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
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
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
·12·
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。
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
齐大山铁矿现开采矿石性质研究及改善选矿指标的建议
齐大山铁矿现开采矿石性质研究及改善选矿指标的建议
吕建华
【期刊名称】《金属矿山》
【年(卷),期】2004(000)0z1
【摘要】研究和分析了黄泥段部位和北采西石砬子矿石及新出露矿体的矿石的工艺特性,及其对选矿指标的影响,并根据研究结果提出了建议
【总页数】4页(P339-342)
【作者】吕建华
【作者单位】鞍钢集团鞍山矿业公司研究所
【正文语种】中文
【中图分类】TD85
【相关文献】
1.矿石性质研究及改善选矿指标的建议 [J], 吕建华;马晓雯
2.齐大山铁矿选矿分厂生产工艺存在问题的分析及改进建议 [J], 李维兵;张国庆;王忠红
3.齐大山铁矿开采矿石工艺矿物学及可选性研究 [J], 薛敏
4.齐大山铁矿石选矿技术研究综合评述 [J], 宋乃斌
5.齐大山铁矿新出露矿石选矿试验研究 [J], 白晓鸣
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鞍钢铁矿资源选矿技术开发现状及建议
８ ９ ，终 精 产 率 ４ ９ ％ ，金 属 回收 率 ２ ． ４ 的 ．１ ．８ ７７ ％ 较 好选别指标 。
— —
采 用湿 式预选 的方 法 ，可使 原来作 为 岩石
Ｂｅ ｅ ｉ ｉ ｔｏ ｘ ｒｍ ｅ ａ ｎｖ ｓ ｉ ａ ｉ ｎ ｏ ｅ ｙ ｐｏ ｒ ｍ ａ ｎ ｔｔ ｒ ｎ ｆｃ ａ ｉ ｎ ｅ ｐｅ ｉ ｎｔ ｌｉ ｅ ｔｇ ｔｏ ｆ ｖ ｒ ｏ ｇ ｅ ｉｅ ｏ ｅ
Ｗ Ｕ ｅ 。 ｏ Ｗ ｎ ｈ ｎｇ
（ ｉｉｇＤｅｉｎ ＆ Ｒｅ ｅ ｒｈ Ｉ ｓｉｕ ｅｏ ｓ ａ ｒｎ ８ ｔｅ ｏ ｐＣｏ ｐ ｒｔｏ Ｍ ｎｎ ｓｇ ｓ ａｃ ｎ ｔｔｔ ｆＡｎ ｈ ｎＩｏ ＬＳ ｅ ｌＧｒ ｕ ｒ ｏ ａｉｎ， Ａｎ ｈ ｎ １ ０ ４，Ｃｈｎ ） ｓ ａ ４ ０ １ ｉａ
摘 要 ：介 绍 了鞍 钢 铁 矿 资 源 和 选 矿 技 术 总 体 开 发 情 况 ，分 析 了 阶段 磨 矿 、重 选 一 磁 选 一 阴 离 子 反 浮 选 和 阶段 磨 矿 、细 筛 再 磨 、全 磁 短 流 程 工 艺 特 点 ，总 结 了鞍 钢 铁 矿 资 源 高 效 利 用 的 做 法 ，提 出 加 快 鞍 钢 选 矿 技 术 进 步 的建 议 。 关 键 词 ：铁 矿 ；选 矿 ；阴 离 子 反 浮 选 ；全 磁 短 流 程 中 图 分 类 号 ：Ｔ Ｄ９ 文 献 标 识 码 ：Ａ 文 章 编 号 ：１ ７ —８ ５ （ ０２ ０ —０ １ — ０ ６１ ５０ ２１） ２ ０９ ３
《 属 矿 山 》 ０ ９ （） ～ Ｉ ． 金 ，２ ０ Ｉ ：９ Ｉ ［ ］ 赵 瑞 敏 ，董 恩海 ．贫 磁 铁 矿 细 碎 预 选 及 磨选 试 验 研 究 ［］ ． ２ Ｊ 《 色金属》 ０８ （） ６ ２． 有 ，２ ０ １ ：２ ～ ７
对齐大山选矿厂两选指标差距的探讨
摘 要 ：通 过 对 齐 大 山 选 矿 厂 改 为 阶段 磨 矿 、粗 细 分 选 、重 选 一 强 磁 一 阴 离 子 反 浮 选 工 艺 流 程 后 ，２ ０ ０５ 年 下 半 年 一 选 和 二 选 车 间 生 产 指 标 差距 增 大 原 因 进 行 分 析 ，提 出 缩 小 两 选 指 标 差 距 的措 施 。 关 键 词 ：选 矿 ；指 标 差 距 ；入 磨 粒 度 ；二 次 磨 矿 ；重 精 再 选 中 图分 类 号 ：Ｔ ２ Ｄ ９ 文 献 标 识 码 ：Ｂ 文 章 编 号 ：１ ７ —８ ５ （０ ６ ４ ０ １ ２ ６ １ ５ ０ ２０ ）０ —０ ４ —０
