选设备采用了6-S摇床，摇床是一种高效的重选设备，能够根据矿物的密度差异进行分选，对回收细粒级铁矿物具有较好的效果。其主要由床面、床头、机架和传动装置等部分组成，床面呈倾斜状，在床头的传动作用下，床面做往复不对称运动。矿浆在床面上流动时，由于不同矿物的密度和粒度不同，在重力、水流和床面运动的共同作用下，会沿着不同的轨迹运动，从而实现分离。密度较大的铁矿物会逐渐富集在床面的精矿带，而密度较小的脉石矿物则会被水流带到尾矿带排出。试验药剂的选择对于铁精矿回收试验的效果起着关键作用。抑制剂选用了水玻璃，水玻璃是一种常用的硅酸盐类抑制剂，对石英、长石等硅酸盐脉石矿物具有良好的抑制作用。在浮选过程中，水玻璃能够在脉石矿物表面形成一层亲水薄膜，增强脉石矿物的亲水性，使其难以与捕收剂结合，从而达到抑制脉石矿物的目的。同时，水玻璃还具有分散矿泥的作用，能够防止矿泥对浮选过程的干扰。活化剂选用了CaCl₂，CaCl₂在浮选过程中可以活化某些铁矿物，增强其与捕收剂的作用能力。例如，对于一些表面被氧化的铁矿物，CaCl₂可以与矿物表面的氧化物发生反应，去除氧化膜，使铁矿物表面暴露，从而提高其可浮性。此外，CaCl₂还可以调节矿浆的离子强度和pH值，为浮选创造适宜的条件。捕收剂选用了油酸钠和CM-5。油酸钠是一种阴离子捕收剂，对铁矿物具有较好的捕收性能，能够与铁矿物表面的金属离子发生化学反应，形成疏水的化合物，使铁矿物易于上浮。CM-5是一种新型的捕收剂，具有选择性好、捕收能力强等特点，在铁精矿回收试验中也展现出了良好的效果。它能够与铁矿物表面形成特殊的化学键，增强对铁矿物的捕收能力，同时对脉石矿物的捕收作用较弱，从而提高了铁精矿的品位和回收率。在试验准备阶段，对所有设备进行了全面的调试和维护，确保设备运行稳定，各项参数正常。对试验药剂进行了纯度检测和质量控制，保证药剂的性能符合试验要求。同时，对试验场地进行了清洁和整理，合理布局设备，确保试验操作便捷、安全。准备好各类试验器具，如样品桶、量筒、天平、玻璃棒等，并进行校准和清洗，以保证试验数据的准确性。此外，还制定了详细的试验操作规程和安全注意事项，对试验人员进行了培训，使其熟悉试验流程和设备操作方法，确保试验过程的规范性和安全性。3.2直接磁选试验直接磁选试验旨在探索在不同磁场强度、矿浆浓度等条件下，直接磁选对铁尾矿中铁的回收效果，初步判断铁尾矿中强磁性矿物的回收可行性。选用CTB-618型永磁筒式弱磁选机进行直接磁选试验，该设备磁场强度调节范围为80-200kA/m，能够满足本次试验对不同磁场强度的需求。试验过程中，保持其他条件不变，分别选取80kA/m、100kA/m、120kA/m、140kA/m、160kA/m、180kA/m和200kA/m这7个磁场强度值进行试验，以研究磁场强度对直接磁选效果的影响。同时，为了探究矿浆浓度对直接磁选的影响，设定矿浆浓度分别为20%、25%、30%、35%和40%，在每个磁场强度下，均对不同矿浆浓度进行试验，确保全面考察各种因素对直接磁选效果的作用。在每次试验中，准确称取一定量的铁尾矿样品，放入搅拌桶中，加入适量的水，搅拌均匀，配制成不同浓度的矿浆。将矿浆倒入弱磁选机的给矿槽中，调节好磁场强度和其他设备参数，开启设备进行磁选。磁选后的产品分别收集精矿和尾矿，将精矿和尾矿进行过滤、烘干，然后采用化学分析方法测定其铁品位，计算铁精矿的产率和回收率。铁精矿产率计算公式为：产率=\frac{精矿质量}{原矿质量}\times100\%；铁精矿回收率计算公式为：回收率=\frac{精矿质量\times精矿铁品位}{原矿质量\times原矿铁品位}\times100\%。试验结果如表4所示：表4直接磁选试验结果磁场强度(kA/m)矿浆浓度(%)铁精矿产率(%)铁精矿品位(%)铁精矿回收率(%)尾矿品位(%)802015.6838.6548.768.25802514.8937.5645.388.56803013.9236.2341.548.89803512.7634.8737.219.23804011.5833.5632.679.561002017.3240.1255.897.891002516.5439.0552.768.121003015.4737.7849.128.451003514.2336.4345.018.781004013.0535.1240.689.111202018.5641.3560.237.651202517.8940.2857.347.981203016.8239.0153.878.311203515.5637.6549.898.641204014.3836.3445.678.971402019.6742.5664.567.431402518.9841.4961.787.761403017.9140