表 3 混磁精矿的粒度组成及金属分布率 /%
粒级 / mm
产率
筛上累 计产率
铁品 金属分 累计金属 位 布率 分布率
+ 0． 074 12． 46 － 0． 074 + 0． 042 13． 22 － 0． 042 + 0． 038 7． 40 － 0． 038 + 0． 025 8． 14 － 0． 025 + 0． 020 3． 88 － 0． 020 + 0． 010 22． 88
第4 期
李丽匣，等： 鞍钢齐大山铁矿选矿分厂浮选尾矿品位偏高原因分析
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存在的铁含量分别为 55． 52% 、10． 99% ，铁分布率 分别为 80． 53% 和 15． 94% ，硅酸铁中铁分布率降为 1． 87% 。浮选尾矿铁品位偏高的主要原因为一部分 磁铁矿和赤（ 褐） 铁矿的存在，磁铁矿形式的铁含量 为 9． 88% ，分布率为 54． 26% ，赤（ 褐） 铁矿中铁含 量为 5． 57% ，铁分布率为 30． 59% ，而碳酸铁中的铁 含量为 0． 75% ，对浮 选 尾 矿 铁 品 位 偏 高 的 影 响 很 小。
摘 要： 鞍钢齐大山铁矿选矿分厂是我国最早应用阴离子反浮选工艺流程的铁矿选矿厂，随着选矿厂入选矿 石性质的变化，生产过程中遇到了浮选尾矿品位偏高的问题。分别采取生产流程中的混合磁选精矿、浮选精 矿和浮选尾矿样品，借助化学多元素分析、铁化学物相分析、粒度分析和单体解离度分析对样品中主要组分 含量、铁存在的物相及含量、样品的粒度组成及金属分布率、铁矿物和脉石矿物的单体解离度进行研究。结 果表明，部分已经单体解离的细颗粒铁矿物进入到浮选尾矿中，是导致鞍钢齐大山铁矿选矿分厂反浮选尾矿 品位偏高的主要原因。可在反浮选体系中加入适宜的脱附剂、选择性絮凝剂，以改善微细粒铁矿物进入泡沫 产品的情况，从而降低尾矿铁品位，改善浮选指标。 关 键 词： 铁矿物； 反浮选； 尾矿； 齐大山 中图分类号： TD926． 3； TD951． 1 文献标识码： B 文章编号： 1001 － 0076（ 2013） 04 － 0011 － 05
浮选精矿 67． 31 1． 61 17． 66 0． 17 0． 26 0． 026 0． 02 0． 026
由表 1 结果可知，浮选精矿中有害元素 P 和 S 的含量很低。混磁精矿铁品位为 46． 61% ，经过浮 选作业后，可以获得铁品位为 67． 31% 的浮选精矿， 而浮选尾矿铁品位高达 18． 07% 。
3． 3 铁化学物相分析
为确定矿样中铁存在的物相及含量，对混磁精 矿、浮选精 矿、浮 选 尾 矿 样 品 进 行 了 铁 化 学 物 相 分 析，结果如表 2 所示。
由表 2 可知，混磁精矿中以磁性铁、赤（ 褐） 铁 矿形式存在的铁含量分别为 27． 74% 、13． 55% ，铁 分布率分别为 59． 44% 和 29． 03% ，硅酸铁中铁含量 为 3． 11% ，铁分布率为 6． 66% 。经过一粗一精三扫 浮选流程后，浮选精矿中磁性铁、赤（ 褐） 铁矿形式
－ 0． 010 32． 02
12． 46 25． 68 33． 08 41． 22 45． 10 67． 98 100． 00
11． 64 3． 10 24． 65 6． 96 39． 44 6． 24 51． 96 9． 04 55． 17 4． 57 58． 00 28． 36 61． 00 41． 74
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矿产保护与利用
2013 年
铁矿选矿厂，对阴离子反浮选工艺在我国的应用起 到了先导作用。2005 年达到原矿品位 29． 50% ，铁 精矿品位 67． 6l% ，尾矿品 位 9． 21% ，金 属 回 收 率 79． 65% 的生产指标［3］。
但齐大山铁矿选矿分厂处理矿石来源区域多， 矿物组成复杂，矿物嵌布特性及结构构造复杂，所处 理北采矿石主要是石英型矿石，南采矿石主要由含 透闪石型和石英型两种矿石组成，主要矿物有假象 赤铁矿和石英，并含有不同量的磁铁矿。含透闪石 型和石英型矿石在磨矿特性上存在较大差异，同时 磁铁矿的含量不同对选别影响较大。另外，矿石嵌 布特性及结构构造复杂［4］。因此，即使“粗细分选、 弱磁—强磁—阴离子反浮选工艺”能够很好对鞍山 式贫赤铁矿进行分选，但生产中浮选尾矿铁品位偏 高，达 18% ，造成一定的金属流失。研究造成浮选 尾矿铁品位偏高的原因对齐大山铁矿选矿分厂提高 金属回收率具有现实意义。
浮选 含量 55． 52 10． 99 0． 66 0． 48 1． 29 68． 94 精矿 分布率 80． 53 15． 94 0． 96 0． 70 1． 87 100． 00
浮选 含量 9． 88 5． 57 0． 75 0． 65 1． 36 18． 21 尾矿 分布率 54． 26 30． 59 4． 12 3． 57 7． 47 100． 00
在齐大山铁矿选矿分厂浮选指标稳定时，分别 针对流程中的混磁精矿、浮选精矿和浮选尾矿取样， 去除水分后采用移堆法和环堆法进行混匀和缩分， 制备出具有代表性的试样。
样品的粒度组成分析采用筛析和水析的方法。 采用 Motic BA300pol 型偏光显微镜对样品进行铁矿 物和脉石矿物的单体解离度分析，放大倍数为 10 × 10。
第4 期 2013 8 月
选冶工艺
矿产保护与利用
CONSEＲVATION AND UTILIZATION OF MINEＲAL ＲESOUＲCES
№． 4 Aug． 2013
*
鞍钢齐大山铁矿选矿分厂浮选尾矿品位偏高原因分析
李丽匣，阎赞，袁致涛，方萍
（ 1． 东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳，110819）
表 2 铁化学物相分析结果
/%
产品 铁元素 磁性铁 赤褐铁 碳酸铁 硫化铁 硅酸铁 名称 存在的相 中的铁 中的铁 中的铁 中的铁 中的铁
总铁