维普资讯
第 ４卷 第 ４期 ２０ ０ ６年 ８月
矿 业 工 程
Ｍ ｉ ｉ ｇ ｎｅ ｒ ｎ ｎ ｎｇ Ｅｎ ｉ ｅ ｉ ｇ ４１
对 齐 大 山选 矿厂 两选 指 标 差 距 的探 讨
何 晓 明 宋 乃斌 徐 俊 峰 张 强
选 车 间 现 二 次磨 矿 能 力 不 如 二 选 。二 选 车 间 自 ２ ０ ０５
二 选 低 ５ ３ 。两 选 一 次 溢 流 中 一 １ ｍ粒 级 含 量 的 差 距 影 ． ０“
年 ６月 以来 ，将 原 有 代 一 次 磨 矿 的 ２ ～４ 球 磨 机 恢 复 为二 次球 磨 ，一 、 二 次 磨 矿 容 积 比 １ ６ １ ． ： ，一 选 车 间 ２ 。 尽 ：１ 管 一 选 车 间 强 化 一 次 磨 矿 ，溢 流 一 ７ Ｉ粒 度 达 ６ （ ４“Ｔ Ｉ Ｏ 二 选 达 ５ ） ５ ；但 其 精 矿 一 ７ ｍ粒 度 只 达 到 ７ ～８ （ ４“ ５ Ｏ 二
齐大山反浮选尾矿理化性质及再选工艺研究
齐大山反浮选尾矿理化性质及再选工艺研究崔宝玉;侯端旭;刘文刚;魏德洲【摘要】应用X射线衍射、化学多元素、粒度和金属分布、光学显微镜等研究分析方法,对齐大山反浮选尾矿的化学元素组成、粒度分布特征及单体解离度特征等理化性质进行了系统研究,并对该尾矿进行了再选研究.结果表明:尾矿中铁矿物以赤铁矿为主,主要富集于细粒级中,主要脉石矿物为石英.再选试验采用脱泥-筛分-重选-磁选-反浮选联合工艺对尾矿进行回收,反浮选尾矿经过脱泥-筛分后再进行螺旋溜槽重选可获得铁品位为65.48％、铁回收率为16.88％的重选精矿,铁品位为30.45％、铁回收率为54.51％的磁选精矿给入反浮选作业;选用NaOH为调整剂、淀粉为抑制剂、CaO为活化剂和LKY为捕收剂,经过一次粗选、两次精选,可获得铁品位65.36％,铁回收率为31.04％的反浮选精矿.最终实现了齐大山反浮选尾矿中铁矿物的有效回收.【期刊名称】《中国矿业》【年(卷),期】2018(027)010【总页数】6页(P137-142)【关键词】反浮选尾矿;理化性质;再选;联合工艺【作者】崔宝玉;侯端旭;刘文刚;魏德洲【作者单位】东北大学资源与土木工程学院 ,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院 ,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院 ,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院 ,辽宁沈阳110819【正文语种】中文【中图分类】TD951随着铁矿资源的开发利用，铁尾矿的堆存量急剧增加。
据统计我国铁尾矿堆存量已超过75亿t，并且以5亿t/a的速度增长[1-2]。
大量尾矿堆存不仅占用了土地，造成资源浪费，也给人类生活环境带来了潜在危害。
铁尾矿资源的综合利用越来越受到人们重视，如利用细粒铁尾矿烧制传统建筑材料[2-3]及新型凝胶材料[4]，利用铁尾矿作为土壤改良剂或充填材料[5-6]等。
铁尾矿中有价组分的二次回收是尾矿再利用的前提[1,7-12]，当前研究大多集中于中粗粒级，而对微细粒铁尾矿中铁矿物的回收研究较少。
某作业区尾矿品位高的问题分析及优化措施
某作业区尾矿品位高的问题分析及优化措施杨晓峰;孟娜;陈景明【摘要】After upgrading and reform of a certain hematite operation zone,there is a problem that the tailings grade is relatively high. The results of the inspection on flow sheet in this area show that:the magnetic iron content is relatively low in the original concentrate;the large quantity of middling is the main reason why the tailing grade is high