矿业研究与开发

TFe	S	P	CaO	MgO	SiO₂	Al₂O₃	MnO
23.78	0.044	0.064	1.77	1.15	51.59	0.46	0.12
K₂O	Na₂O	TiO₂	ZnO	Cr₂O₃	NiO	V₂O₅	烧损
0.058	0.20	0.015	0.009	—	0.001	0.006	0.83

TFe	S	P	CaO	MgO	SiO₂	Al₂O₃	MnO
23.78	0.044	0.064	1.77	1.15	51.59	0.46	0.12
K₂O	Na₂O	TiO₂	ZnO	Cr₂O₃	NiO	V₂O₅	烧损
0.058	0.20	0.015	0.009	—	0.001	0.006	0.83

铁物相	含量/％	分布率/％
磁铁矿	11.95	50.25
赤、褐铁矿	4.87	20.48
黄铁矿	0.10	0.42
碳酸铁	1.90	7.99
硅酸铁	4.96	20.86
全铁	23.78	100.00

铁物相	含量/％	分布率/％
磁铁矿	11.95	50.25
赤、褐铁矿	4.87	20.48
黄铁矿	0.10	0.42
碳酸铁	1.90	7.99
硅酸铁	4.96	20.86
全铁	23.78	100.00

粒级/mm	产率/％	全铁品位/％	铁分布率/％
+0.154	7.31	100.00	17.53	23.78	5.39
－0.154~+0.10	19.15	92.69	18.77	24.33	15.11
－0.10~+0.074	15.08	73.54	20.88	25.75	13.24
－0.074~+0.043	26.87	58.46	23.85	27.01	26.94
－0.043~+0.038	5.54	31.59	24.71	29.61	5.76
－0.038~+0.030	7.08	26.05	28.54	30.64	8.49
－0.030	18.97	18.97	31.43	31.43	25.07
合计	100.00		23.78		100.00

粒级/mm	产率/％	全铁品位/％	铁分布率/％
+0.154	7.31	100.00	17.53	23.78	5.39
－0.154~+0.10	19.15	92.69	18.77	24.33	15.11
－0.10~+0.074	15.08	73.54	20.88	25.75	13.24
－0.074~+0.043	26.87	58.46	23.85	27.01	26.94
－0.043~+0.038	5.54	31.59	24.71	29.61	5.76
－0.038~+0.030	7.08	26.05	28.54	30.64	8.49
－0.030	18.97	18.97	31.43	31.43	25.07
合计	100.00		23.78		100.00

筛孔尺寸/mm	产品名称	产率/％	全铁品位/％	铁回收率/％
0.15	精矿	8.72（对原矿7.12％）	52.02	19.08
尾矿	91.28	21.08	80.92
	给矿	100.00	23.78	100.00

筛孔尺寸/mm	产品名称	产率/％	全铁品位/％	铁回收率/％
0.15	精矿	8.72（对原矿7.12％）	52.02	19.08
尾矿	91.28	21.08	80.92
	给矿	100.00	23.78	100.00

产品名称	产率/％	全铁品位/％	铁回收率/％
精选精矿	8.63	52.08	18.90
精选尾矿	37.63	25.28	40.00
粗选精矿	46.26	30.28	58.90
粗选尾矿	53.74	18.19	41.10
给矿	100.00	23.78	100.00

产品名称	产率/％	全铁品位/％	铁回收率/％
精选精矿	8.63	52.08	18.90
精选尾矿	37.63	25.28	40.00
粗选精矿	46.26	30.28	58.90
粗选尾矿	53.74	18.19	41.10
给矿	100.00	23.78	100.00

产品名称	产率/％	品位/％	回收率/％
精矿	71.98	20.69	12.67	77.31	97.13
尾矿	28.02	15.60	0.98	22.69	2.87
给矿	100.00	19.26	9.39	100.00	100.00

产品名称	产率/％	品位/％	回收率/％
精矿	71.98	20.69	12.67	77.31	97.13
尾矿	28.02	15.60	0.98	22.69	2.87
给矿	100.00	19.26	9.39	100.00	100.00

产品名称	产率/％	铁品位/％	铁回收率/％
精矿	56.03	29.63	72.88
尾矿	43.97	14.05	27.12
给矿	100.00	22.78	100.00

