微细粒嵌布贫赤铁矿尾矿再选工艺技术研究

0　引言

某选厂为处理微细粒嵌布的贫赤铁矿选矿厂，采用的选别工艺流程为“两段连续磨矿，粗细分级，中矿再磨，重选-弱磁-强磁-阴离子反浮选”工艺，即原矿经过两段连续磨矿后，粒度达到-0.074mm含量75%～80%，经过粗细分级旋流器分级后，粗细分级旋流器沉砂给入重选作业，形成重选精矿和扫中磁尾矿；粗细分级旋流器溢流给入弱磁—强磁—反浮选作业，形成强磁尾矿和浮选尾矿，浮选精矿为细粒部分精矿；重选精矿和浮选精矿合为最终精矿；扫中磁尾矿、强磁尾矿、浮选尾矿合为最终尾矿。

为使在各部分尾矿中流失的有价成份能最大限度的回收利用，分别对扫中磁尾矿、强磁尾矿、浮选尾矿及最终尾矿进行了取样分析，对具有回收价值的尾矿进行了不同工艺的再选技术研究，为尾矿的综合利用提供科学依据。

1　试验样的采取及性质分析

1.1　试验矿样的采取与制备

试验矿样分别取生产中的扫中磁尾矿、强磁尾矿、浮选尾矿及综合尾矿，对4种尾矿进行了物相分析及产品粒度分析。

除了水患，乾隆年间的旱灾也常常导致民不聊生，管世铭的诗歌对此也有反映。他的《悯旱》一诗描写了河南发生的旱灾。诗云：

1.2　试验矿样的矿石性质

选矿车间四种尾矿的物相结果见表1。

 

表1　四种尾矿物相分析结果(%)

  

名称TFeFeOFeCO3FeSiO3mFe假、半赤、褐浮尾23.386.653.351.453.051.1015.53扫中尾11.701.710.801.000.15-9.75强尾16.722.331.201.151.150.1013.22终尾18.453.411.801.150.450.4014.65

再磨粒度-0.038 mm含量90%矿样的再选指标为：给矿品位23.38%，选别后，获得精矿品位60.38%，产率13.47%，金属回收率34.79%，尾矿品位17.62%，浮选尾矿经过再选后品位降低了5.76个百分点。

扫中磁尾矿品位11.70%，粒度-0.074 mm含量49.22%，其中磁性铁含量较低，赤铁矿、褐铁矿占全铁含量的83.33%，扫中磁尾矿中流失的大部分为赤铁矿。

强磁尾矿品位16.72%，粒度-0.074 mm含量94.26%，赤铁矿含量占全铁含量的79%，流失的铁矿物主要为赤铁矿。

终尾品位18.45%，终尾粒度-0.074 mm含量81.89%，综合尾矿是浮选尾矿、扫中磁尾矿、强磁尾矿的混合矿，流失的矿物主要是赤铁矿，占全铁含量的79.40%。

2　浮选尾矿再选工艺流程试验

2.1　浮选尾矿螺旋溜槽选别试验

浮选尾矿采用两段螺旋溜槽选别，一段粗选、一段精选，粗选作业和精选作业分别进行了不同精矿带宽的试验，采用最佳条件的选别结果：原矿品位23.38%，精矿品位56.47% ，产率3.18%，金属回收率只有7.68%。

从螺旋溜槽选别结果看，由于浮选尾矿粒度较细，螺旋溜槽的分层分带效果不好，浮选尾矿不适宜螺旋溜槽选别。

2.2　浮选尾矿“弱磁—强磁，粗精矿再磨，强磁—反浮选”工艺试验

浮选尾矿经过一段“弱磁—强磁”机选别，获得一段混磁精矿，一段混磁精矿品位26.48%、产率77.31%，对一段混磁精矿进行了不同磨矿粒度的“弱磁—强磁—反浮选”试验。

