太钢袁家村难选铁矿石选矿工艺研究.pdf

太钢袁家村难选铁矿石选矿工艺研究 ① 王永章１， 罗良飞２ （１．太钢集团岚县矿业有限公司，山西 岚县 ０３００２７； ２．长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 在工艺矿物学研究的基础上，通过选矿多流程对比试验研究，提出了适合太钢袁家村难选铁矿石的选矿工艺流程。 采用 粗粒湿式预选⁃两段阶磨⁃两段弱磁选⁃反浮选⁃浮尾再磨弱磁精返浮选流程可以得到精矿产率 ３０．１９％、ＴＦｅ 品位 ６９．１３％、回收率 ６９．４５％的指标。 关键词 袁家村铁矿； 难选铁矿； 闪石型原生矿； 弱磁选； 反浮选 中图分类号 ＴＤ９２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０５．０１４ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０５－００５３－０４ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｙｕａｎｊｉａｃｕｎ Ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ Ｉｒｏｎ Ｏｒｅ ＷＡＮＧ Ｙｏｎｇ⁃ｚｈａｎｇ１， ＬＵＯ Ｌｉａｎｇ⁃ｆｅｉ２ （１．Ｌａｎｘｉａｎ Ｍｉｎｉｎｇ Ｃｏ Ｌｔｄ， ＴＩＳＣＯ， Ｌａｎｘｉａｎ ０３００２７， Ｓｈａｎｘｉ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｂａｓｅｄ ｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ ｍｉｎｅｒａｌｏｇｙ ｓｔｕｄｙ ａｎｄ ｃｏｍｐａｒａｔｉｖｅ ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｔｅｓｔｓ ｏｆ ｍｕｌｔｉｐｌｅ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔｓ， ａｎ ａｐｐｌｉｃａｂｌｅ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｉｓ ｐｒｏｐｏｓｅｄ ｔｏ ｔｒｅａｔ Ｙｕａｎｊｉａｃｕｎ ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ ｉｒｏｎ ｏｒｅ． Ａ ｐｒｏｃｅｓｓ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ａ ｗｅｔ ｐｒｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏａｒｓｅ ｇｒａｉｎｓ， ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｇｒｉｎｄｉｎｇ， ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｌｏｗ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ （ＬＩＭＳ）， ａ ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ａｎｄ ａ ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ⁃ＬＩＭＳ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ＬＩＭＳ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｒｅｔｕｒｎｅｄ ｔｏ ｔｈｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ， ｒｅｓｕｌｔｅｄ ｉｎ ａｎ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ａ ｙｉｅｌｄ ｏｆ ３０．