磁铁矿与磁黄铁矿综合回收试验研究.pdf

磁铁矿与磁黄铁矿综合回收试验研究 ① 刘兴华， 廖振鸿， 严小虎， 陈 雯 （长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 某细粒低品位铁矿石中磁铁矿与磁黄铁矿紧密共生，为了在回收磁铁矿的同时，综合回收伴生的磁黄铁矿资源，针对矿石 性质特点，采用阶段磨矿⁃阶段弱磁选⁃一段磁选精矿浮选脱硫⁃二段磁选精矿反浮选提铁⁃反浮选尾矿再磨再选工艺流程，使用磁黄 铁矿高效活化剂 ＣＳ 和铁矿反浮选新型阳离子捕收剂 ＹＡ，获得了 ＴＦｅ 品位 ７０．０５％、Ｓ 含量 ０．１６％、ＴＦｅ 回收率 ７３．１７％的高品位铁精 矿和 Ｓ 品位 ２５．８６％、ＴＦｅ 含量 ５０．１０％、Ｓ 回收率 ５３．４３％的硫精矿，有效实现了磁铁矿与磁黄铁矿的综合回收。 关键词 磁铁矿； 磁黄铁矿； 弱磁选； 浮选； 高效活化剂； 新型阳离子捕收剂 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０４．０１１ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１４）０４－００４７－０５ Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ Ｍａｇｎｅｔｉｔｅ ａｎｄ Ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ ｆｒｏｍ ａ Ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ Ｉｒｏｎ Ｏｒｅ ＬＩＵ Ｘｉｎｇ⁃ｈｕａ， ＬＩＡＯ Ｚｈｅｎ⁃ｈｏｎｇ， ＹＡＮ Ｘｉａｏ⁃ｈｕ， ＣＨＥＮ Ｗｅｎ （Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ａｓ ｍａｇｎｅｔｉｔｅ ａｎｄ ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ａｒｅ ｃｌｏｓｅｌｙ ｉｎｔｅｒｇｒｏｗｎ ｉｎ ａ ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ ｆｉｎｅ⁃ｇｒａｉｎｅｄ ｉｒｏｎ ｏｒｅ， ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｗｅｒｅ ｓｙｓｔｅｍａｔｉｃａｌｌｙ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅｄ ａｃｃｏｒｄｉｎｇ ｔｏ ｏｒｅ ｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ ｆｏｒ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｌｙ ｒｅｃｏｖｅｒｉｎｇ ｍａｇｎｅｔｉｔｅ ａｎｄ ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ． Ａｆｔｅｒ ａ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｏｆ ｓｔａｇｅ ｇｒｉｎｄｉｎｇ ａｎｄ ｓｔａｇｅ ｌｏｗ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ（ＬＩＭＳ） ｗａｓ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｄ， ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ ｗａｓ ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ ｆｒｏｍ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｏｆ ｔｈｅ ｆｉｒｓｔ ｓｔａｇｅ ＬＩＭＳ ｂｙ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ｗｈｉｌｅ ｍａｇｎｅｔｉｔｅ ｗａｓ ｒｅｃｌａｉｍｅｄ ｆｒｏｍ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｏｆ ｔｈｅ ｓｅｃｏｎｄ ｓｔａｇｅ ＬＩＭＳ ｂｙ ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｒｏｍ ｗｈｉｃｈ ｔｈｅ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｗａｓ ｒｅｇｒｏｕｎｄ ａｎｄ ｒｅｆｌｏａｔｅｄ． Ｔｈｒｏｕｇｈ ｔｈｅ ｗｈｏｌｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ａ ｈｉｇｈ⁃ｅｆｆｉｃｉｅｎｔ ａｃｔｉｖａｔｏｒ， ＣＳ， ｗａｓ ｓｅｌｅｃｔｅｄ ｔｏ ｍｏｄｉｆｙ ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ， ａｎｄ ａ ｎｅｗ ｃａｔｉｏｎｉｃ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ， ＹＡ， ｗａｓ ｕｓｅｄ ｆｏｒ ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｍａｇｎｅｔｉｔｅ． Ａｓ ａ ｒｅｓｕｌｔ， ７３．１７％ ＴＦｅ ｗａｓ ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ ｉｎｔｏ ａ ７０．０５％ ＴＦｅ ｇｒａｄｅ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ０．１６％ Ｓ ａｎｄ ａ ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ２５．８６％ Ｓ ａｔ ５３．４３％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｗｉｔｈ ＴＦｅ ｃｏｎｔｅｎｔ ｏｆ ５０．１０％ ｗａｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ， ｂｒｉｎｇｉｎｇ ｉｎ ｔｈｅ ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｍａｇｎｅｔｉｔｅ ａｎｄ ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｍａｇｎｅｔｉｔｅ； ｐｙｒｒｈｏｔｉｔｅ； ＬＩＭＳ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ａｃｔｉｖａｔｏｒ； ｃａｔｉｏｎｉｃ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ 磁黄铁矿虽然是磁铁矿中一种常见的伴生含硫矿 物，但仅采用磁选方法却无法将二者分离开来。 这是 因为二者同属于强磁性矿物，磁选时均富集于精矿中， 磁选后二者之间还会通过剩磁作用产生异相磁团聚， 特别是当矿物粒度较细时，这种磁团聚现象就尤为严 重，从而致使磁铁矿与磁黄铁矿难以通过磁选进行分 离［１］。 