浮选尾矿经“弱磁—强磁”机选别后，抛掉单体脉石和极贫连生体，将富连生体和贫连生体回收后，使品位有所富集，富集后的粗混磁精矿经过再磨，粒度达到-0.038 mm含量90%以上，再经过第二段“弱磁—强磁”机选别，二段混磁精矿品位可达到37%～42%之间，将二段混磁精给入反浮选作业，浮选采用“一段粗选、一段精选、三段扫选”作业选别，浮选精矿为最终再选精矿，一段强尾、二段强尾、浮选尾矿合并为最终再选尾矿。

强尾经磁感应强度0.45 T的一段强磁机选别后，获得精矿品位37.97%，产率16.17%，尾矿品位12.62%，产率83.83%。强精粒度-0.074 mm含量95.25%，铁矿物和脉石的单体解离度分别为56.59%、53.58%。

在单因素试验的基础上，通过Plackett-Burman试验确定对龙牙楤木皂苷提取得率影响显著的因素，采用中心组合Box-Benhnken Design (BBD)设计试验进行响应面优化盐析辅助酶法提取龙牙楤木皂苷工艺[11]。

从4种不同尾矿的性质分析结果看，浮选作业尾矿品位23.38%，粒度-0.074 mm含量88.83%，磁性铁含量占全铁含量的13.05%，赤铁矿、褐铁矿占全铁含量的66.42%。浮选尾矿磁性铁、赤铁矿的含量都比较高，是尾矿再选研究的重点。

强磁尾矿品位16.72%，磁性铁含量1.15%，占全铁含量的6.87%，赤铁矿含量13.22%，占全铁含量的79.07%，粒度-0.074 mm含量94.26%。

  

图1　浮尾“弱磁—强磁，粗精矿再磨(d：-0.038 mm 95%)，强磁—反浮选”数质量流程图

2.3　浮选尾矿“弱磁—强磁，粗精矿再磨，强磁—离心机”工艺流程选别

对扫中尾进行了不同磁场强度的脉动立环磁选条件试验，结果见表2。

小儿推拿学的生理特点主要有脏腑娇嫩、形气未充——五脏六腑稚阴稚阳、元气不足—脾气、肺气、肾气不足，心肝有余；生机勃勃，发育迅速；发病容易，转化迅速；脏气清灵，易趋康复。可预防治疗常见病，包括：小儿泄泻、呕吐、食积、厌食、便秘、腹痛、脱肛、感冒、咳嗽、哮喘、发热、遗尿、夜啼、肌性斜颈、落枕、惊风等疾病，都有较好的效果。

  

图2　浮尾“弱磁—强磁，粗精矿再磨(d：-0.038 mm 95%)，强磁—离心机”选别数质量流程图

浮选尾矿采用“弱磁—强磁，粗精矿再磨，强磁—离心机”选别，再磨粒度达到-0.038 mm含量95%时，获得的选别指标为：给矿品位23.38%，离心机精矿品位62.29%，产率12.88%，金属回收率34.32%，尾矿品位17.63%，浮选尾矿经过再选后品位降低了5.75个百分点。

3　扫中磁尾矿再选工艺流程试验

3.1　扫中尾螺旋溜槽选别试验

从扫中磁尾矿原矿物相、化学多元素及产品粒度分析结果看，扫中尾全铁含量11.70%，亚铁含量1.71%，赤铁矿占全铁含量的83.33%，扫尾中的铁矿物主要是赤铁矿。扫中尾粒度-0.074 mm含量49.22%。

F3=-0.364X1+0.072X2+0.233X3+0.064X4+0.071X5+0.292X6+0.365X7+0.046X8-0.104X9+0.076X10+0.104X11

扫中尾粒度粗、品位低，大部分为贫连生体，采用两段螺旋溜槽选别，获得了精矿品位60.53%，产率2.18%的精矿，尾矿品位10.61%，金属回收率只有11.28%，选比45.87。