１９％， ａ ＴＦｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ ６９．１３％ ａｎｄ ａ ＴＦｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ６９．４５％． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ Ｙｕａｎｊｉａｃｕｎ ｉｒｏｎ ｏｒｅ； ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ ｉｒｏｎ ｏｒｅ； ａｍｐｈｉｂｏｌｅ⁃ｔｙｐｅ ｐｒｉｍａｒｙ ｏｒｅ； ｌｏｗ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ （ＬＩＭＳ）； ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ 太钢袁家村铁矿属于鞍山式沉积变质型微细粒嵌 布磁赤混合型铁矿，矿区总储量为 １２．５ 亿吨，其中难 选闪石型原生矿储量高达 ２．４５ 亿吨，采用粗碎＋半自 磨⁃球磨⁃弱磁⁃强磁⁃再磨⁃反浮选工艺流程。 原矿中含 有大量与铁矿物可选性相近的绿泥石、角闪石等含铁 硅酸盐矿物，选矿分选难度较大。 随着生产中采矿开 采出的闪石型难选铁矿石逐渐增加，直接配入现有选 厂生产流程影响选厂生产指标，就近堆放现场严重影 响采场施工，丢之造成资源浪费，倒转堆存增加处理成 本。 通过对 １、２、１０、１１ 号矿体的 ７ 个单样和探槽大样 进行了实验室详细的可选性试验研究，基本查明了各 矿体矿样的可选性，并根据矿山未来 １０ 年各矿体开采 比例，配制综合样进行扩大连选试验，取得了良好的技 术指标。 为经济高效开发利用袁家村铁矿的闪石型难 选铁矿石资源找到经济可行的选矿工艺流程。 １ 矿石性质 原矿化学多元素分析结果见表 １，铁矿物化学物 相分析结果见表 ２。 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＦｅＯ Ｆｅ２Ｏ３ＳｉＯ２ＴｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ ＣａＯＭｇＯ ３０．１３１０．２７３１．６３４６．８５０．１６２．１５２．２９２．４７ ＭｎＯＮａ２ＯＫ２ＯＰＳＣＩｇ ０．０７１０．１００．１７０．０６４０．１００．７５３．５５ 表 ２ 铁化学物相分析结果 铁相含量／ ％分布率／ ％ 磁铁矿中铁２０．３８６７．６４ 半假象赤铁矿中铁１．５６５．１８ 赤（褐）铁矿中铁３．３０１０．９５ 碳酸盐中铁１．０５３．４９ 硫化物中铁０．０７０．２３ 硅酸盐中铁３．７７１２．５１ 合计３０．１３１００．００ 由表 １～２ 可以看出，矿石中可供选矿回收的主要 ①收稿日期 ２０１６－０３－２５ 作者简介 王永章（１９６５－），男，山西洪洞人，高级工程师，主要从事微细粒铁矿采选及造球技术工作。 第 ３６ 卷第 ５ 期 ２０１６ 年 １０ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №５ Ｏｃｔｏｂｅｒ ２０１６ 万方数据 组分是铁，需要排除的组分以 ＳｉＯ２为主，有害杂质磷 和硫含量均低；磁铁矿中铁和半假象赤铁矿中铁占总 铁 ７２．８２％，硅酸盐中铁占 １２．５１％。 经镜下鉴定、Ｘ 射线衍射分析和扫描电镜分析，矿 石中金属矿物以磁铁矿为主，少量赤铁矿、镜铁矿。 脉 石矿物各样品中较为常见的均为石英、闪石（包括铁 闪石、铁镁闪石、阳起石和透闪石等）、绿泥石、方解石 和白云石等，部分样品尚含有少量斜长石、黑云母、黑硬 绿泥石和滑石，其他微量矿物包括磁黄铁矿、黄铜矿、毒 砂、钛铁矿、辉石、白云母、绢云母、菱铁矿、磷灰石、榍 石、金红石和锆石等。 样品中主要矿物含量见表 ３。 