混磁 含量 27． 74 13． 55 0． 91 1． 36 3． 11 46． 67 精矿 分布率 59． 44 29． 03 1． 95 2． 91 6． 66 100． 00
3． 10 10． 06 16． 30 25． 34 29． 90 58． 26 100． 00
3 结果与讨论
3． 1 混磁精矿的物相分析
为了探明混磁精矿中主要矿物种类，对其进行 了 X 射线衍射分析，结果如图 1 所示。
由图 1 可 见，在 （ 2θ ） 20． 9018°、26． 6798°、 50． 1866°处存在着非常尖锐的石英特征峰，与 PDF 卡 01 － 083 － 0539 石英 SiO2 的图谱吻合。在（ 2θ） 30． 1127°、35． 4642°、56． 9746°处为磁铁矿尖锐的特
Investigation on the Ｒeason of Higher Grade of Flotation Tailings at Qidashan Iron Mine＇s Concentrator Branch
LI Li － xia，YAN Zan，YUAN Zhi － tao，FANG Ping （ 1． School of Ｒesources ＆ Civil Engineering，Northeastern University，Shenyang 110819，Liaoning，China）
3． 4 粒度组成分析及金属分布率
对混磁精矿、浮选精矿、浮选尾矿样品进行粒度 分析，－ 0． 038 mm 粒级样品采用水析法分别获得 － 0． 038 + 0． 025 mm、－ 0． 025 + 0． 020 mm、－ 0． 020 + 0． 010 mm、－ 0． 010 mm 粒级产品。每个粒级的产 率、铁品位和金属铁分布率如表 3 ～ 5 所示。
取生产流程中的混合磁选精矿 （ 简称混磁精 矿） ，浮选精矿和浮选尾矿样品，通过化学多元素分 析、铁化学物相分析、粒度分析和矿物的单体解离度 分析，确定产品中主要组分的含量，铁存在的物相形 式及含量，有用元素在各粒级中的含量和有用矿物单 体解离情况，以查明造成浮选尾矿品位偏高的原因。
2 试验原料与试验方法
表 1 矿样的化学多元素分析结果
/%
样品 TFe SiO2 FeO MgO Al2 O3 CaO P S
混磁精矿 46． 61 32． 09 11． 24 0． 72 0． 43 0． 31 0． 027 0． 025
浮选尾矿 18． 07 71． 58 4． 70 0． 97 0． 48 0． 52 0． 033 0． 027
征峰。（ 2θ） 24． 1903°、33． 2038°、62． 5140°处出现了 赤铁矿的特征峰。说明混磁精矿中主要的脉石矿物 为石英，主要的铁矿物为磁铁矿和赤铁矿，其他矿物 含量比较少。
图 1 混磁精矿的 X 射线衍射图谱
3． 2 化学多元素分析
齐大山铁矿选矿分厂的混磁精矿 （ 由弱磁精 矿、强磁精矿合并） 给入浮选作业后，经一段粗选、 一段精选、三段扫选获得浮选精矿。混磁精矿、浮选 精矿、浮选尾矿的化学多元素分析结果如表 1 所示。
1 前言
鞍钢齐大山铁矿选矿分厂是目前国内最大的红
铁矿选矿厂，采 用 的 工 艺 流 程 是 连 续 磨 矿、粗 细 分 选、弱磁—强 磁—阴 离 子 反 浮 选 工 艺［1，2］。齐 大 山
铁矿选矿分厂是我国率先应用阴离子反浮选工艺的
* 收稿日期： 2013 － 06 － 13； 修回日期： 2013 － 08 － 09 基金项目： 国家自然科学基金青年项目（ 51104034） ； 教育部基本科研业务费项目（ N110401002） ； 中国博士后科学基金 资助项目（ 2011M500826） 作者简介： 李丽匣（ 1980 － ） ，女，河北定州市人，博士，东北大学副教授，主要研究方向铁矿选矿理论及技术。
Abstract： Qidashan Iron Mine＇s Concentrator Branch is the earliest iron ore dressing plant which utilized reverse flotation technology． With the variation of feed characteristics，flotation tailing grade became higher． The mixed magnetic concentrate，flotation concentrate and tailing were sampled and studied． Main components，iron phases，granularity analysis，metal distribution，and liberation degree of iron and gangue minerals were investigated by chemical analysis，phase analysis，grain size analysis and liberation degree analysis，to find out the reason of higher grade of flotation tailings． It was shown that some fine clean iron mineral particles with high liberation degree enter into flotation tailing and lead to the higher grade． Therefore，suitable desorptant and selective flocculant could be added into the reverse flotation system to reduce the iron grade of flotation tailings and improve the flotation index． Key words： iron minerals； ； reverse flotation； tailing； Qidashan