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摘 要：某铁矿在强磁-浮选工艺中，浮选尾矿品位较高，接近原矿品位，造成金属量的流失。本论文通过对该铁矿的浮选尾矿进行再磨再选试验，从而进一步降低浮选尾矿品位，提高铁精矿的回收率和产量。
关键词：尾矿再选，再磨再选
目前，国内大多数铁矿山已经着手从尾矿中回收铁的工作，并取得了一定的经济意义。经研究发现，某铁矿浮选尾矿偏高是造成综合尾矿偏高的主要原因，所以对其浮选尾矿再磨再选研究有着重要意义。
1矿石性质
1.1浮选尾铁物相分析
由表1可知，浮尾中主要为氧化铁和磁性铁，二者占总浮尾的91.97%，这部分属于可回收的有用矿物，应通过进一步的选矿来回收这部分有用矿物。
1.2浮选尾矿粒级分析
表2浮选尾矿粒级分析表
粒级（mm） 产率（%） 品位（%）
+0.104 3.00 8.83
-0.104+0.074 10.20 9.83
-0.074+0.053 34.00 15.80
-0.053+0.037 11.60 19.39
-0.037+0.025 6.20 23.55
-0.025 35.00 27.69
合计 100.00 20.04
由表2可知，浮选尾矿品位较高，粒度越细其品位越高，0.074mm以下的产率为86.8%。-0.074mm+0.025mm粒级累计品位在17.5%以上，-0.025mm粒级品位为27.69%，说明铁金属量主要分布在微细粒级别。在回收铁金属量的过程中的重点是对微细粒级别的铁矿物进行回收。
2试验流程确定
2.1弱磁-浮选试验
图1 浮选尾矿弱磁选-浮选试验流程图
注：弱磁机场强300mT。
表3浮选尾矿弱磁选-浮选结果
产品 产率% 品位% 回收率%
原浮尾 100.00 21.64 100.00
弱磁精矿 11.00 23.20 11.79
浮选精矿 1.37 58.41 3.70
浮选尾矿 9.63 19.33 8.09
磁选尾矿 89.00 21.45 88.21
由图1、表3可知，该流程简单，浮选精矿品位也提高了不少，但弱磁尾金属量损失大，几乎没有起到金属回收的效果，所以下一步拟对浮选尾矿进行弱磁-强磁连选，降低甩尾品位，并对混磁精进行浮选，以保证浮选精矿品位。
2.2弱磁-强磁连选-浮选试验
图2浮选尾矿弱磁-强磁连选-浮选试验流程图
注：弱磁机场强300mT，强磁机场强692mT。
表4浮选尾矿弱磁-强磁连选-浮选结果
产品 产率% 品位% 回收率%
原浮尾 100.00 21.64 100.00
弱磁精矿 14.80 23.62 16.15
强磁精矿 71.16 22.92 75.36
磁选精矿 85.96 23.04 91.51
浮选精矿 8.14 52.36 19.70
浮选尾矿 77.82 19.97 71.81
磁选尾矿 14.04 13.10 8.49
图2、表4可知，虽然试验精矿产率较高，但其品位仍较低。通过分析发现，浮尾中有连生体存在，导致直接再选的精矿品位偏低，所以，下一步拟对浮尾磁选精矿产品进行再次磨矿尝试。
2.3弱磁-强磁连选-再磨-弱磁-强磁连选-浮选试验
图3弱磁-强磁连选-再磨-弱磁-强磁连选-浮选试验流程图
注：弱磁机场强300mT，强磁机场强692mT。
表5弱磁-强磁连选-再磨-弱磁-强磁連选-浮选结果
产品 产率% 品位% 回收率%
原浮尾 100.00 21.64 100.00
弱磁精矿 14.80 23.62 16.15
强磁精矿 71.16 22.92 75.36
磁选精矿 85.96 23.04 91.51
磁选尾矿 14.04 13.10 8.49
再磨弱磁精矿 8.70 41.03 16.50
再磨强磁精矿 51.03 13.10 58.24
再磨磁选精矿 59.73 27.08 74.74
再磨浮选精矿 8.91 61.09 25.15
再磨浮选尾矿 50.82 21.12 49.59
再磨磁选尾矿 40.27 13.58 25.26
由图3、表5可知，该试验流程获得了较好的选别指标，但需经过两次弱磁-强磁连选，流程相对较为复杂。为进一步简化流程，下一步拟对浮选尾矿先磨矿再进行选别。
2.4选择性磨矿-弱磁-强磁连选-浮选试验
表6浮选尾矿先磨再选结果
产品 产率% 品位% 回收率%
原浮尾 100.00 21.64 100.00
再磨磁选精矿 64.30 26.89 79.90
再磨浮选精矿 10.95 60.45 30.08
再磨浮选尾矿 53.35 20.21 49.82