表 ３ 主要矿物组成（质量分数） ／ ％ 磁铁矿 半假象 赤铁矿 假象 赤铁矿 镜铁矿 赤铁矿 黑硬 绿泥石 金属 硫化物 方解石 白云石 闪石 ２８．２２．４０．９４．２０．４０．１４．５１２．２ 褐铁矿石英绿泥石长石滑石云母其它 ０．５３８．５６．５０．４０．３０．４０．５０ 矿石中主要目的矿物的粒度组成及其分布特点对 确定磨矿细度和制订合理的选矿工艺流程有着直接的 影响。 为此，在显微镜下对各样品中铁矿物的嵌布粒 度进行了统计，结果见表 ４。 表 ４ 矿石中铁矿物嵌布粒度 粒级／ ｍｍ分布率／ ％ －０．４２＋０．３０ ３．０９ －０．３０＋０．２１ ７．６４ －０．２１＋０．１５ １４．４５ －０．１５＋０．１０５ １８．１６ －０．１０５＋０．０７５ １６．３８ －０．０７５＋０．０５２ １６．４７ －０．０５２＋０．０３８ １０．９４ －０．０３８＋０．０２６ ６．４６ －０．０２６＋０．０１９ ３．１６ －０．０１９＋０．０１３ １．６１ －０．０１３＋０．０１０ １．０６ －０．０１０ ０．５９ 合计１００．００ 由表 ４ 可以看出，样品中铁矿物均属细粒～微细 粒嵌布的范畴。 要得到高品位的铁精矿，只采用单一 的磁选流程是比较难的。 ２ 选矿试验 工艺矿物学研究表明，袁家村闪石型原生矿属于 难选铁矿，嵌布粒度细、镶嵌关系复杂、含铁硅酸盐较 高，导致铁回收率不高。 因此，预选抛尾、阶磨阶选、早 丢早收都是降低选矿成本的有效途径。 进行常规的阶 段磨矿⁃阶段弱磁选试验，以及浮选、高效磁选试验，尽 量减少需要细磨的矿量，降低磨矿成本，为实现大规模 工业化低成本生产奠定基础。 ２．１ 全弱磁选流程试验 ２．１．１ 湿式预选试验 结合碎磨流程，对－３ ｍｍ 原矿进行了湿式预选抛 尾试验，磁场强度 ０．２ Ｔ，结果见表 ５。 由表 ５ 可知， －３ ｍｍ 湿式预选可以抛出产率近 ２０％的尾矿，精矿品 位提高 ４．３５ 个百分点。 表 ５ 原矿湿式预选试验结果 产品名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 精矿８０．１６３４．４８９１．７３ 尾矿１９．８４１２．５５８．２７ 给矿１００．００３０．１３１００．００ ２．１．２ 一段弱磁选试验 将湿式粗粒抛尾得到的粗精矿磨至－０．０７５ ｍｍ 粒 级占 ８５％，进行了弱磁一粗一精分选试验，粗选磁场 强度０．２ Ｔ，精选磁场强度０．１７５ Ｔ，结果见表６。 由表６ 可以看出，一段磨矿⁃一粗一精弱磁选抛出了作业产率 ４５．９５％的尾矿，精矿品位提高到 ５１．５７％。 表 ６ 一段弱磁选试验结果 产品名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 精矿５４．０５５１．５７８１．４０ 尾矿 １ ４５．９５ １３．６０ １９．６０ 尾矿 ２１４．９６ 给矿１００．００３４．２５１００．００ ２．１．３ 粗精矿再磨弱磁选试验 对一段磨选的粗精矿进行了不同再磨细度试验，结 果见表 ７。 磁选采用一粗一精流程，粗选强度 ０．１７５ Ｔ， 精选磁场强度 ０．１２５ Ｔ。 表 ７ 弱磁粗精矿再磨再选细度试验结果 磨矿细度产品名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ －０．０４５ ｍｍ ９３．５％ －０．０２５ ｍｍ ６７．８％ 精矿７９．１８６０．８９９３．００ 尾矿 １ ２０．８２ １６．５７ ７．００ 尾矿 ２２２．８４ 给矿１００．００５１．８４１００．００ －０．０３８ ｍｍ ９７．０％ －０．０２５ｍｍ ８４．９％ 精矿７４．１０６３．８０９１．３３ 尾矿 １ ２５．９０ １６．６１ ８．６７ 尾矿 ２２３．１４ 给矿１００．００５１．７６１００．００ －０．０２５ ｍｍ ９１．０％ －０．０１９ ｍｍ ８１．４％ 精矿７３．３５６４．３５９１．０１ 尾矿 １ ２６．６５ １６．７２ ８．９９ 尾矿 ２２２．７５ 给矿１００．００５１．８６１００．００ －０．０２５ ｍｍ ９３．９％ －０．０１９ ｍｍ ８６．９％ 精矿７１．