for hematite separation process. Our suggestion is to increase the productive rate of rough clean spiral,clean spiral,and undersize to sort out iron ore that has been monomer separated to reduce middling quantity. Meanwhile it will improve the effect of secondary grinding classification operation to reduce tailing grade.%某赤铁矿作业区增产改造后存在尾矿品位偏高，对该区流程考查结果表明：原矿中的磁性铁含量偏低、中矿量大的问题是该作业区赤铁矿石选别工艺中尾矿品位高的主要原因，建议在生产操作中增大粗螺精矿、精螺精矿和筛下的产率，使已单体解离的铁矿物及时分选出去，以减少中矿量，同时改善二次磨矿分级作业的效果，降低尾矿品位。
齐大山铁矿选矿厂(二)
世上无难事，只要肯攀登齐大山铁矿选矿厂（二）1）破碎筛分：该厂投产初期是一段粗碎，产品粒度为500~0mm。
粗碎产品给干式自磨机（现已停用）。
在一期工程改造和二期建设中新增了中碎及筛分系统，为了适应¢2200 中碎机经矿粒度小于350mm 的要求，将原1500/300 旋回破碎机改为1350/180 非标准型旋回破碎机。
原安装的¢2200 单缸液压中破碎机系试制产品，因液压系统漏油严重、小伞齿轮常打牙等设备事故多，于1975~1977 年间陆续换成定型产品¢2200 单缸液压中碎机。
原安装的7 台1.5×4m 双层共振筛，因为板簧经常断裂、板簧衔接螺栓经常失效，筛网易堵塞等原因，更换为SZZ21.5×4m 吊式自定中心振动筛，以后又将吊式改为座式。
1984 年对破碎系统除尘设施进行了改造，取得较好成绩，1986 年6~8 月厂房内空气粉尘含量合格率达到85%。
现破碎系统具备了年处理原矿800 万吨的生产能力。
破碎筛上产品可以满足竖炉焙烧的要求，即大于75mm粒级和小于20mm 粒级的含量均在10%以内。
破碎筛分及焙烧工艺流程见下图：2）一选工艺流程：一选是1970 年7 月建成投产的，最初的选别流程是弱磁-强磁开路流程，经过两年生产实践表明，该流程选不出最终合格精矿，回收率也很低，而且当时强磁不过关，介质堵塞严重，生产不能正常进行，为此，于1972 年8 月停产并按浮-磁流程进行技术改造。
第一次改造工程于1974 年竣工投产。
设计指标为：原矿品位26.7%，精矿品位59%，选矿比2.75，回收率80.08%。
浮-磁流程经长期生产表明达不到设计指标，其主要原因是由于采场深度的变化，在采矿供矿中透闪石型矿石数量增多，这种矿石的脉石易浮，易浮脉石进入精矿，降低了精矿品位（53~55%），回收率也受到很大影响。
某赤铁矿选厂降低尾矿铁品位试验
某赤铁矿选厂降低尾矿铁品位试验
李忠仙;牛红杰
【期刊名称】《现代矿业》
【年(卷),期】2013(000)006
【摘要】通过对某赤铁矿选厂尾矿矿石性质的分析研究,提出了进一步降低尾矿铁品位的流程方案,即2次强磁扫选尾矿分级-粗粒级进入摇床、细粒级进入离心机-离心机精矿用皮带溜槽精选流程.试验获得了精矿铁品位为34.05％、产率为35.24％、回收率为66.36％、尾矿品位为9.52％的良好指标,并结合试验结果提出了降低尾矿品位增加精矿产量的现场改造方案.
【总页数】3页(P107-108,167)
【作者】李忠仙;牛红杰
【作者单位】昆明钢铁集团有限责任公司上厂铁矿;昆明钢铁集团有限责任公司上厂铁矿
【正文语种】中文
【相关文献】
1.降低尾矿铁品位的试验研究
2.某选厂尾矿回收铁的试验研究
3.降低密地选厂尾矿铁品位的探索试验研究
4.降低赤铁矿选矿尾矿铁品位的研究
5.鞍山式赤铁矿石反浮选尾矿铁品位偏高机制
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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