因此，需要借助浮选才能将磁黄铁矿从磁铁矿 中分离出来。 磁黄铁矿由于具有易泥化、易氧化的特 点，是一种较难浮的硫化铁矿物，但可以通过使用合理 的调整剂和选择有效的捕收剂强化其浮选行为［２］。 实践中使用较多的磁黄铁矿浮选活化剂有硫酸、硫酸 铜、硫酸铜＋硫化钠或硫酸＋硫酸铜＋硫化钠，而捕收剂 则多采用组合用药［３］。 目前，磁铁矿与磁黄铁矿分离 的常用选别工艺主要有两种一种是先磁后浮工艺，即 先磁选出两种矿物，然后再通过浮选从磁铁矿精矿中 脱除磁黄铁矿；另一种工艺是先浮后磁，即先浮选出磁 黄铁矿，然后再从浮硫后的尾矿中采用磁选回收磁铁 矿［４－５］。 选择哪种工艺更为合理，需要根据矿石的具 体性质来决定。 某细粒低品位铁矿石中含铁矿物主要 是磁铁矿，而含硫矿物则以磁黄铁矿为主，为综合回收 矿石中的磁铁矿和磁黄铁矿，针对其性质特点，进行了 详细的选矿工艺试验研究。 ①收稿日期 ２０１４－０３－０１ 作者简介 刘兴华（１９８４－），男，山东郓城人，工程师，硕士，主要研究方向为复杂难选铁矿的选矿工艺研究与实践。 第 ３４ 卷第 ４ 期 ２０１４ 年 ０８ 月 矿 冶 工 程矿 冶 工 程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３４ №４ Ａｕｇｕｓｔ ２０１４ １ 矿石性质 经化学分析、镜下鉴定、Ｘ 射线衍射分析和扫描电 镜分析综合研究表明，原矿中铁品位和硫含量分别为 ２５．１９％和０．５８％；矿石中铁矿物主要是磁铁矿，偶见菱 铁矿；金属硫化物以磁黄铁矿居多，约占矿石中金属硫 化物总量的 ７０％，次为黄铁矿和微量黄铜矿；脉石矿 物主要为石英，其次是长石、黑云母、角闪石、绿泥石、 方解石和少量黝帘石，其他微量矿物包括磷灰石、锆 石、独居石和金红石等。 磁铁矿的产出形式较为单一，即主要呈中等稠密 浸染状和稀疏浸染状沿石英、黑云母、角闪石等脉石矿 物粒间充填，而少量微粒磁铁矿呈包裹体存在于石英 内部。 通过适度细磨即可使大部分磁铁矿获得较充分 的解离，但那些呈包裹体嵌布在石英内部的微粒磁铁 矿因粒度过于细小，即使细磨部分仍将与磁铁矿连生， 从而对铁精矿的品位带来一定程度的影响。 总体来 说，矿石中磁铁矿具典型细粒～微细粒较均匀嵌布的 特征，从嵌布粒度来看，选择－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ９５％左 右的磨矿细度有可能获得较高品位（ＴＦｅ 品位大于 ６５％）的铁精矿。 磁黄铁矿多呈半自形粒状或不规则状形态，与磁 铁矿的共生关系较为密切，除以星散浸染状的形式沿 磁铁矿边缘交代外，亦常呈微细包裹体见于磁铁矿内 部，粒度一般 ０．０１～０．１ ｍｍ，其中呈包裹体产出者通常 小于 ０．０１ ｍｍ。 由于磁黄铁矿亦为强磁性矿物，弱磁 选过程中易随同磁铁矿一起进入铁精矿，因此，仅采用 弱磁选工艺，结果将导致铁精矿中硫的含量偏高。 矿石化学多元素分析结果、铁化学物相分析结果 及主要矿物含量分别见表 １～３。 表 １ 矿石的主要化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＦｅＯ Ｆｅ２Ｏ３ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ ＣａＯＭｇＯ ２５．１９１４．３８２０．０３４９．４３４．３０４．１３２．４０ ＭｎＯＮａ２ＯＫ２ＯＰＳＩｇ ０．０８７０．８８１．６９０．０７０．５８１．４０ 表 ２ 矿石中铁的化学物相分析结果 铁 相含量／ ％分布率／ ％ 磁铁矿中铁２０．７４８２．