５５６５．８７９０．４８ 尾矿 １ ２８．４５ １６．６１ ９．５２ 尾矿 ２２４．１７ 给矿１００．００５２．０９１００．００ ４５矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据 由表 ７ 可以看出，随着磨矿细度增加，精矿品位逐 步提高，采用弱磁选工艺要得到 ＴＦｅ 品位大于 ６５％的 铁精矿，粗精矿再磨细度－０．０２５ ｍｍ 粒级含量必须达 到 ９３．９％（－０．０１９ ｍｍ 粒级占 ８６．９％）。 ２．２ 弱磁精矿浮选流程试验 由于采用全磁流程最终磨矿细度达到－０．０２５ ｍｍ 粒级占 ９３．９％（－０．０１９ ｍｍ 粒级占 ８６．９％），磨矿成本 较高，且大规模生产实现受设备处理能力等限制。 工业 实践证明浮选是铁精矿提铁降杂最有效的选矿方法，通 过反浮选可高效分离出弱磁铁精矿中的贫连生体，因 此，采用浮选工艺进行了放粗精矿磨矿细度试验。 浮选试验的给矿为再磨细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ９３．５％经弱磁选得到的弱磁精矿，ＴＦｅ 品位 ６０％左右。 浮选试验使用的捕收剂 ＣＭ⁃２７、抑制剂 ＣＹＺ⁃２０ 为长沙 矿冶研究院研发生产的药剂。 捕收剂 ＣＭ⁃２７ 具有碱 用量少、选择性强、回收率高等优点；ＣＹＺ⁃２０ 是一种速 溶高效铁矿抑制剂，配制简单方便，只需加水搅拌即 可，对铁矿物选择性抑制效果比苛化淀粉好。 ２．２．１ ＮａＯＨ 用量试验 在 ＣＹＺ⁃２０ 用量 ８００ ｇ／ ｔ、ＣａＯ 用量 ２００ ｇ／ ｔ、ＣＭ⁃２７ 用量 ５００ ｇ／ ｔ 条件下，进行了 ＮａＯＨ 用量试验，结果见 表 ８。 由表 ８ 可以看出，适宜的 ＮａＯＨ 用量为 ６００ ｇ／ ｔ。 表 ８ 粗选 ＮａＯＨ 用量试验结果 ＮａＯＨ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿６１．３８６７．７８６９．５４ ３００尾矿２８．６２４７．２０３０．４６ 给矿１００．００５９．８３１００．００ 精矿６２．２５６７．９２７０．９６ ４００尾矿３７．７５４５．８４２９．０４ 给矿１００．００５９．５９１００．００ 精矿６３．２４６８．１４７１．８７ ５００尾矿３６．７６４５．８８２８．１３ 给矿１００．００５９．９６１００．００ 精矿６６．２７６８．０７７５．６９ ６００尾矿３３．７３４２．９５２４．３１ 给矿１００．００５９．９６１００．００ ２．２．２ ＣＹＺ⁃２０ 用量试验 ＮａＯＨ 用量 ６００ ｇ／ ｔ、ＣａＯ 用量 ２００ ｇ／ ｔ、ＣＭ⁃２７ 用量 ４００ ｇ／ ｔ，进行了 ＣＹＺ⁃２０ 用量试验，结果见表 ９。 由表 ９ 可以看出， ＣＹＺ⁃２０ 的适宜用量为 ８００ ｇ／ ｔ。 ２．２．３ ＣａＯ 用量试验 ＮａＯＨ 用量 ６００ ｇ／ ｔ、ＣＹＺ⁃２０ 用量 ８００ ｇ／ ｔ、ＣＭ⁃２７ 用量 ４００ ｇ／ ｔ，进行了不同 ＣａＯ 用量试验，结果见表 １０。 表 １０ 结果说明，不加 ＣａＯ 时反浮选也可以正常 进行，添加ＣａＯ可以提高浮选分选效率，当ＣａＯ用量 表 ９ 粗选 ＣＹＺ⁃２０ 用量试验结果 ＣＹＺ⁃２０ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿６４．８９６７．６０７３．５３ ６００尾矿３５．１１４４．９７２６．４７ 给矿１００．００５９．６５１００．００ 精矿６７．９６６７．８１７７．０４ ７００尾矿３２．０４４４．９７２２．９６ 给矿１００．００５９．８１１００．００ 精矿６６．３３６７．９４７５．５４ ８００尾矿３３．６７４３．３５２４．４６ 给矿１００．００５９．６６１００．００ 精矿６５．０１６８．２９７４．００ ９００尾矿３４．９９４４．５８２６．００ 给矿１００．００５９．９９１００．００ 表 １０ 粗选 ＣａＯ 用量试验结果 ＣａＯ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿７３．