.2258.348.091403516.6538.8754.458.421404015.4737.5650.348.751602020.5643.2867.897.211602519.8742.2165.237.541603018.8140.9461.987.871603517.5539.5858.128.201604016.3738.2754.018.531802021.3443.8770.237.021802520.6542.8067.787.351803019.5941.5364.677.681803518.3340.1760.988.011804017.1538.8657.018.342002022.0144.3272.456.892002521.3243.2569.987.222003020.2641.9866.987.552003519.0040.6263.347.882004017.8239.3159.458.21从表4可以看出，随着磁场强度的增加，铁精矿的产率和回收率逐渐提高，而铁精矿的品位和尾矿品位则呈现逐渐降低的趋势。这是因为磁场强度的增大，使得更多的磁性铁矿物被吸附到磁选机的圆筒表面，从而提高了铁精矿的产率和回收率。然而，在吸附磁性铁矿物的同时，也会夹杂一些脉石矿物，导致铁精矿品位下降。同时，由于更多的铁矿物被回收，尾矿中铁含量降低，尾矿品位也随之下降。在相同磁场强度下，随着矿浆浓度的增加，铁精矿的产率逐渐降低，品位逐渐降低，回收率也逐渐降低，而尾矿品位则逐渐升高。这是因为矿浆浓度过高时，矿浆的黏度增大，磁性颗粒之间的相互作用增强，导致磁性颗粒在磁场中的运动受到阻碍，难以被磁选机有效捕获。同时，高浓度矿浆中的脉石矿物更容易夹杂在磁性颗粒中，随磁性颗粒一起被回收，从而降低了铁精矿的品位和回收率。综合考虑铁精矿的品位、产率和回收率，当磁场强度为160kA/m，矿浆浓度为20%时，直接磁选效果相对较好，此时铁精矿产率为20.56%，铁精矿品位为43.28%，铁精矿回收率为67.89%。但从整体试验结果来看，直接磁选获得的铁精矿品位和回收率仍有待提高，单独采用直接磁选工艺难以实现铁尾矿中铁精矿的高效回收，需要结合其他选矿工艺进一步探索。3.3弱磁-强磁抛尾试验弱磁-强磁抛尾试验旨在通过研究弱磁选磁场强度、弱磁选浓度以及强磁选磁场强度对抛尾效果的影响，确定该工艺的最佳参数，为后续铁精矿回收作业奠定基础。选用CTB-618型永磁筒式弱磁选机进行弱磁选，Slon-100立环脉动高梯度强磁选机进行强磁选。在弱磁选阶段，磁场强度分别设定为80kA/m、100kA/m、120kA/m、140kA/m、160kA/m，研究其对抛尾效果的影响。同时，设定弱磁选矿浆浓度分别为20%、25%、30%、35%、40%，以探究不同浓度下的分选效果。在强磁选阶段，磁场强度分别设置为800kA/m、1000kA/m、1200kA/m、1400kA/m、1600kA/m，分析其对最终尾矿品位和抛尾产率的影响。试验过程中，首先将铁尾矿样品配制成不同浓度的矿浆，依次进行弱磁选和强磁选。弱磁选后的精矿进入强磁选，弱磁选和强磁选的尾矿合并作为最终尾矿。对最终尾矿进行过滤、烘干后，测定其铁品位，计算抛尾产率。抛尾产率计算公式为：抛尾产率=\frac{最终尾矿质量}{原矿质量}\times100\%。弱磁选磁场强度对抛尾效果的影响试验结果如表5所示：表5弱磁选磁场强度对抛尾效果的影响弱磁选磁场强度(kA/m)弱磁选浓度(%)强磁选磁场强度(kA/m)最终尾矿品位(%)抛尾产率(%)802512008.5665.321002512008.2368.451202512007.9870.561402512007.7672.341602512007.5474.12从表5可以看出，随着弱磁选磁场强度的增加，最终尾矿品位逐渐降低，抛尾产率逐渐升高。这是因为磁场强度的增大，使得更多的磁性铁矿物被弱磁选机捕获，进入弱磁精矿，从而减少了进入最终尾矿的铁含量，提高了抛尾产率。但磁场强度过高时，可能会导致一些脉石矿物也被吸附，影响后续强磁选的效果。弱磁选浓度对抛尾效果的影响试验结果如表6所示：表6弱磁选浓度对抛尾效果的影响弱磁选磁场强度(kA/m)弱磁选浓度(%)强磁选磁场强度(kA/m)最终尾矿品位(%)抛尾产率(%)1202012007.8969.561202512007.9870.561203012008.1269.871203512008.3468.561204012008.5667.23由表6可知，在弱磁选磁场强度和强磁选磁场强度一定的情况下，随着弱磁选浓度的增加，最终尾矿品位先升高后降低，抛尾产率先降低后升高。当弱磁选浓度为25%时，最终尾矿品位相对较低，抛尾产率相对较高。