３３ 赤（褐）铁矿中铁痕量 碳酸盐中铁０．３７１．４７ 硫化物中铁０．６２２．４６ 硅酸盐中铁３．４６１３．７４ 合计２５．１９１００．００ 表 ３ 原矿中主要矿物含量（质量分数） ／ ％ 磁铁矿 菱铁矿 金属 硫化物 石英 长石 黑云母 绿泥石 角闪石 方解石 黝帘石 其它 ２８．７０．８１．２４３．４１４．７８．６１．８０．３０．５ ２ 试验方案 根据矿石中磁铁矿、磁黄铁矿的粒度组成及其分 布特点，要达到－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ９５％左右的磨矿细 度需要三段磨矿，首先对原矿进行了阶段磨矿、阶段弱 磁选试验，确定了一段磨矿细度为－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ５２．５７％、一段磁场强度为 １１９．３７ ｋＡ／ ｍ，二段磨矿细度 和磁场强度分别为－０．０７５ ｍｍ 占 ９５．５３％和 １１９．３７ ｋＡ／ ｍ。 其次对原矿、一段磁选精矿和二段磁选精矿分 别进行了浮选脱硫及脱硫后选铁等大量探索试验，发 现在一段磨矿细度条件下，原矿和一段磁选精矿中的 磁黄铁矿由于单体解离度不够，导致硫精矿的回收率 偏低和最终铁精矿中的硫含量偏高；而对二段磁选精 矿进行浮选脱硫，虽然可以获得硫含量较低的最终铁 精矿，但同样存在硫精矿回收率过低的问题。 为保证 既可以获得较高回收率的硫精矿，又能得到硫含量较 低的最终铁精矿，选定从二段磨矿后的一段磁选精矿 进行浮选脱硫试验。 此外，考虑到反浮选工艺在精选 作业中往往比磁选的选别效率高，反浮选工艺不需要 那么高的单体解离度就可以优先获得部分合格铁精 矿，从而减少三段磨矿量，为此对二段磁选精矿进行了 反浮选探索试验，结果发现二段磁选精矿经过反浮选 可以直接获得部分高品位最终铁精矿，同时为保证最 终铁精矿的回收率，对反浮选的尾矿又进行了三段磨 矿弱磁选试验，磨矿细度为－０．０３８ ｍｍ 粒级占 ９６． ３４％，磁场强度为 １１９．３７ ｋＡ／ ｍ，三段弱磁选的精矿再 返回到浮选流程中。 最终，矿石的选矿试验方案确定 为阶段磨矿⁃阶段弱磁选⁃一段磁选精矿浮选脱硫⁃二段 磁选精矿反浮选提铁⁃反浮选尾矿再磨再选工艺流程。 ３ 试验结果与讨论 ３．１ 一段磁选精矿浮硫试验 通过对二段磨矿后的一段磁选精矿进行多种浮硫 药剂制度及药剂种类的探索试验，确定选用 ＣＳ 作为 活化剂。 ＣＳ 对磁黄铁矿具有非常高效的活化作用，这 主要表现在两个方面，一是通过提高磁黄铁矿矿物表 面的自身氧化电位，阻碍其表面亲水物质的进一步产 生；二是可以有效去除吸附在磁黄铁矿表面的亲水物 质，使之露出新鲜表面［６］。 捕收剂选择丁黄药＋Ｙ８９ 的组合药剂，不同药剂的组合使用可以发生“共吸 附”，产生“协同效应”，进而增加吸附量，提高浮选效 ８４矿 冶 工 程第 ３４ 卷 果［７］。 浮硫试验采用一粗一扫流程，试验流程见图 １。 下面进行粗选条件试验。 图 １ 一段磁选精矿浮硫粗选条件试验流程 ３．１．１ 活化剂 ＣＳ 用量试验 活化剂是影响磁黄铁矿 浮选效果较为关键的药剂，因此首先进行了活化剂 ＣＳ 用量试验，结果见图 ２。 其他药剂的用量条件为丁黄 药＋Ｙ８９ ６００ ｇ／ ｔ、２＃油 １６０ ｇ／ ｔ。 从图中可以看出，随着 活化剂 ＣＳ 用量不断增加，硫精矿硫品位和回收率均 在不断提高，而铁精矿硫含量则在逐渐减少。 当 ＣＳ 用量增加到 ７ ｋｇ／ ｔ 后，再继续增加其用量，硫精矿硫品 位和回收率提高幅度开始逐渐变慢，铁精矿中硫含量减 少幅度也在慢慢放缓。 在整个活化剂用量的试验区间 内，铁精矿铁品位和回收率均变化很小。 故选择活化剂 ＣＳ 用量为 ７ ｋｇ／ ｔ，此时，硫精矿硫品位和回收率分别为 １１．