再磨磁选尾矿 35.70 12.18 20.10
由图4、表6可知，该试验流程简单，获得了较好的选别指标，浮选粗精矿品位达到60.45%，磁选尾矿降至12.18%，金属回收率30%以上，更符合现场实际，可行性更强，推荐采用该流程。 图4浮选尾矿先磨-弱磁-强磁连选-浮选试验流程图
注：弱磁机场强300mT，强磁机场强692mT。
2.5浮尾旋流器分级试验
根据现场生产，浮尾加消泡水后，浓度在35%左右，所以旋流器的给矿浓度按30-35%配制，在最佳的试验条件下（压力0.12MPa、溢流口do=50mm、沉砂口du=24mm）进行取样分析，试验数据如下表所示。
由表7可知，当进料浓度为33.76%、进料-200目占84.0%时，给料压力为0.12MPa，溢流口do=50mm、沉砂口du=24mm时，沉砂浓度为70.91%，旋流器起到了很好的浓缩作用，满足入磨浓度要求，沉砂中+200目品位为10.31，-500目品位达41.85%，因此，为充分回收尾矿中的金属，需进一步磨矿。
3结语
（1）通过以上试验的分析比较，采用选择性磨矿-弱磁-强磁连选-浮选工艺，工艺简单，选别指标好，可以有效的回收浮选尾矿中的铁。
（2）由于浮选尾矿浓度低，不能直接给入球磨，必须先进行浓缩处理。本试验选择旋流器浓缩给料矿浆，在给料压力为0.12MPa，溢流口do=50mm、沉砂口du=24mm时，旋流器起到了很好的浓缩作用，满足入磨浓度要求。
（3）本试验浮选药剂全部采用原有工艺所用的浮选药剂，但从浮选的结果来看，浮选尾矿品位为20.21，仍然存在金属量的流失问题，下一步应进行浮选药剂试验，进一步对微细粒铁矿进行回收。
参考文献
[1]易小祥，窦习章等.超贫磁铁矿高压辊磨破碎、磨选工艺探討[J].现代矿业.2014：85-87.
[2]方军，贾艳. 对反浮选尾矿再磨再选提高铁精矿回收率的探讨[J].金属矿山（增）.2006：432-435.
[3] 刘文刚，魏德洲等. 反浮选铁尾矿正-反浮选再选研究[J].金属矿山.2011：147-149.
[4]于克旭. 调军台选矿厂浮选尾矿再选试验研究[J].金属矿山.2005：53-56.
[5]王陆新，刘双安等.某贫赤铁矿尾矿再选粗精矿提质试验[J].现代矿业.2014：52-55.
作者简介：
张国付，1976年生，男，河南省开封县人，2003年毕业于昆明理工大学选矿技术专业，助理选矿工程师。
关键词：尾矿再选，再磨再选
目前，国内大多数铁矿山已经着手从尾矿中回收铁的工作，并取得了一定的经济意义。经研究发现，某铁矿浮选尾矿偏高是造成综合尾矿偏高的主要原因，所以对其浮选尾矿再磨再选研究有着重要意义。
1矿石性质
1.1浮选尾铁物相分析
由表1可知，浮尾中主要为氧化铁和磁性铁，二者占总浮尾的91.97%，这部分属于可回收的有用矿物，应通过进一步的选矿来回收这部分有用矿物。
1.2浮选尾矿粒级分析
表2浮选尾矿粒级分析表
粒级（mm） 产率（%） 品位（%）
+0.104 3.00 8.83
-0.104+0.074 10.20 9.83
-0.074+0.053 34.00 15.80
-0.053+0.037 11.60 19.39
-0.037+0.025 6.20 23.55
-0.025 35.00 27.69
合计 100.00 20.04
由表2可知，浮选尾矿品位较高，粒度越细其品位越高，0.074mm以下的产率为86.8%。-0.074mm+0.025mm粒级累计品位在17.5%以上，-0.025mm粒级品位为27.69%，说明铁金属量主要分布在微细粒级别。在回收铁金属量的过程中的重点是对微细粒级别的铁矿物进行回收。
2试验流程确定
2.1弱磁-浮选试验
图1 浮选尾矿弱磁选-浮选试验流程图
注：弱磁机场强300mT。
表3浮选尾矿弱磁选-浮选结果
产品 产率% 品位% 回收率%
原浮尾 100.00 21.64 100.00
弱磁精矿 11.00 23.20 11.79
浮选精矿 1.37 58.41 3.70
浮选尾矿 9.63 19.33 8.09
磁选尾矿 89.00 21.45 88.21
由图1、表3可知，该流程简单，浮选精矿品位也提高了不少，但弱磁尾金属量损失大，几乎没有起到金属回收的效果，所以下一步拟对浮选尾矿进行弱磁-强磁连选，降低甩尾品位，并对混磁精进行浮选，以保证浮选精矿品位。
2.2弱磁-强磁连选-浮选试验
图2浮选尾矿弱磁-强磁连选-浮选试验流程图
注：弱磁机场强300mT，强磁机场强692mT。