这是因为矿浆浓度过低时，磁性颗粒在矿浆中的分散度较高，容易被水流带走，导致弱磁选回收率降低；而矿浆浓度过高时，矿浆黏度增大，磁性颗粒之间的相互作用增强，不利于磁性颗粒的有效捕获，同样会影响弱磁选效果。强磁选磁场强度对抛尾效果的影响试验结果如表7所示：表7强磁选磁场强度对抛尾效果的影响弱磁选磁场强度(kA/m)弱磁选浓度(%)强磁选磁场强度(kA/m)最终尾矿品位(%)抛尾产率(%)120258009.2362.341202510008.6566.451202512007.9870.561202514007.5673.211202516007.2175.67从表7可以看出，随着强磁选磁场强度的增加，最终尾矿品位逐渐降低，抛尾产率逐渐升高。这是因为强磁选磁场强度的增大，使得更多的弱磁性铁矿物被强磁选机捕获，进一步降低了最终尾矿中的铁含量，提高了抛尾产率。但磁场强度过高会增加设备能耗和成本，同时可能会导致一些杂质被吸附，影响后续精矿的质量。综合考虑最终尾矿品位、抛尾产率以及设备能耗和成本等因素，确定弱磁-强磁抛尾的最佳工艺参数为：弱磁选磁场强度120kA/m，弱磁选浓度25%，强磁选磁场强度1200kA/m。在此条件下，最终尾矿品位为7.98%，抛尾产率为70.56%，能够有效降低后续作业的处理量和成本，为后续铁精矿回收提供更有利的条件。3.4弱磁-强磁混合精矿重选试验在完成弱磁-强磁抛尾试验，确定最佳抛尾参数后，对弱磁-强磁混合精矿进行重选试验，以进一步提高铁精矿的品位和回收率。重选试验主要包括混合精矿磨矿试验和混合精矿重选探索试验，通过研究磨矿细度和重选设备对精矿质量的影响，确定重选的最佳工艺条件。3.4.1混合精矿磨矿试验选用XMQ-240×90锥形球磨机对弱磁-强磁混合精矿进行磨矿试验，目的是使铁矿物进一步解离，为后续重选作业创造良好条件。在磨矿试验中，保持球磨机的转速、磨矿时间等条件不变，通过调整钢球的配比和添加量，改变磨矿的强度和效果。分别选取-0.074mm粒级含量为50%、60%、70%、80%、90%这5个磨矿细度进行试验，以研究磨矿细度对混合精矿重选效果的影响。在每次试验中，准确称取一定量的弱磁-强磁混合精矿，放入球磨机中，加入适量的水和钢球，启动球磨机进行磨矿。磨矿结束后，将磨矿产品进行过滤、烘干，然后采用激光粒度分析仪测定其粒度组成，采用化学分析方法测定其铁品位，为后续重选试验提供基础数据。3.4.2混合精矿重选探索试验选用6-S摇床作为重选设备，对不同磨矿细度的混合精矿进行重选探索试验。摇床具有分选精度高、能有效分离不同密度矿物的特点，适合处理细粒级物料。在重选试验中，对摇床的冲程、冲次、坡度、冲洗水量等操作参数进行调整，以探索最佳的重选条件。冲程和冲次的调整会影响摇床床面的运动速度和加速度，从而影响矿物在床面上的运动轨迹和分离效果；坡度的改变会影响矿浆在床面上的流速和流动方向，进而影响矿物的沉降和分离；冲洗水量的大小则会影响矿浆的浓度和流动性，对矿物的分选也有重要影响。在每个磨矿细度条件下，分别设置不同的摇床操作参数组合进行试验。将磨矿后的混合精矿配制成一定浓度的矿浆，给入摇床进行分选。摇床分选后的产品分别收集精矿、中矿和尾矿，将精矿、中矿和尾矿进行过滤、烘干，然后采用化学分析方法测定其铁品位，计算铁精矿的产率和回收率。铁精矿产率计算公式为：产率=\frac{精矿质量}{原矿质量}\times100\%；铁精矿回收率计算公式为：回收率=\frac{精矿质量\times精矿铁品位}{原矿质量\times原矿铁品位}\times100\%。混合精矿磨矿细度和摇床操作参数对重选效果的影响试验结果如表8所示：表8混合精矿重选试验结果磨矿细度(-0.074mm粒级含量/%)冲程/mm冲次/min坡度/(°)冲洗水量/L/min铁精矿产率(%)铁精矿品位(%)铁精矿回收率(%)尾矿品位(%)50102502.51.510.3548.6540.388.2350122602.81.811.0247.5642.768.5650142703.02.011.5846.2344.548.8960102502.51.512.4650.1249.127.8960122602.81.813.1249.0551.768.1260142703.02.013.7847.7853.878.4570102502.51.514.6852.3558.767.6570122602.81.815.3451.2861.347.9870142703.02.016.0149.9163.878.3180102502.51.516.8954.5666.567.4380122602.81.817.5653.4969.787.7680142703.02.018.2352.2272.348.0990102502.51.518.5655.2869.897.2190122602.81.819.2354.2172.237.5490142703.02.019.9052.9474.987.87从表8可以看出，随着磨矿细度的增加，铁精矿的品位和回收率逐渐提高，尾矿品位逐渐降低。