由于采用两段螺旋溜槽选别，仅获得了2%产率、品位60%的精矿，再选意义不大。

3.2　扫中尾“立环磁选—再磨—重选”试验

从矿样性质分析看，扫中磁尾矿中铁矿物大部分为赤铁矿，首先采用一段立环磁选将大部分赤铁矿回收，将磁选精矿再磨至粒度-0.074 mm含量约70%，与现场粗粒部分重选粒度相近，如果要能获得好的选别指标，可直接将其返回生产系统中粗粒部分重选系统进行选别。

农村空巢老人经济供养水平较低，贫困程度相对较高。由于年龄限制了身体各方面的机能，年龄越高，身体机能越弱，劳动能力随之下降。但是，空巢老人家庭条件差，老人的收入来源不固定，大多数老人选择进行农作物耕种来获取收入，因此老人投入农耕的时间和精力便增多，劳动强度大，一旦遇到天灾人祸，农作物必须及时收割或直接放弃来年继续耕作，这对老人来说无疑是巨大的挑战。

一段混磁精矿再磨至粒度-0.038 mm含量95%，经过“弱磁—强磁—反浮选工艺”选别后，获得了再选精矿品位61.5%以上的选别指标，浮选作业药剂制度复杂、药耗较大，为进一步降低再选成本，将二段混磁精矿进行了离心机选别试验，离心机采用“一段粗选、一段精选”作业，精选离心机精矿为最终再选精矿，一段强磁、二段强磁、离心机尾矿合并为最终再选尾矿。选别数质量流程见图2。

 

表2　不同磁场强度的立环磁选条件试验

  

给矿品位(%)磁场强度(T)强精(%)强尾(%)品位产率回收率品位产率回收率11.700.4522.2133.0262.686.5266.9837.320.3023.5727.4055.207.2272.6044.800.2523.9825.0851.407.5974.9248.60

从立环磁选机选别结果看，0.3、0.25 T两种磁场强度精矿品位分别为23.57%、23.89%，品位相差0.32%，但0.3T场强的精矿产率比0.25T场强的产率高了近2%，金属回收率高，因此选择0.3T为立环磁选场强。

“河长制”落地实施后，多方数据显示其在水环境治理中效用显著。据2008年10月监测统计结果显示，在我国率先实行“河长制”的无锡市，79个重点考核断面水质与2007年制度实施起始月份相比，达标率提升50%。“河长制”实施不到一年，苏州市86个水质监测断面同比提高16.3个百分点；太湖流域国家考核断面水质达标率同比提高34.8个百分点。[2]浙江省是最早普及“河长制”的省份，在2005-2011年期间，浙江地表水水质变化呈现起伏不稳定轨迹，植入“河长制”后的2011-2016年期间，代表优质水的Ⅰ、Ⅱ类水的占比稳定上升，代表劣质水的Ⅴ、劣Ⅴ类水的占比稳定下降。[3]

(3)提升机升(降)至取任务1节点所在层，该层穿梭车执行第一个待取货物的出库任务，将其运送至提升机上。

4　强磁尾矿再选工艺流程试验

4.1　强磁尾矿一段强磁机选别试验

再磨粒度-0.038 mm含量95%的矿样再选指标为：给矿品位23.38%，选别后，获得精矿品位61.52%，产率12.99%，金属回收率34.18%，尾矿品位17.69%，浮选尾矿经过再选后品位降低了5.69个百分点，选别的数质量流程见图1。

强磁尾矿是现场采用强磁选机抛掉的尾矿，磁场强度在0.9～1.0T之间，选别过程中不可避免夹杂包裹一些细粒铁矿物及富连生体，如果能将这部分矿物有效回收，可使强磁选作业的尾矿品位有所降低。对强磁尾矿进行不同磁场强度的强磁选条件试验，结果见表3。