产品名称	产率/％	铁品位/％	铁回收率/％
精矿	56.03	29.63	72.88
尾矿	43.97	14.05	27.12
给矿	100.00	22.78	100.00

产品名称	产率/％	铁品位/％	铁回收率/％
精矿	15.33	48.83	25.38
精选尾矿	68.86	26.28	61.35
粗选精矿	84.19	30.39	86.73
粗选尾矿	15.81	24.76	13.27
给矿	100.00	29.50	100.00

产品名称	产率/％	铁品位/％	铁回收率/％
精矿	15.33	48.83	25.38
精选尾矿	68.86	26.28	61.35
粗选精矿	84.19	30.39	86.73
粗选尾矿	15.81	24.76	13.27
给矿	100.00	29.50	100.00

药剂种类及用量	产品名称	产率/％	铁品位/％	铁回收率/％
粗选：NaOH 1 500 g/t，DF 1 000 g/t，CaO 300 g/t，MD 500 g/t；精选Ⅰ：MD 150 g/t；pH：10.1	浮选精矿	26.24	46.36	41.47
浮选尾矿	73.76	23.28	58.53
给矿	100.00	29.34	100.00
粗选：NaOH 1 500 g/t，DF 1 000 g/t，十二胺600 g/t；精选Ⅰ：十二胺200 g/t，pH：10.1	浮选精矿	26.98	47.31	43.21
浮选尾矿	73.02	22.97	56.79
给矿	100.00	29.54	100.00
粗选：430-1^# 1 050 g/t；H₂SO₄ 1 000 g/t；pH：6.4	浮选精矿	26.45	50.35	44.91
浮选尾矿	73.55	22.21	55.09
给矿	100.00	29.65	100.00

药剂种类及用量	产品名称	产率/％	铁品位/％	铁回收率/％
粗选：NaOH 1 500 g/t，DF 1 000 g/t，CaO 300 g/t，MD 500 g/t；精选Ⅰ：MD 150 g/t；pH：10.1	浮选精矿	26.24	46.36	41.47
浮选尾矿	73.76	23.28	58.53
给矿	100.00	29.34	100.00
粗选：NaOH 1 500 g/t，DF 1 000 g/t，十二胺600 g/t；精选Ⅰ：十二胺200 g/t，pH：10.1	浮选精矿	26.98	47.31	43.21
浮选尾矿	73.02	22.97	56.79
给矿	100.00	29.54	100.00
粗选：430-1^# 1 050 g/t；H₂SO₄ 1 000 g/t；pH：6.4	浮选精矿	26.45	50.35	44.91
浮选尾矿	73.55	22.21	55.09
给矿	100.00	29.65	100.00

鲁中地区某铁尾矿综合利用研究

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高春庆 ¹^,² , 赛明雨 ² , 杨慧芬 ¹

矿业研究与开发 | 选矿与资源综合利用 2025,45(12): 283-293

收起

矿业研究与开发 |选矿与资源综合利用 2025 , 45 (12) : 283 -293

鲁中地区某铁尾矿综合利用研究

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高春庆¹^,², 赛明雨², 杨慧芬¹

作者信息

^1.北京科技大学，北京　100083

^2.中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司，安徽马鞍山市　243000

作者简介:

高春庆（1982—），男，山东潍坊人，正高级工程师，主要从事矿物加工工艺优化、新材料研发等方面的工作。E-mail：gcq1234567@163.com

Study on Comprehensive Utilization of Iron Tailings in Central Shandong Region

Chunqing GAO¹^,², Mingyu SAI², Huifen YANG¹

Affiliations

^1.University of Science and Technology Beijing, Beijing 100083, China

^2.Sinosteel Maanshan General Institute of Mining Research Co., Ltd., Maanshan, Anhui 243000, China

出版时间: 2025-12-25

文章导航

摘要

收起

针对大量铁尾矿存在有用矿物含量少、磁性弱、结晶粒度细、复杂难选而不能得以充分有效利用的问题，对山东鲁中地区某选厂中的低品位矿石尾矿开展了综合利用研究。首先对原矿矿石性质进行了分析检测并筛析化验，得出原矿中主要的含铁矿物为磁铁矿。根据该矿石的性质特点，对原矿分别展开了3种工艺流程方案试验，分别为：筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精工艺方案（方案Ⅰ）、筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－浮选得精工艺方案（方案Ⅱ）及筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精－重尾浮选得精工艺方案（方案Ⅲ）。最终结果表明，方案Ⅱ的分选效果最佳，可获得精矿产率为20.46％、铁品位为50.93％、铁回收率为44.10％的选别指标；这些矿石中有用铁矿物嵌布粒度细且与磁性相对较强的硅酸铁矿物紧密共生，欲获取较高品位的铁精矿，重选或浮选比磁选显示出明显的分选优势，所以可以根据实际情况选择方案Ⅱ或方案Ⅲ。