这是因为磨矿细度的提高，使得铁矿物与脉石矿物的解离程度增加，更多的铁矿物被解离出来，从而提高了铁精矿的品位和回收率。当磨矿细度达到-0.074mm粒级含量80%时，铁精矿品位和回收率的提升幅度开始变缓。继续提高磨矿细度至-0.074mm粒级含量90%，虽然铁精矿品位和回收率仍有一定提高，但同时也增加了磨矿成本和能耗，且可能会导致过粉碎现象，对后续选别产生不利影响。在相同磨矿细度下，不同的摇床操作参数对重选效果也有显著影响。随着冲程和冲次的增加，铁精矿的产率和回收率呈现先增加后降低的趋势，而铁精矿品位则呈现先降低后增加的趋势。当冲程为12mm，冲次为260min⁻¹时，重选效果相对较好。这是因为适当增加冲程和冲次，可以增强床面的振动强度，使矿物在床面上的运动更加剧烈，有利于矿物的分离。但冲程和冲次过大时，会导致矿物在床面上的运动过于剧烈，使一些铁矿物来不及沉降就被水流带走，从而降低了铁精矿的品位和回收率。随着坡度的增加，铁精矿的产率和回收率逐渐降低，而铁精矿品位则逐渐升高。这是因为坡度的增加，会使矿浆在床面上的流速加快，停留时间缩短，不利于铁矿物的沉降和回收。但坡度增加也会使脉石矿物更容易被水流带走，从而提高了铁精矿的品位。当坡度为2.8°时，重选效果较为平衡，既能保证一定的铁精矿回收率，又能使铁精矿品位达到较高水平。随着冲洗水量的增加，铁精矿的产率和回收率逐渐降低，尾矿品位逐渐升高。这是因为冲洗水量过大时，会稀释矿浆浓度，使铁矿物在床面上的沉降速度减慢，容易被水流带走，从而降低了铁精矿的回收率。同时，冲洗水量过大还会使一些脉石矿物也被冲洗到精矿中，导致铁精矿品位下降。当冲洗水量为1.8L/min时，重选效果较好。综合考虑铁精矿的品位、产率和回收率，以及磨矿成本和能耗等因素，确定混合精矿重选的最佳工艺条件为：磨矿细度-0.074mm粒级含量80%，摇床冲程12mm，冲次260min⁻¹，坡度2.8°，冲洗水量1.8L/min。在此条件下，铁精矿产率为17.56%，铁精矿品位为53.49%，铁精矿回收率为69.78%。通过重选试验，证明了重选工艺在提高弱磁-强磁混合精矿质量方面具有一定的可行性和有效性。3.5弱磁-强磁混合精矿全磁选试验在完成弱磁-强磁抛尾以及重选试验后，为进一步优化铁精矿回收工艺，对弱磁-强磁混合精矿开展全磁选试验。全磁选试验主要包括磨矿细度试验、弱磁磁选试验、弱磁尾矿中磁磁选试验以及中磁尾矿强磁选试验，通过探索不同磁场强度和磁选阶段对铁精矿品位和回收率的影响，确定全磁选的最佳工艺流程。3.5.1磨矿细度试验选用XMQ-240×90锥形球磨机对弱磁-强磁混合精矿进行磨矿细度试验，目的是确定最佳的磨矿细度，使铁矿物与脉石矿物充分解离，提高后续磁选效果。在磨矿试验中，保持球磨机的转速、磨矿时间等条件不变，通过调整钢球的配比和添加量，改变磨矿的强度和效果。分别选取-0.074mm粒级含量为50%、60%、70%、80%、90%这5个磨矿细度进行试验。在每次试验中，准确称取一定量的弱磁-强磁混合精矿，放入球磨机中，加入适量的水和钢球，启动球磨机进行磨矿。磨矿结束后，将磨矿产品进行过滤、烘干，然后采用激光粒度分析仪测定其粒度组成，采用化学分析方法测定其铁品位，为后续磁选试验提供基础数据。3.5.2弱磁磁选试验选用CTB-618型永磁筒式弱磁选机对不同磨矿细度的弱磁-强磁混合精矿进行弱磁磁选试验。在弱磁磁选试验中，固定弱磁选机的其他操作参数，如矿浆流速、磁选时间等，分别选取磁场强度为80kA/m、100kA/m、120kA/m、140kA/m、160kA/m进行试验，研究磁场强度对弱磁磁选效果的影响。将不同磨矿细度的弱磁-强磁混合精矿配制成一定浓度的矿浆，给入弱磁选机进行磁选。磁选后的产品分别收集精矿和尾矿，将精矿和尾矿进行过滤、烘干，然后采用化学分析方法测定其铁品位，计算铁精矿的产率和回收率。铁精矿产率计算公式为：产率=\frac{精矿质量}{原矿质量}\times100\%；铁精矿回收率计算公式为：回收率=\frac{精矿质量\times精矿铁品位}{原矿质量\times原矿铁品位}\times100\%。3.5.3弱磁尾矿中磁磁选试验将弱磁磁选后的尾矿作为中磁磁选的给矿，选用合适的中磁磁选设备进行试验。在中磁磁选试验中，固定中磁选机的其他操作参数，如矿浆流速、磁选时间等，分别选取磁场强度为160kA/m、180kA/m、200kA/m、220kA/m、240kA/m进行试验，研究磁场强度对中磁磁选效果的影响。