９８６６．３５８２．３８ ０尾矿２６．０２４０．３５１７．６２ 给矿１００．００５９．５９１００．００ 精矿６９．１８６７．７２７８．３１ １５０尾矿３０．８２４２．０９２１．６９ 给矿１００．００５９．８２１００．００ 精矿６７．６１６７．８０７６．８０ ３００尾矿３２．３９４２．７５２３．２０ 给矿１００．００５９．６９１００．００ 精矿５５．０９６７．８６６２．３４ ４５０尾矿４４．９１５０．２８２７．６６ 给矿１００．００５９．９６１００．００ 增加到 ４５０ ｇ／ ｔ 时，回收率大幅度降低，而精矿品位基 本没有变化。 综合考虑精矿品位和回收率，ＣａＯ 用量 不宜大于 ３００ ｇ／ ｔ。 ２．２．４ ＣＭ⁃２７ 用量试验 ＮａＯＨ 用量６００ ｇ／ ｔ、ＣＹＺ⁃２０ 用量８００ ｇ／ ｔ、ＣａＯ 用量 ３００ ｇ／ ｔ 条件下，进行了 ＣＭ⁃２７ 用量试验，结果见表 １１。 表 １１ 粗选 ＣＭ⁃２７ 用量试验结果 ＣＭ⁃２７ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿６８．３６６７．７８７７．５２ ３００尾矿３１．６４４２．４６２２．４８ 给矿１００．００５９．７７１００．００ 精矿６７．６１６７．８０７６．８０ ４００尾矿３３．３９４２．７５２３．２０ 给矿１００．００５９．６９１００．００ 精矿５８．３９６８．８２６７．１１ ５００尾矿４１．６１４７．３２３２．８９ 给矿１００．００５９．８７１００．００ 精矿４７．８４６８．０４５４．４３ ６００尾矿５２．１６５１．９６４５．５７ 给矿１００．００５９．６４１００．００ ５５第 ５ 期王永章等 太钢袁家村难选铁矿石选矿工艺研究 万方数据 由表 １１ 可以看出，随着 ＣＭ⁃２７ 用量增加，尾矿品 位随之提高，当 ＣＭ⁃２７ 用量超过 ４００ ｇ／ ｔ 后，回收率大 幅度降低。 考虑到浮选闭路流程需增加精选作业，粗 选 ＣＭ⁃２７ 用量选择 ３００ ｇ／ ｔ。 ２．３ 弱磁精矿淘洗磁选试验 近几年来，对弱磁精矿提铁降杂的高效磁选设备有 长足进步，磁选柱、淘选机、提铁降杂机等都在工业上得 以应用，其生产成本相对比浮选低。 考查了弱磁设备对 弱磁精矿提铁降杂的效果，采用 Φ１００ ｍｍ 淘洗机对再 磨细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占９３．５％经弱磁选得到的弱磁精 矿进行了不同上升水量提铁试验，结果见表 １２。 表 １２ 弱磁精矿淘洗机分选试验结果 上升水量 ／ （Ｌｈ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿９２．２７６２．８３９６．５９ ８００尾矿７．７３２６．４３３．４１ 给矿１００．００６０．０１１００．００ 精矿８２．０５６５．３７８９．２５ １ １００尾矿１７．９５３６．００１０．７５ 给矿１００．００６０．１０１００．００ 精矿５２．７７６６．１４５７．８４ １ ２５０尾矿４７．２３５３．８６４２．１６ 给矿１００．００６０．３４１００．００ 精矿１４．２０６２．３７１４．６８ １ ４００尾矿８５．８０５９．９９８５．３２ 给矿１００．００６０．３３１００．００ 由表 １２ 可以看出，随着上升水量加大，精矿 ＴＦｅ 品 位提高到 ６６．１４％，再增加上升水量，淘洗机分选状态变 坏，精矿品位不升反降。 因此，上升水量选择１ １００～１ ２５０ Ｌ／ ｈ。 ２．４ 扩大连选试验 根据实验室小型试验多方案对比，确定了扩大试验 以磁⁃浮流程和弱磁⁃淘洗流程为主流程，结果见表 １３。 扩大连选试验采用磁⁃浮流程浮选再磨再选并入 浮精，可以放粗精矿磨矿粒度，第二段磨矿细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ９４．３％，得到了综合精矿 ＴＦｅ 品位 ６７．４８％、 回收率 ７０．