关键词

磁铁矿 / 低品位矿石 / 重选 / 浮选 / 磁选

Abstract

收起

A large number of iron tailings can not be fully and effectively utilized due to their low content of useful minerals, weak magnetism, fine crystal particle size and complex and difficult separation. Therefore, in order to solve this problem, a comprehensive utilization study was conducted on low-grade ore tailings from a beneficiation plant in the central Shandong region. Firstly, the properties of the original ore were analyzed, tested, and screened for analysis, and it was found that the main iron containing mineral in the original ore is magnetite. Based on the properties and characteristics of the ore, three process schemes were tested on the raw ore, namely screening－gravity concentration－medium magnetic separation－grinding－medium magnetic separation－gravity concentration process scheme (Scheme Ⅰ), screening－gravity concentration－medium magnetic separation－grinding－medium magnetic separation－flotation concentration process scheme (Scheme Ⅱ) and screening－gravity concentration－medium magnetic separation－grinding－medium magnetic separation－gravity concentration－gravity concentration－gravity tailings flotation concentration process scheme (Scheme Ⅲ). The final results show that Scheme Ⅱ has the best sorting effect, achieving a concentrate with yield of 20.46％, iron grade of 50.93％, and iron recovery rate of 44.10％. Among these ores, there are iron minerals embedded with fine particle size and closely coexisting with silicate iron minerals with relatively strong magnetism. To obtain higher grade iron concentrates, gravity separation or flotation shows obvious sorting advantages compared to magnetic separation. Therefore, Scheme Ⅱ or Scheme Ⅲ can be selected according to the actual situation.

Key words

Magnetite / Low grade ore / Gravity concentration / Flotation / Magnetic separation

引用本文

高春庆, 赛明雨, 杨慧芬. 鲁中地区某铁尾矿综合利用研究. 矿业研究与开发, 2025 , 45 (12) : 283 -293 .

Chunqing GAO, Mingyu SAI, Huifen YANG. Study on Comprehensive Utilization of Iron Tailings in Central Shandong Region[J]. Mining Research and Development, 2025 , 45 (12) : 283 -293 .

正文

收起

0　引言

收起

铁矿石作为工业发展的主要原料之一，不仅是一种储量较多且分布广泛的矿产资源，更是一种直接影响经济发展的战略资源。中国铁矿石资源具有贫、细、杂且嵌布粒度不均匀的特点，铁矿石平均品位仅32％~34％，其中铁品位在50％以下的铁矿占总量的95％^[1-2]。由于中国铁矿资源呈现贫铁矿多、富铁矿少的特点，过去粗放开采、选富弃贫的方式，大量中低品位矿石（部分铁品位可达30％以上）未被利用，造成了极大的资源浪费^[3]。作为世界上最大的钢铁生产国，中国对铁矿资源的需求量极大，铁尾矿持续堆积所带来的问题日益严重^[4-7]。堆积的铁尾矿不仅占用大量土地资源^[8-9]，甚至还对生态环境造成严重污染，铁尾矿的大量堆积，已成为中国乃至全世界亟待解决的问题^[10-12]。“十三五”期间，为加快推动绿色低碳发展，中国颁布了相关法律法规，鼓励钢铁行业节能减排，提高对铁尾矿的综合利用率^[13]。

尾矿综合利用的主要途径包括有益组分再选、农用材料制备、建筑材料加工、采空区充填、土地复垦或造田、海底处置等^[14-21]。国内外诸多研究机构和矿山企业已经开展了尾矿综合利用的相关研究工作，并取得了一系列重要进展^[22-29]。其中，铁尾矿中铁矿物的高效再选可在一定程度上缓解尾矿的堆积问题^[30-32]。