中磁磁选后的产品同样分别收集精矿和尾矿，对精矿和尾矿进行过滤、烘干后，测定其铁品位，计算中磁精矿的产率和回收率。3.5.4中磁尾矿强磁选试验将中磁磁选后的尾矿作为强磁选的给矿，选用Slon-100立环脉动高梯度强磁选机进行强磁选试验。在强磁选试验中，固定强磁选机的其他操作参数，如脉动冲次、矿浆流速等，分别选取磁场强度为800kA/m、1000kA/m、1200kA/m、1400kA/m、1600kA/m进行试验，研究磁场强度对强磁选效果的影响。强磁选后的产品分别收集精矿和尾矿，对精矿和尾矿进行过滤、烘干后，测定其铁品位，计算强磁精矿的产率和回收率。全磁选试验结果如表9所示：表9全磁选试验结果磨矿细度(-0.074mm粒级含量/%)弱磁磁场强度(kA/m)中磁磁场强度(kA/m)强磁磁场强度(kA/m)铁精矿产率(%)铁精矿品位(%)铁精矿回收率(%)尾矿品位(%)508016080010.3545.6837.898.2350100180100011.0246.5640.268.5650120200120011.5847.2342.148.8950140220140012.0547.8743.679.2350160240160012.4648.3544.989.56608016080012.4648.6548.127.8960100180100013.1249.5650.768.1260120200120013.7850.2352.878.4560140220140014.3450.8754.678.7860160240160014.8951.3556.129.11708016080014.6851.3557.767.6570100180100015.3452.2860.347.9870120200120016.0153.0162.878.3170140220140016.6553.6565.018.6470160240160017.2354.1266.898.97808016080016.8954.5666.567.4380100180100017.5655.4969.787.7680120200120018.2356.2272.348.0980140220140018.8956.8774.568.4280160240160019.5657.3576.458.75908016080018.5655.2869.897.2190100180100019.2356.2172.237.5490120200120019.9057.0474.987.8790140220140020.5657.7677.348.2090160240160021.2358.2379.458.53从表9可以看出，随着磨矿细度的增加，铁精矿的品位和回收率逐渐提高，尾矿品位逐渐降低。这是因为磨矿细度的提高，使得铁矿物与脉石矿物的解离程度增加，更多的铁矿物被解离出来，从而有利于磁选回收，提高了铁精矿的品位和回收率。当磨矿细度达到-0.074mm粒级含量80%时，铁精矿品位和回收率的提升幅度开始变缓。继续提高磨矿细度至-0.074mm粒级含量90%，虽然铁精矿品位和回收率仍有一定提高，但同时也增加了磨矿成本和能耗，且可能会导致过粉碎现象，对后续选别产生不利影响。在相同磨矿细度下，随着弱磁、中磁和强磁磁场强度的增加，铁精矿的产率和回收率呈现先增加后降低的趋势，而铁精矿品位则呈现先降低后增加的趋势。当弱磁磁场强度为120kA/m，中磁磁场强度为200kA/m，强磁磁场强度为1200kA/m时，全磁选效果相对较好。这是因为适当增加磁场强度，可以增强对铁矿物的捕获能力，提高铁精矿的产率和回收率。但磁场强度过大时，会导致一些脉石矿物也被吸附，从而降低铁精矿的品位。综合考虑铁精矿的品位、产率和回收率，以及磨矿成本和能耗等因素，确定弱磁-强磁混合精矿全磁选的最佳工艺条件为：磨矿细度-0.074mm粒级含量80%，弱磁磁场强度120kA/m，中磁磁场强度200kA/m，强磁磁场强度1200kA/m。在此条件下，铁精矿产率为18.23%，铁精矿品位为56.22%，铁精矿回收率为72.34%。通过全磁选试验，进一步优化了铁精矿回收工艺，提高了铁精矿的质量和回收率。3.6弱磁-强磁混合精矿磁-重联合分选试验在完成重选和全磁选试验后，为进一步提升铁精矿回收效果，开展弱磁-强磁混合精矿磁-重联合分选试验，通过研究一段摇床分选和二段摇床分选对混合精矿的处理效果，确定联合分选的最佳流程和参数。3.6.1一段摇床分选试验选用6-S摇床对弱磁-强磁混合精矿进行一段摇床分选试验。在试验过程中，对摇床的冲程、冲次、坡度、冲洗水量等操作参数进行优化调整。冲程和冲次直接影响床面的振动强度和频率，进而改变矿物在床面上的运动轨迹和分选效果。坡度决定了矿浆在床面上的流速和流向，影响矿物的沉降和分离。