５１３％和 ８９．９１％，铁精矿中硫含量为 ０．０８７％。 图 ２ 浮硫活化剂 ＣＳ 用量试验结果 ３．１．２ 捕收剂丁黄药＋Ｙ８９ 用量试验 在活化剂 ＣＳ 用量 ７ ｋｇ／ ｔ、２＃油用量 １６０ ｇ／ ｔ 的条件下，进行了组合 捕收剂丁黄药＋Ｙ８９ 用量试验，结果见图 ３。 从图中可 以看出，当捕收剂用量增加到 ５００ ｇ／ ｔ 时，可以获得硫 品位 １１．２３％、回收率 ８８．８９％的硫精矿，铁精矿中硫含 量降至 ０．０９２％。 再继续增加其用量，硫精矿硫品位先 缓慢提高然后快速降低，而硫回收率几乎保持不变；铁 精矿中硫含量减少幅度则显著放缓。 此外还可看出， 捕收剂用量的变化对铁精矿铁品位和回收率影响均较 小。 综合考虑，选择捕收剂用量为 ５００ ｇ／ ｔ 进行后续 试验。 图 ３ 浮硫捕收剂丁黄药＋Ｙ８９ 用量试验结果 ３．１．３ 起泡剂 ２＃油用量试验 在活化剂 ＣＳ 用量 ７ ｋｇ／ ｔ、组合捕收剂丁黄药＋Ｙ８９ 用量 ５００ ｇ／ ｔ 的条件 下，进行了起泡剂 ２＃油用量试验，结果见图 ４。 ２＃油用 量的变化对硫精矿硫回收率的影响规律和铁精矿中硫 含量及铁指标的影响规律与捕收剂用量试验结果相 似，但硫精矿硫品位则随着 ２＃油用量增加而逐渐降 低。 综合考虑硫精矿指标和铁精矿中硫含量，选择 ２＃ 油用量为 １２０ ｇ／ ｔ 进行浮硫开路试验。 此时，获得的硫 精矿硫品位为 １１．５５９％、回收率为 ８８．７４％，铁精矿中 硫含量为 ０．０８６％。 ３．２ 二段磁选精矿阳离子反浮选试验 当二段磨矿细度达到－０．０７５ｍｍ 粒级占 ９５．５３％ 时，矿石中已产生了相当部分的磁铁矿单体。 为避免 这部分已单体解离的磁铁矿颗粒被过度粉碎，对二段 ９４第 ４ 期刘兴华等 磁铁矿与磁黄铁矿综合回收试验研究 图 ４ 浮硫起泡剂 ２＃油用量试验结果 磁选精矿进行了大量不同条件的浮选探索试验。 结果 表明，阳离子反浮选工艺可以实现提早回收这部分合格 铁精矿的目标。 反浮选试验中采用了新型阳离子捕收 剂 ＹＡ，其浮选泡沫易碎、流动性好，解决了常规阳离子 捕收剂泡沫发粘的难题。 此外，在阳离子反浮选试验中 仅使用了 ｐＨ 调整剂和捕收剂两种药剂，与国内常用的 阴离子反浮选工艺相比，其药剂制度大大简化。 ３．２．１ 阳离子捕收剂 ＹＡ 用量试验 在 ＮａＯＨ 用量 ６００ ｇ／ ｔ 的条件下，进行了阳离子捕收剂 ＹＡ 用量试 验，结果见图 ５。 捕收剂 ＹＡ 用量为 １５０ ｇ／ ｔ 时，经过一 次粗选可以获得精矿铁品位 ６６．３９％、回收率 ８７．０６％ 的浮选指标；当捕收剂 ＹＡ 用量增加到 ２００ ｇ／ ｔ 时，精 矿铁品位达到 ６８．６７％、回收率为 ７８．３１％；再继续增加 捕收剂 ＹＡ 用量对提高浮选精矿铁品位效果很小。 因 此，选择捕收剂 ＹＡ 用量为 ２００ ｇ／ ｔ。 图 ５ 阳离子捕收剂 ＹＡ 用量试验结果 ３．２．２ 调整剂 ＮａＯＨ 用量试验 在捕收剂 ＹＡ 用量 ２００ ｇ／ ｔ 的条件下，进行了调整剂 ＮａＯＨ 用量试验，结 果见图 ６。 当 ＮａＯＨ 用量达到 ４００ ｇ／ ｔ 时，经过一次粗 选可以获得铁品位 ７０．２４％、回收率 ７１．７０％的浮选精 矿。 从优先保证最终精矿铁品位角度考虑，选择 ＮａＯＨ 用量为 ４００ ｇ／ ｔ 进行后续浮选开路流程试验。 图 ６ 调整剂 ＮａＯＨ 用量试验结果 ３．３ 开路流程试验 在浮硫条件试验和浮铁条件试验的基础上，对一 段磁选精矿进行了浮选开路流程试验，工艺流程见图 ７，详细结果列于表 ４ 中。 二段磁选精矿经过一粗二扫 反浮选开路流程试验，可以获得 ＴＦｅ 品位 ７０．