东鞍山烧结厂含碳酸盐浮选铁尾矿再选铁试验

张江宁 丛树双 杨 光

（鞍山钢铁集团有限公司东鞍山烧结厂）

我国铁矿石资源需求量巨大，对外依存度达80%左右。因此，要解决我国铁矿石的保障供给问题，必须从多角度、多方向发力，其中，提高资源的利用率是一种重要手段［1-2］。

东鞍山烧结厂含碳酸盐铁矿石品位不高，矿石性质复杂，属难选铁矿石资源［3-5］。受大规模工业化生产方式及工艺与设备的影响，有部分铁矿物流失在浮选尾矿中［4-5］。为提高资源的利用率、减少铁矿物流失，开展有价成分的回收意义重大［6-7］。国内关于浮选铁尾矿再选铁的研究成果较多，马自飞等［8］开展了东鞍山铁矿浮选尾矿中铁矿物的回收研究，确定的磨矿—磁选—反浮选工艺流程获得了TFe 品位66.45%、回收率39.29%的铁精矿；邵安林等［9］针对东鞍山浮选尾矿的预富集铁精矿进行了深选试验，确定的悬浮磁化焙烧—弱磁选工艺的铁精矿TFe 品位64.23%、回收率79.53%。

参考类似矿山的大量研究与实践成果，针对东鞍山烧结厂浮选铁尾矿开展了流失铁矿物的回收工艺研究。

1 试样

东鞍山烧结厂浮选尾矿试样主要化学成分分析结果见表1、矿物组成见表2、铁物相分析结果见表3、粒度筛析结果见表4。

由表1 可知，试样TFe 含量为22.82%、FeO 含量为9.87%；SiO2含量较高，达51.24%；其他成分含量均较低，有害成分S、P含量非常低。

由表2 可知，试样中的有用矿物主要有磁、赤铁矿和菱铁矿；主要脉石矿物有石英，含量为54.79%，铁白云石、绿泥石少量，其他矿物较少。

由表3 可知，试样中的铁主要分布在磁、赤铁矿和菱铁矿中，分布率分别为62.74%和30.00%，是主要回收富集对象。

由表4可知，试样粒度较细，+0.074 mm 粒级产率为13.93%，-0.038 mm 粒级产率为56.43%；铁矿物在细粒级有明显的富集现象。进一步的研究表明，铁矿物主要以连生体的形式存在，要获得较高品位的铁精矿，必须对试样进行细磨深选。

2 试验研究与结果分析

2.1 磨矿条件试验

2.1.1 球径与搅拌器转速匹配试验

球径与搅拌器转速匹配试验用有效容积1.91 L的陶瓷介质搅拌磨机进行磨矿，介质充填率为75%、磨矿浓度为60%、料球质量比为0.8、磨矿时间为2 min，球径与搅拌器转速匹配试验结果见表5。

由图1 可知，当球径由3 mm 增大到4 mm 时，比生产率和磨矿效率上升；当球径增大到5 mm时，比生产率下降，磨矿效率上升；继续增大球径，指标总体下降。因此，确定最佳球径为5 mm。

2.1.2 介质充填率试验

介质充填率试验用有效容积1.91 L 的陶瓷介质搅拌磨机进行磨矿，球径为5 mm、搅拌器转速为650 r/min、磨矿浓度为60%、料球质量比为0.8、磨矿时间为2 min，介质充填率试验结果见表6。

由表6 可知，充填率由65%提高到85%，比生产率和磨矿效率均上升。这是由于当充填率较小时，介质之间碰撞的机会变小，同样物料与介质之间碰撞、挤压的次数变少，从而导致磨矿效率较低。因此，适当提高充填率能够增大介质与矿物之间的碰撞机会，从而提高磨矿效率；但过高的充填率会增大介质之间的无效碰撞，不利于物料的粉碎［10］。因此，确定后续试验的充填率为75%。

2.1.3 料球质量比试验

料球质量比试验用有效容积1.91 L 的陶瓷介质搅拌磨机进行磨矿，球径为5 mm、搅拌器转速为650 r/min、磨矿浓度为60%、介质充填率为75%、磨矿时间为2 min，料球质量比试验结果见表7。

由表7 可知，料球比由0.6 上升到0.9，比生产率和磨矿效率均上升；继续提高料球比，比生产率和磨矿效率维持在高位。这是因为当料球比较小时，介质球与物料碰撞、研磨几率较小，因而粉磨效果不好；适当提高料球比，介质球与物料碰撞、研磨几率增加，物料的粉磨效果改善；料球比过大，磨机内存料太多，料球撞击、研磨几率反而下降，导致研磨效率下降［11-13］。因此，确定后续试验的料球比为0.9。