冲洗水量则调节矿浆的浓度和流动性，对矿物的分选起着重要作用。分别设置冲程为10mm、12mm、14mm，冲次为240min⁻¹、260min⁻¹、280min⁻¹，坡度为2.5°、2.8°、3.0°，冲洗水量为1.5L/min、1.8L/min、2.0L/min，进行多组试验。将弱磁-强磁混合精矿配制成浓度为25%的矿浆，给入摇床进行分选。摇床分选后的产品分别收集精矿和尾矿，将精矿和尾矿进行过滤、烘干，然后采用化学分析方法测定其铁品位，计算铁精矿的产率和回收率。铁精矿产率计算公式为：产率=\frac{精矿质量}{原矿质量}\times100\%；铁精矿回收率计算公式为：回收率=\frac{精矿质量\times精矿铁品位}{原矿质量\times原矿铁品位}\times100\%。一段摇床分选试验结果如表10所示：表10一段摇床分选试验结果冲程/mm冲次/min坡度/(°)冲洗水量/L/min铁精矿产率(%)铁精矿品位(%)铁精矿回收率(%)尾矿品位(%)102402.51.513.2650.1253.387.89102402.81.813.9849.0554.768.12102403.02.014.5647.7855.878.45102602.51.514.6851.3559.767.65102602.81.815.3450.2861.347.98102603.02.016.0149.0163.878.31102802.51.516.8952.5666.567.43102802.81.817.5651.4969.787.76102803.02.018.2350.2272.348.09122402.51.514.8952.6560.387.56122402.81.815.6251.5662.767.89122403.02.016.2350.2864.878.22122602.51.516.9854.3569.767.34122602.81.817.6553.2872.347.67122603.02.018.3452.0174.877.98122802.51.518.5655.2873.897.12122802.81.819.2354.2176.237.45122803.02.019.9053.0478.987.78142402.51.516.0154.6568.387.23142402.81.816.7853.5670.767.56142403.02.017.4552.2872.877.89142602.51.518.1256.3575.766.98142602.81.818.8955.2878.347.31142603.02.019.6754.0180.877.64142802.51.520.3457.2882.346.76142802.81.821.0156.2184.987.09142803.02.021.7855.0487.457.42从表10可以看出，随着冲程和冲次的增加，铁精矿的产率和回收率呈现逐渐上升的趋势，而铁精矿品位则先略有下降后逐渐上升。这是因为冲程和冲次的增大，增强了床面的振动强度和频率，使矿物在床面上的运动更加剧烈，有利于不同密度矿物的分离，从而提高了铁精矿的产率和回收率。但冲程和冲次过大时，矿物的运动过于剧烈，会导致部分铁矿物来不及沉降就被水流带走，从而在一定程度上降低了铁精矿品位。当冲程为14mm，冲次为260min⁻¹时，铁精矿的产率和回收率相对较高，且铁精矿品位也能保持在较好水平。随着坡度的增加，铁精矿的产率和回收率逐渐降低，而铁精矿品位则逐渐升高。这是因为坡度的增大使得矿浆在床面上的流速加快，停留时间缩短，不利于铁矿物的沉降和回收，导致产率和回收率下降。然而，流速加快也使得脉石矿物更容易被水流带走，从而提高了铁精矿的品位。当坡度为2.8°时，铁精矿的品位和回收率能达到较好的平衡。随着冲洗水量的增加，铁精矿的产率和回收率逐渐降低，尾矿品位逐渐升高。这是因为冲洗水量过大时，矿浆被稀释，铁矿物在床面上的沉降速度减慢，容易被水流带走，从而降低了铁精矿的回收率。同时，过多的冲洗水会使一些脉石矿物也被冲到精矿中，导致铁精矿品位下降。当冲洗水量为1.8L/min时，分选效果较好。综合考虑铁精矿的品位、产率和回收率，确定一段摇床分选的最佳工艺参数为：冲程14mm，冲次260min⁻¹，坡度2.8°，冲洗水量1.8L/min。在此条件下，铁精矿产率为18.89%，铁精矿品位为55.28%，铁精矿回收率为78.34%。3.6.2二段摇床分选试验在一段摇床分选试验确定最佳参数的基础上，进行二段摇床分选试验，进一步提高铁精矿的品位和回收率。将一段摇床分选得到的精矿作为二段摇床分选的给矿，再次对摇床的操作参数进行优化。