本文研究矿石取自山东鲁中地区某铁矿厂，对其矿物组成及矿石性质进行充分研究，并以其矿石性质为基础进行磁选、重选、浮选，最终获得铁精矿及尾矿，其中尾矿铁品位较高，可以作为水泥铁质校正剂使用，最终实现无尾排放。研究通过比较不同选别方法对最终选别效果的影响，可为铁尾矿高效再选工艺进展提供新的思路。

1　矿石性质及矿物组成

收起

1.1　化学多元素分析

试验所用原矿矿样进行化学多元素分析，分析结果见表1。

1.2　铁物相分析

将试样进行铁物相分析，其结果见表2。分析结果表明，原矿主要铁矿物为磁铁矿，分布率为50.25％，其次为硅酸铁、赤褐铁矿和碳酸铁。

1.3　矿样粒度组成分析

对原矿进行粒度筛析，其分析结果见表3。分析结果表明，粗粒级（+0.10 mm或+0.15 mm）的铁品位普遍较低，如要在不磨矿的条件下提前获得部分合格精矿，则有必要经过筛分隔粗进行筛选。

1.4　原矿矿物组成

经研究，该矿石原矿物质组成如下。

（1）金属矿物：磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿。

（2）脉石矿物：石英、斜长石、普通角闪石、阳起石、黑云母、金云母、绿泥石、绿帘石、碳酸盐、黏土。

主要矿物嵌布特征见图1。铁尾矿具有颗粒较细的特点，易形成扬尘等环境问题，影响空气质量。若空气中颗粒物的浓度较大，将导致能见度降低，增加雾霾发生概率^[33]，对生态环境产生恶劣影响。此外，由于铁尾矿品位较低且选别困难，大量尾矿堆存在尾矿库或尾矿坝中，占用了大量土地资源。尾矿库的建设投资及定期修缮管理占用社会资源且消耗人力资源。同时，尾矿长期堆存在尾矿库与尾矿坝，易造成溃坝等灾害，存在安全隐患，对周边居民的生命与财产安全造成威胁^[34]。因此，本研究最终产生的尾矿可以作为水泥铁质校正剂使用，实现无尾排放。

2　试验结果与讨论

收起

根据该矿石的性质特点，本次试验对原矿分别进行筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精工艺方案（方案Ⅰ）、筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－浮选得精工艺方案（方案Ⅱ）及筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精－重尾浮选得精工艺方案（方案Ⅲ）三个方案试验研究。

2.1　试验设备

试验所用主要设备为：LK-MVS型振动筛、Ф400 mm×300 mm圆筒中磁选机、Ф400 mm×300 mm圆筒弱磁选机、XMQ型Ф350 mm×160 mm锥型球磨机、XMQ-67型Ф240 mm×90 mm锥型球磨机、Ф700型螺旋溜槽、XCY-73型1 100 mm×500 mm摇床、SLON离心选矿机等。

2.2　筛分–选别试验

以0.15 mm筛孔尺寸筛下产品为对象，进行重选（螺旋溜槽）试验，试验矿浆质量浓度为20％，试验流程为一次粗选、一次精选，中矿合并至尾矿，试验结果见表4。

2.3　筛下产品重选（螺旋溜槽）试验

筛下产品进行重选（螺旋溜槽）验证试验，试验矿浆质量浓度为20％，试验流程为一次粗选、一次精选，试验结果见表5。

由表5试验结果可知：筛下产品通过螺旋溜槽一粗一精可以获得产率8.63％（对原矿7.14％），铁品位52.08％的精矿。

2.4　筛上产品及筛下螺旋溜槽粗选尾矿磁选抛尾试验

将筛上产品及筛下螺旋溜槽粗选尾矿合并进行中磁抛尾验证试验，试验条件：磁场强度为318.47 kA/m，上升水量15 mL/s，试验结果见表6。

将筛上产品与螺旋粗选尾矿中磁抛尾后所得的精矿与螺旋精选所得中矿混合配样可以得到产率75.56％，铁品位22.78％的混合中矿。

将上述数据计算得出筛分–筛下重选得精–筛上及螺粗尾中磁抛尾数质量流程（如图2所示）。

3　不同试验方案讨论及分析

收起

3.1　筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精工艺（方案Ⅰ）

3.1.1　中矿再磨度弱磁选得精试验

将图2混合中矿磨至不同粒度，进行弱磁选试验，弱磁选试验流程为一次粗选、一次精选，试验条件为粗选磁场强度159.24 kA/m；精选磁场强度95.54 kA/m；中矿并入尾矿，试验结果见图3。