2.1.4 磨矿浓度试验

磨矿浓度试验用有效容积1.91 L 的陶瓷介质搅拌磨机进行磨矿，球径为5 mm、搅拌器转速650 r/min、料球质量比为0.9、介质充填率为75%、磨矿时间为2 min，料球质量比试验结果见表8。

由表8 可知，磨矿浓度由50%上升到70%，比生产率和磨矿效率均上升，这是因为矿浆浓度较低时，矿浆流动速度较快，磨矿往往不充分，容易出现“跑粗”现象。当然，矿浆浓度过高，矿浆的黏度增大，容易过粉碎；同时，矿浆浓度过高也不利于粗粒矿物沉降，容易出现“跑粗”现象［14］。综合考虑，确定磨矿浓度为60%。

2.2 磁选试验

确定条件下的磨矿产品（-0.038 mm95%）1 次弱磁选（95.54 kA/m）1 次强磁粗选（0.9 T）1 次强磁精选（0.5 T）流程试验精矿TFe 品位为39.02%、回收率为73.39%。

2.3 反浮选试验

2.3.1 开路试验

在条件试验基础上进行了磁选精矿的反浮选开路流程试验，试验采用1粗2精2扫流程，粗选阴离子捕收剂TD-Ⅱ用量为600 g/t、石英活化剂CaO 用量为900 g/t（矿浆pH=11.5）、铁矿物抑制剂淀粉用量为1 000 g/t，1 次精选TD-Ⅱ用量为300 g/t、2 次精选用量为300 g/t，试验结果见表9。

由表9 可知，磁选精矿采用1 粗2 精2 扫开路反浮选流程处理，可获得TFe 品位63.18%、作业回收率38.18% 的反浮选精矿，反浮选尾矿TFe 品位为21.64%、作业回收率为20.49%。

2.3.2 闭路试验

在开路试验基础上进行了闭路浮选试验，流程见图1，结果见表10。

由表10 可知，磁选精矿采用1 粗2 精2 扫闭路反浮选流程处理，可获得TFe 品位62.43%、作业回收率55.10% 的反浮选精矿，反浮选尾矿TFe 品位为25.87%、作业回收率为44.90%。

2.4 全流程试验

在上述试验的基础上，确定试样的处理工艺流程为搅拌磨磨矿（-0.038 mm95%）—弱磁选（95.54 kA/m）—强磁粗选（0.9 T）—强磁精选（0.5 T）—1 粗2精2扫中矿顺序返回闭路反浮选流程，强磁粗选和精选尾矿与反浮选尾矿合并作为最终尾矿，反浮选精矿即为流程的最终精矿。试验全流程见图2，结果见表11。

由表11 可知，试样采用图2 所示的搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—1 粗2 精2 扫中矿顺序返回闭路反浮选流程处理，可获得TFe 品位62.43%、回收率35.00%的浮选精矿，综合尾矿TFe 品位为17.01%、回收率为65.00%。

3 结论

（1）东鞍山烧结厂浮选尾矿样TFe 品位为22.82%、FeO 含量为9.87%，SiO2含量高达51.24%，其他成分含量均较低，有害成分S、P 含量非常低；试样中的有用矿物主要有磁、赤铁矿和菱铁矿，主要脉石矿物石英含量为54.79%，铁白云石、绿泥石少量，其他矿物较少；试样中的铁主要分布在磁、赤铁矿和菱铁矿中，分布率分别为62.74%和30.00%，是主要回收对象；试样粒度较细，+0.074、-0.038 mm 粒级产率分别为13.93%和56.44%，铁矿物在细粒级有明显的富集现象，且铁矿物主要以连生体的形式存在，要获得较高品位的铁精矿，试样必须进行细磨深选。

（2）试验确定的磨矿条件下的产品粒度为-0.038 mm95%、弱磁选磁场强度为95.54 kA/m、强磁粗选背景磁感应强度为0.9 T、强磁精选背景磁感应强度为0.5 T，磁选精矿TFe 品位为39.02%、回收率为73.39%。

（3）磁选精矿采用1 粗2 精2 扫闭路反浮选流程处理，可获得TFe品位62.43%、作业回收率55.10%的反浮选精矿，反浮选尾矿TFe 品位为25.87%、作业回收率为44.90%。

（4）试样采用搅拌磨磨矿（-0.038 mm95%）—弱磁选（95.54 kA/m）—强磁粗选（0.9 T）—强磁精选（0.5 T）—1 粗2 精2 扫中矿顺序返回闭路反浮选流程处理，最终可获得TFe品位62.43%、回收率35.00%的浮选精矿，综合尾矿TFe 品位为17.01%、回收率为65.00%，较好地回收了现场浮选尾矿中的铁矿物，大大减少了铁矿物的流失，并获得了品质不错的铁精矿。