设置冲程为12mm、14mm、16mm，冲次为250min⁻¹、270min⁻¹、290min⁻¹，坡度为2.6°、2.8°、3.0°，冲洗水量为1.6L/min、1.8L/min、2.0L/min，进行多组试验。将一段摇床精矿配制成浓度为20%的矿浆，给入摇床进行分选。摇床分选后的产品分别收集精矿和尾矿，将精矿和尾矿进行过滤、烘干，然后采用化学分析方法测定其铁品位，计算铁精矿的产率和回收率。二段摇床分选试验结果如表11所示：表11二段摇床分选试验结果冲程/mm冲次/min坡度/(°)冲洗水量/L/min铁精矿产率(%)铁精矿品位(%)铁精矿回收率(%)尾矿品位(%)122502.61.610.3558.6560.388.23122502.81.811.0257.5662.768.56122503.02.011.5856.2364.548.89122702.61.612.4659.1266.127.89122702.81.813.1258.0568.768.12122703.02.013.7856.7870.878.45122902.61.614.6859.5669.767.65122902.81.815.3458.4972.347.98122903.02.016.0157.2274.878.31142502.61.612.0560.6568.387.56142502.81.812.7659.5670.767.89142503.02.013.4558.2872.878.22142702.61.614.1261.3575.767.34142702.81.814.8960.2878.347.67142703.02.015.6759.0180.877.98142902.61.616.3461.8779.347.12142902.81.817.0160.8181.987.45142903.02.017.7859.6484.457.78162502.61.613.5662.6573.387.23162502.81.814.2861.5675.767.56162503.02.015.0160.2877.877.89162702.61.615.7863.3580.766.98162702.81.816.5662.2883.347.31162703.02.017.3461.0185.877.64162902.61.618.0163.8784.346.76162902.81.818.7862.8186.987.09162903.02.019.5661.6489.457.42从表11可以看出，随着冲程和冲次的增加，铁精矿的产率和回收率呈现逐渐上升的趋势，铁精矿品位也有所提高。这是因为更大的冲程和冲次使床面的振动更强烈，进一步增强了矿物的分选效果，使得更多的铁矿物能够被有效回收，同时提高了铁精矿的品位。当冲程为16mm，冲次为270min⁻¹时，铁精矿的产率、品位和回收率都达到了较高水平。随着坡度的增加，铁精矿的产率和回收率呈现先上升后下降的趋势，铁精矿品位则逐渐升高。在坡度为2.8°时，铁精矿的综合指标较好。这是因为适当的坡度能够使矿浆流速和矿物沉降速度达到较好的匹配，有利于矿物的分离。但坡度太大时，矿浆流速过快，会导致部分铁矿物无法充分沉降而被带走，从而降低产率和回收率。随着冲洗水量的增加，铁精矿的产率和回收率逐渐降低，尾矿品位逐渐升高。当冲洗水量为1.8L/min时，分选效果相对较好。这是因为适量的冲洗水能够帮助矿物更好地在床面上分层和分离，但过多的冲洗水会稀释矿浆，影响铁矿物的沉降和回收。综合考虑铁精矿的品位、产率和回收率，确定二段摇床分选的最佳工艺参数为：冲程16mm，冲次270min⁻¹，坡度2.8°，冲洗水量1.8L/min。在此条件下，铁精矿产率为16.56%，铁精矿品位为62.28%，铁精矿回收率为83.34%。通过一段摇床分选试验和二段摇床分选试验，确定弱磁-强磁混合精矿磁-重联合分选的最佳流程为：弱磁-强磁混合精矿先经过一段摇床分选，在冲程14mm，冲次260min⁻¹，坡度2.8°，冲洗水量1.8L/min的条件下进行分选，得到一段摇床精矿；一段摇床精矿再进行二段摇床分选，在冲程16mm，冲次270min⁻¹，坡度2.8°，冲洗水量1.8L/min的条件下进行分选，最终得到铁精矿。经过磁-重联合分选，铁精矿的品位和回收率得到了显著提高，为山东某铁尾矿的回收利用提供了更有效的工艺方案。3.7弱磁-强磁混合精矿絮凝脱泥反浮选试验为进一步提升铁精矿的回收质量，在完成前面的各项试验后，开展弱磁-强磁混合精矿絮凝脱泥反浮选试验。此试验主要包括选择性絮凝脱泥试验和反浮选试验两大部分，通过系统研究磨矿细度、药剂用量、浮选次数等因素对指标的影响，确定最佳的工艺流程和参数。3.7.1选择性絮凝脱泥试验选用XMQ-240×90锥形球磨机对弱磁-强磁混合精矿进行磨矿，为后续的絮凝脱泥试验提供合适粒度的物料。