图3试验结果得知，当磨矿细度达到－0.074 mm占99％（－0.043 mm占82％）时弱磁精矿铁品位只能达到44.79％，由此可见，该矿石再磨后采用弱磁选得精效果并不好。

3.1.2　中矿再磨中磁抛尾试验

将磨矿细度为－0.074 mm占90％的混合中矿进行中磁抛尾验证试验，试验磁场强度为318.47 kA/m，上升水量为15 mL/s。试验结果见表7。

从表7可知，中矿再磨后经中磁抛尾可以获得产率56.03％（对原矿样42.34％），铁品位29.63％的中磁精矿。

3.1.3　中磁精矿螺旋得精试验

将表7所得中磁精矿进行螺旋得精试验，试验流程为一粗一精，给矿浓度为20％，试验结果见表8。

表8表明，中磁精矿经螺旋溜槽一粗一精后可以获得产率15.33％，铁品位48.83％的重选精矿。

3.1.4　方案Ⅰ数质量流程

结合上述试验结果，计算得出筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精工艺（方案Ⅰ）数质量流程，见图4。

3.2　筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－浮选得精工艺（方案Ⅱ）

3.2.1　浮选药剂种类试验

以方案Ⅰ（表7）中磁抛尾所得精矿进行捕收剂药剂种类试验。试验流程为一次粗选、一次精选，中矿并入尾矿，浮选粗选浓度为25％，浮选时间为粗选2.5 min，一次精选2 min，试验条件及试验结果见表9。

由表9可知，采用捕收剂430-1^#酸性正浮选分选效果最好，可以获得精矿产率26.45％、铁品位50.35％的铁精矿，因此选择正浮选捕收剂430-1^#作为磁选精矿浮选的捕收剂。

3.2.2　不同磨矿细度中磁精矿浮选试验

以表6试验所得中磁精矿为对象，进行不同磨矿细度浮选试验，固定试验条件为粗选（H₂SO₄ 1 000 g/t），试验流程为一次粗选、一次精选，中矿并入尾矿，浮选粗选浓度为25％，温度30 ℃，浮选时间为粗选2.5 min，精选2 min，试验结果见图5。

由图5可以看出：在浮选精矿产率相近的情况下，随着磨矿细度的增加，浮选精矿铁品位升高，铁回收率先增高，在磨矿细度为－0.074 mm占90％至95％阶段降低。综合试验结果和磨矿成本，选择磨矿粒度为－0.074 mm占90％进行下一步选矿试验。

3.2.3　捕收剂用量试验

固定浮选浓度25％、浮选温度30 ℃、硫酸用量1 000 g/t，改变捕收剂用量分别为600 g/t、800 g/t、1 000 g/t、1 200 g/t进行用量试验，试验流程为一次粗选、一次精选，试验结果见图6。

图6表明，随着捕收剂用量的增加，铁品位降低。当捕收剂用量由1 000 g/t增加到1 200 g/t时，精矿铁品位迅速下降；当捕收剂用量降低至1 000 g/t以下时，精选掉槽现象加剧而铁品位上升不明显，因此选择捕收剂用量为1 000 g/t。

3.2.4　硫酸用量试验

固定浮选浓度25％、浮选温度30 ℃、捕收剂用量1 000 g/t，改变硫酸用量分别为0 g/t、500 g/t、1 000 g/t、1 500 g/t进行用量试验，试验流程为一次粗选、一次精选，试验结果见图7。

图7试验结果表明，随着硫酸用量的增加，铁品位升高。当硫酸用量高于1 000 g/t时，铁回收率骤降，并且当硫酸用量降低至500 g/t及以下时，分选效果变差，根据试验结果选择硫酸用量1 000 g/t。

3.2.5　浮选浓度试验

固定浮选温度30 ℃、捕收剂用量1 000 g/t、硫酸用量1 000 g/t，改变浮选浓度分别为20％、25％、30％、35％进行试验，试验流程为一次粗选、一次精选，试验结果见图8。

由图8可知，随着浮选浓度的升高，精矿品位下降而回收率上升，分选效果变差，但变化不明显。

3.2.6　方案Ⅱ数质量流程

由浮选闭路试验结果和前述试验结果综合计算得出筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－浮选得精工艺（方案Ⅱ）数质量流程，见图9。