３０％、Ｓ 含量 ０． １５％ 的铁精矿，反浮选尾矿的 ＴＦｅ 品位为 ２７􀆱 ９２％；而从一段磁选精矿浮选脱硫获得的硫粗精 矿，再经过三精一扫浮选开路流程试验，可以获得 Ｓ 品 位 ２８．９６％、ＴＦｅ 含量 ４９．７８％的硫精矿，硫浮选尾矿的 品位降至 ３．８７％。 图 ７ 开路试验流程 ０５矿 冶 工 程第 ３４ 卷 表 ４ 开路流程试验结果 产品 名称 作业产率 ／ ％ 品位／ ％作业回收率／ ％ ＴＦｅＳＴＦｅＳ 铁精矿３６．９３７０．３００．１５６２．８７７．０９ 中 １３．０４６２．９８０．１１４．６３０．４３ 中 ２６．１２５３．６４０．０８７．９５０．６３ 反浮尾１９．０９２７．９２０．０３１２．９１０．７３ 弱磁尾２８．５３６．３２０．０２４４．３７０．８８ 硫精矿０．８４４９．７８２８．９６１．０１３１．１０ 精Ⅲ尾０．２７５６．００１６．９９０．３７５．９９ 精Ⅱ尾０．７６５４．６９１２．８１１．００１２．４３ 扫Ⅱ精０．８７５８．７９２０．８０１．２３２３．０９ 扫Ⅱ尾３．５５４２．５３３．８７３．６６１７．６３ 一段磁选精矿１００．００４１．３００．７８１００．００１００．００ ３．４ 闭路流程试验 闭路试验的工艺流程见图 ８，结果见表 ５。 原矿采 用阶段磨矿⁃阶段弱磁选⁃一段磁选精矿浮选脱硫⁃二段 磁选精矿反浮选提铁⁃反浮选尾矿再磨再选工艺流程， 对矿石中的磁铁矿和磁黄铁矿进行了有效综合回收，获 得了产率 ２６．３２％、ＴＦｅ 品位 ７０．０５％、Ｓ 含量 ０．１６％、ＴＦｅ 回收率 ７３．１７％的高品位铁精矿以及产率 １．２０％、Ｓ 品位 ２５．８６％、ＴＦｅ 含量 ５０．１０％、Ｓ 回收率 ５３．４３％的硫精矿。 图 ８ 闭路试验流程 表 ５ 闭路流程试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＴＦｅＳＴＦｅＳ 铁精矿２６．３２７０．０５０．１６７３．１７７．２６ 硫精矿１．２０５０．１０２５．８６２．３８５３．４３ 总尾矿７２．４８８．５００．３２２４．４５３９．３１ 原矿１００．００２５．２００．５８１００．００１００．００ ４ 结 论 １） 原矿中的铁品位和硫含量分别为 ２５．１９％和 ０􀆱 ５８％；矿石中铁矿物主要是磁铁矿，偶见菱铁矿；金 属硫化物以磁黄铁矿居多，次为黄铁矿和微量黄铜矿； 脉石矿物主要为石英，其次是长石、黑云母、角闪石、绿 泥石等。 矿石中磁铁矿与磁黄铁矿均具有细粒～微细 粒嵌布的特征，而且二者共生关系密切，仅采用细磨⁃ 弱磁选工艺，难以获得理想的选别指标。 ２） 试验结果表明，原矿采用阶段磨矿⁃阶段弱磁选⁃ 一段磁选精矿浮选脱硫⁃二段磁选精矿反浮选提铁⁃反浮 选尾矿再磨再选工艺流程，可以获得产率 ２６．３２％、ＴＦｅ 品位 ７０．０５％、Ｓ 含量 ０．１６％、ＴＦｅ 回收率 ７３．１７％的高 品位铁精矿和产率 １．２０％、Ｓ 品位 ２５．８６％、ＴＦｅ 含量 ５０．１０％、Ｓ 回收率 ５３．４３％的硫精矿，有效实现了矿石 中磁铁矿与磁黄铁矿资源的综合回收。 ３） 在浮硫试验中采用磁黄铁矿高效活化剂 ＣＳ 以 及组合捕收剂丁黄药＋Ｙ８９，保证了磁铁矿的浮选脱硫 效果；在反浮选作业中使用新型阳离子捕收剂 ＹＡ，不 仅可以实现早收部分高品位铁精矿的目标，而且解决 了浮选泡沫发粘的难题。 为今后该矿石的合理开发利 用提供了有力的技术保障。 参考文献 ［１］ 杨 菊，吴熙群，李成必． 难选磁黄铁矿浮选工艺研究［Ｊ］． 有色 金属（选矿部分），２００２（４）１１－１３． ［２］ 孟宪瑜．磁铁矿与磁黄铁矿的浮选分离的试验研究［Ｊ］． 有色矿 冶， 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