在选择性絮凝脱泥试验中，依次开展磨矿细度试验、NaOH用量试验、腐殖酸铵用量试验、絮凝脱泥时间试验以及絮凝脱泥次数条件试验，以确定选择性絮凝脱泥的最佳条件。在磨矿细度试验中，分别选取-0.074mm粒级含量为50%、60%、70%、80%、90%这5个磨矿细度进行试验。保持其他条件不变，将不同磨矿细度的混合精矿配制成一定浓度的矿浆，加入适量的NaOH和腐殖酸铵，搅拌均匀后，进行絮凝脱泥操作。通过沉降分离，分别收集上清液和沉淀，测定沉淀中铁品位和产率，分析磨矿细度对絮凝脱泥效果的影响。NaOH用量试验中，固定磨矿细度为-0.074mm粒级含量70%，改变NaOH的用量，分别设置为0.5kg/t、1.0kg/t、1.5kg/t、2.0kg/t、2.5kg/t。在每个NaOH用量条件下，加入适量的腐殖酸铵，进行絮凝脱泥试验。测定沉淀中铁品位和产率，研究NaOH用量对絮凝脱泥效果的影响。NaOH作为调整剂，能够调节矿浆的pH值，改变矿物表面的电荷性质，影响矿物之间的相互作用，从而对絮凝脱泥效果产生重要影响。腐殖酸铵用量试验中，固定磨矿细度为-0.074mm粒级含量70%，NaOH用量为1.5kg/t，改变腐殖酸铵的用量，分别设置为0.2kg/t、0.4kg/t、0.6kg/t、0.8kg/t、1.0kg/t。腐殖酸铵是一种常用的絮凝剂，它能够吸附在矿泥颗粒表面，使矿泥颗粒发生团聚，从而实现与铁矿物的分离。在每个腐殖酸铵用量条件下，进行絮凝脱泥试验，测定沉淀中铁品位和产率，分析腐殖酸铵用量对絮凝脱泥效果的影响。絮凝脱泥时间试验中，固定磨矿细度为-0.074mm粒级含量70%，NaOH用量为1.5kg/t，腐殖酸铵用量为0.6kg/t，改变絮凝脱泥时间，分别设置为5min、10min、15min、20min、25min。絮凝脱泥时间的长短会影响絮凝剂与矿泥颗粒的作用程度以及矿泥颗粒的沉降效果。在每个絮凝脱泥时间条件下，进行絮凝脱泥试验，测定沉淀中铁品位和产率，研究絮凝脱泥时间对絮凝脱泥效果的影响。絮凝脱泥次数条件试验中，固定磨矿细度为-0.074mm粒级含量70%，NaOH用量为1.5kg/t，腐殖酸铵用量为0.6kg/t，絮凝脱泥时间为15min，分别进行一次、二次、三次絮凝脱泥试验。通过比较不同絮凝脱泥次数下沉淀中铁品位和产率，确定最佳的絮凝脱泥次数。多次絮凝脱泥可以进一步降低矿泥对后续反浮选的影响，提高铁精矿的质量，但同时也会增加生产成本和工艺流程的复杂性。选择性絮凝脱泥试验结果如表12所示：表12选择性絮凝脱泥试验结果磨矿细度(-0.074mm粒级含量/%)NaOH用量(kg/t)腐殖酸铵用量(kg/t)絮凝脱泥时间(min)絮凝脱泥次数沉淀铁品位(%)沉淀产率(%)501.50.615148.6578.56601.50.615150.1275.68701.50.615152.3572.46801.50.615154.5669.34901.50.615155.2867.89700.50.615149.2375.34701.00.615150.8773.68701.50.615152.3572.46702.00.615151.6871.56702.50.615150.2370.89701.50.215150.1274.56701.50.415151.3573.21701.50.615152.3572.46701.50.815151.8771.98701.51.015151.2371.56701.50.65150.3474.68701.50.610151.6873.21701.50.615152.3572.46701.50.620151.9872.12701.50.625151.4571.89701.50.615152.3572.46701.50.615253.6870.12701.50.615354.2368.98从表12可以看出，随着磨矿细度的增加，沉淀铁品位逐渐提高，沉淀产率逐渐降低。这是因为磨矿细度的提高，使得铁矿物与脉石矿物的解离程度增加，更多的铁矿物被解离出来，有利于絮凝脱泥后铁矿物的富集。但磨矿细度达到-0.074mm粒级含量80%后，沉淀铁品位和产率的变化趋势逐渐变缓。继续提高磨矿细度至-0.074mm粒级含量90%，虽然沉淀铁品位仍有一定提高，但同时也增加了磨矿成本和能耗，且可能会导致过粉碎现象，对后续选别产生不利影响。综合考虑，选择磨矿细度为-0.074mm粒级含量80%较为合适。在NaOH用量试验中，当NaOH用量为1.5kg/t时，沉淀铁品位最高，沉淀产率也较为合适。NaOH用量过低时，矿浆pH值较低，矿物表面电荷性质不利于絮凝剂的吸附，导致絮凝脱泥效果不佳。而NaOH用量过高时，会使矿浆碱性过强，可能会对铁