4.2　强尾“强磁—浮选”试验

进行了两种不同再磨粒度的选别试验，均获得了较好的选别指标。

将再选后品位37.97%的精矿进行了阴离子反浮选试验，经过多种药剂用量选别试验结果表明，采用反浮选的选别指标不是很理想，开路浮选精矿品位60.52%，作业产率只有26.20%，占强磁尾产率的4.23%，加之药剂制度复杂、选别成本高，强尾采用反浮选再选意义不大。

扫中尾品位11.70%，经一段立环磁选机选别，磁场强度0.3T，获得精矿品位23.57%、产率27.40%，强磁尾矿品位7.22%，产率72.60%。强磁精矿粒度-0.074 mm含量51.06%，铁矿物和脉石矿物的单体解离度分别为29.04%、42.52%，将磁选精矿再磨后粒度达到-0.074 mm含量70.05%，铁矿物和脉石矿物的单体解离度分别提高到40.46%、53.15%，再经过一段粗选、一段精选螺旋溜槽选别后，精矿品位达到60.85%，产率3.13%，尾矿品位10.11%，产率96.87%。扫中磁尾矿经过“立环磁选—再磨—重选”工艺流程选别后，获得的精矿产率只有约3%，品位仅为60.85%，选比仍然较高，达31.95，选别指标不是很理想。再磨后既增加成本选别指标又没有显改善，扫中尾再磨再选价值不大。因为终尾中约三分之一的尾矿为扫中磁尾矿，既然扫中磁尾矿再选意义不大，因此没有单独对终尾进行再选工艺研究。

4.3　强磁尾矿采用“强磁—离心机”选别工艺流程选别

强磁尾矿经过一段强磁选后，精矿品位富集至37.97%，强磁精矿经过一段粗选、一段精选离心机选别后，获得精矿品位66.45%，产率4.94%，尾矿品位14.13%，与原强尾品位相比，降低了2.59个百分点。

 

表3　强尾不同磁场强度的强磁选条件试验

  

给矿品位(%)磁场强度(T)强精(%)强尾(%)品位产率回收率品位产率回收率16.720.7025.5939.8260.9510.8560.1739.050.5531.2324.7846.2811.9475.2253.720.4537.9716.1736.7312.6283.8363.27

5　结语

——某地处理微细粒嵌布贫赤铁矿选矿厂的浮选尾矿品位23.38%，粒度-0.074 mm含量88.83%；扫中磁尾矿品位11.70%，粒度-0.074 mm含量49.22%；强磁尾矿品位16.72%，粒度-0.074 mm含量94.26%；综合尾矿品位18.45%，粒度-0.074 mm含量81.89%；各尾矿中流失的铁矿物大部分为赤铁矿。

——浮选尾矿采用“弱磁—强磁，粗精矿再磨，强磁—反浮选”工艺选别，中矿再磨粒度达到-0.038 mm含量95%，给矿品位23.38%，获得精矿品位61.52%，产率12.99%，金属回收率34.18%，尾矿品位17.69%的选别指标。浮尾采用再磨反浮选工艺处理，在获得部分合格精矿同时，可使浮选作业尾矿品位降低5.69个百分点，

——浮选尾矿采用“弱磁—强磁，粗精矿再磨，强磁—离心机”工艺选别，再磨粒度达到-0.038 mm含量95%，给矿品位23.38%，获得精矿品位62.29%、产率12.88%，金属回收率34.32%，尾矿品位17.63%的选别指标。浮尾采用再磨离心机处理，在获得部分合格精矿同时，可使浮选作业尾矿品位5.75个百分点。

——强磁尾矿再选采用 “强磁—离心机”工艺选别，给矿品位16.72%，获得精矿品位66.45%，产率4.94%，金属回收率19.64%，尾矿品位14.13%选别指标，使强磁尾矿品位降低2.59个百分点。

——4种尾矿的再选试验结果表明，流程中浮选尾矿最具有回收价值，其次为强磁尾矿。

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