１８％；采用磁⁃浮流程浮选再磨再返回浮选， 表 １３ 流程试验结果 流程磨矿细度 产品 名称 产率 ／ ％ 品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 预选⁃阶磨弱磁⁃ 反浮选⁃浮尾 再磨再选 一段－０．０７５ ｍｍ ８５．３％ 二段－０．０４５ ｍｍ ９４．３％ 三段－０．０１９ ｍｍ ９２．５％ 精矿３１．２４６７．４８７０．１８ 尾矿６８．７６１３．０３２９．８２ 给矿１００．００３０．０４１００．００ 预选⁃阶磨弱磁⁃ 反浮选⁃浮尾 再磨再选返浮选 一段－０．０７５ ｍｍ ８５．４％ 二段－０．０４５ ｍｍ ９３．８％ 三段－０．０２０ ｍｍ ８４．２％ 精矿３０．１９６９．１３６９．４５ 尾矿６９．８１１３．１５３０．５５ 给矿１００．００３０．０４１００．００ 预选⁃阶磨弱磁⁃ 淘洗⁃溢流 再磨再选 一段－０．０７５ ｍｍ ８５．０％ 二段－０．０４５ ｍｍ ９３．７％ 三段－０．０２０ ｍｍ ８９．８％ 精矿３２．４１６５．０２７０．０７ 尾矿６７．５９１３．３２２９．９３ 给矿１００．００３０．０７１００．００ 第二段磨矿细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ９３．８％，得到了精 矿 ＴＦｅ 品位 ６９．１３％、回收率 ６９．４５％；采用淘洗磁选， 第二段磨矿细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ９３．７％，得到了精 矿 ＴＦｅ 品位６５．０２％、回收率７０．０７％。 可见，预选⁃阶磨 弱磁⁃反浮⁃浮尾再磨再选流程可作为此类铁矿大规模 低成本开发的高效选矿工艺流程。 ３ 结 论 １） 袁家村铁矿闪石型原生矿属于微细粒嵌布、镶 嵌关系复杂的难选原生磁铁矿，全弱磁流程最终需要 细磨至－０．０２５ ｍｍ 粒级占 ９３．９％（－０．０１９ ｍｍ 粒级占 ８６．９％），精矿 ＴＦｅ 品位达到 ６５．８７％。 ２） 采用反浮选对磨矿细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ９３．５％ 得到的弱磁精矿进一步提铁降杂，可得到 ＴＦｅ 品位 ６６％以上的精矿。 采用淘洗机也可以得到 ＴＦｅ 品位大 于 ６６％的精矿，但作业回收率浮选明显占优。 ３） 扩大连选试验采用磁⁃浮流程浮选再磨再选并 入浮精，可以放粗精矿磨矿粒度，第二段磨矿细度 －０．０４５ ｍｍ 粒级占 ９４．３％，得到了综合精矿 ＴＦｅ 品位 ６７．４８％、回收率 ７０．１８％；采用磁⁃浮流程浮选再磨再返 回浮选，第二段磨矿细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ９３．８％，得 到了精矿 ＴＦｅ 品位 ６９．１３％、回收率 ６９．４５％；采用淘洗 磁选在第二段磨矿细度－０．０４５ ｍｍ 粒级占 ９３．７％，得 到了精矿 ＴＦｅ 品位 ６５．０２％、回收率 ７０．０７％。 预选⁃阶 磨弱磁⁃反浮⁃浮尾再磨再选流程可作为此类铁矿大规 模低成本开发的高效选矿工艺流程。 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞 􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞 􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞 􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀤞􀦞 􀦞 􀦞 􀦞 中国知网版权声明 本刊已许可中国学术期刊（光盘版）电子杂志社在中国知网及其系列数据库产品中以数字化方式 复制、汇编、发行、信息网络传播本刊全文。 该社著作权使用费与本刊稿酬一并支付。 作者向本刊提交 文章发表的行为即视为同意本刊上述声明。 矿冶工程编辑部 ２０１６ 年 １０ 月 ６５矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据