表4浮选尾矿弱磁-强磁连选-浮选结果
产品 产率% 品位% 回收率%
原浮尾 100.00 21.64 100.00
弱磁精矿 14.80 23.62 16.15
强磁精矿 71.16 22.92 75.36
磁选精矿 85.96 23.04 91.51
浮选精矿 8.14 52.36 19.70
浮选尾矿 77.82 19.97 71.81
磁选尾矿 14.04 13.10 8.49
图2、表4可知，虽然试验精矿产率较高，但其品位仍较低。通过分析发现，浮尾中有连生体存在，导致直接再选的精矿品位偏低，所以，下一步拟对浮尾磁选精矿产品进行再次磨矿尝试。
2.3弱磁-强磁连选-再磨-弱磁-强磁连选-浮选试验
图3弱磁-强磁连选-再磨-弱磁-强磁连选-浮选试验流程图
注：弱磁机场强300mT，强磁机场强692mT。
表5弱磁-强磁连选-再磨-弱磁-强磁連选-浮选结果
产品 产率% 品位% 回收率%
原浮尾 100.00 21.64 100.00
弱磁精矿 14.80 23.62 16.15
强磁精矿 71.16 22.92 75.36
磁选精矿 85.96 23.04 91.51
磁选尾矿 14.04 13.10 8.49
再磨弱磁精矿 8.70 41.03 16.50
再磨强磁精矿 51.03 13.10 58.24
再磨磁选精矿 59.73 27.08 74.74
再磨浮选精矿 8.91 61.09 25.15
再磨浮选尾矿 50.82 21.12 49.59
再磨磁选尾矿 40.27 13.58 25.26
由图3、表5可知，该试验流程获得了较好的选别指标，但需经过两次弱磁-强磁连选，流程相对较为复杂。为进一步简化流程，下一步拟对浮选尾矿先磨矿再进行选别。
2.4选择性磨矿-弱磁-强磁连选-浮选试验
表6浮选尾矿先磨再选结果
产品 产率% 品位% 回收率%
原浮尾 100.00 21.64 100.00
再磨磁选精矿 64.30 26.89 79.90
再磨浮选精矿 10.95 60.45 30.08
再磨浮选尾矿 53.35 20.21 49.82
再磨磁选尾矿 35.70 12.18 20.10
由图4、表6可知，该试验流程简单，获得了较好的选别指标，浮选粗精矿品位达到60.45%，磁选尾矿降至12.18%，金属回收率30%以上，更符合现场实际，可行性更强，推荐采用该流程。 图4浮选尾矿先磨-弱磁-强磁连选-浮选试验流程图
注：弱磁机场强300mT，强磁机场强692mT。
2.5浮尾旋流器分级试验
根据现场生产，浮尾加消泡水后，浓度在35%左右，所以旋流器的给矿浓度按30-35%配制，在最佳的试验条件下（压力0.12MPa、溢流口do=50mm、沉砂口du=24mm）进行取样分析，试验数据如下表所示。
由表7可知，当进料浓度为33.76%、进料-200目占84.0%时，给料压力为0.12MPa，溢流口do=50mm、沉砂口du=24mm时，沉砂浓度为70.91%，旋流器起到了很好的浓缩作用，满足入磨浓度要求，沉砂中+200目品位为10.31，-500目品位达41.85%，因此，为充分回收尾矿中的金属，需进一步磨矿。
3结语
（1）通过以上试验的分析比较，采用选择性磨矿-弱磁-强磁连选-浮选工艺，工艺简单，选别指标好，可以有效的回收浮选尾矿中的铁。
（2）由于浮选尾矿浓度低，不能直接给入球磨，必须先进行浓缩处理。本试验选择旋流器浓缩给料矿浆，在给料压力为0.12MPa，溢流口do=50mm、沉砂口du=24mm时，旋流器起到了很好的浓缩作用，满足入磨浓度要求。
（3）本试验浮选药剂全部采用原有工艺所用的浮选药剂，但从浮选的结果来看，浮选尾矿品位为20.21，仍然存在金属量的流失问题，下一步应进行浮选药剂试验，进一步对微细粒铁矿进行回收。
参考文献
[1]易小祥，窦习章等.超贫磁铁矿高压辊磨破碎、磨选工艺探討[J].现代矿业.2014：85-87.
[2]方军，贾艳. 对反浮选尾矿再磨再选提高铁精矿回收率的探讨[J].金属矿山（增）.2006：432-435.
[3] 刘文刚，魏德洲等. 反浮选铁尾矿正-反浮选再选研究[J].金属矿山.2011：147-149.
[4]于克旭. 调军台选矿厂浮选尾矿再选试验研究[J].金属矿山.2005：53-56.
[5]王陆新，刘双安等.某贫赤铁矿尾矿再选粗精矿提质试验[J].现代矿业.2014：52-55.
作者简介：
张国付，1976年生，男，河南省开封县人，2003年毕业于昆明理工大学选矿技术专业，助理选矿工程师。