3.3　筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精－重尾浮选得精工艺（方案Ⅲ）

本试验方案在方案Ⅰ和方案Ⅱ的基础上进行，以方案Ⅰ再磨－中磁－螺旋溜槽尾矿为研究对象进行试验研究。

3.3.1　药剂用量试验

药剂用量试验在方案Ⅱ用量的基础上主要进行捕收剂用量试验，固定浮选浓度25％、浮选温度30 ℃、硫酸用量1 000 g/t，改变捕收剂用量分别为600 g/t、700 g/t、800 g/t、900 g/t进行用量试验，试验流程为一次粗选、一次精选，试验结果见图10。

捕收用量试验结果表明，随着捕收剂用量的增加，精矿产率增加，铁品位降低，当捕收剂用量由700 g/t增加到800 g/t时，精矿铁品位下降速度加快；当捕收剂用量由700 g/t降低至600 g/t时，精选掉槽现象加剧而铁品位上升不明显，根据试验结果选择捕收剂用量为700 g/t。

3.3.2　浮选闭路流程试验

闭路流程试验药剂用量及试验条件参照开路流程试验结果并进行了适当调整。由于开路试验第二次精选精矿铁品位提高幅度不大，所以在闭路试验中将第二次精选作业去掉；扫选降尾效果不明显，回收的扫选精矿品位也较低，因此在闭路试验时去掉扫选作业。闭路流程试验条件为捕收剂用量600 g/t、硫酸用量800 g/t，闭路试验结果与方案Ⅰ试验结果综合计算得出筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精－重尾浮选得精工艺（方案Ⅲ）数质量流程见图11。

3.4　小结

本研究对矿样主要展开了以下3种工艺流程方案的试验，包括筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精工艺方案（方案Ⅰ）；筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－浮选得精工艺方案（方案Ⅱ）；筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精－重尾浮选得精工艺方案（方案Ⅲ）。

从试验结果可以看出：采用方案Ⅰ进行选别可以获得精矿产率为13.63％、铁品位为50.54％（mFe为43.24％）、铁回收率为29.15％（mFe为50.34％）的选别指标；采用方案Ⅱ进行选别，可以获得精矿产率为20.46％、铁品位为50.93％（mFe为43.40％）、铁回收率为44.10％（mFe为75.90％）的选别指标；采用方案Ⅲ进行选别，可以获得精矿产率为19.75％、铁品位为50.28％（mFe为42.90％）、铁回收率为42.01％（mFe为72.39％）的选别指标。其中方案Ⅱ的选别指标最佳。

4　结论

收起

（1）本次试验给矿样为尾矿回收过程中产生的难选中矿，其解离度差，粗粒级铁品位低，因此通过细筛控制入选粒度是提前获得部分目标产品的前提条件。矿石性质研究结果表明：二浮中矿铁品位为23.78％，主要可回收铁矿物为磁铁矿与假象赤铁矿，磁性铁含量为11.70％；主要杂质为SiO₂，含量达51.59％。由于这些矿石中有用铁矿物嵌布粒度细且与磁性相对较强的硅酸铁矿物紧密共生，为获取较高品位的铁精矿，重选或浮选比磁选显示出明显的分选优势。

（2）在磨矿前都能提前获得部分合格精矿，矿石经细筛、重选可以得到产率为7.14％、铁品位为52.08％的铁精矿。原矿的螺旋溜槽尾矿和筛上产品经中磁抛尾后磁性铁损失较小为1.45％，在磨后采用中磁抛尾后磁性铁损失亦较小为1.71％。

（3）对试验矿样主要进行了筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精工艺（方案Ⅰ）、筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－浮选得精工艺（方案Ⅱ）及筛分－重选得精－中磁选－磨矿－中磁选－重选得精－重尾浮选得精工艺（方案Ⅲ）三个方案试验研究。其中方案Ⅱ的分选效果最佳，可以获得精矿产率为20.46％、铁品位为50.93％（mFe为43.40％）、铁回收率为44.10％（mFe为75.90％）的选别指标。

（4）最终结果表明，重选或浮选比磁选显示出明显的分选优势，可根据实际情况选择方案Ⅱ或方案Ⅲ。最终尾矿铁品位较高，可以作为水泥铁质校正剂使用，最终实现无尾排放。

基金

收起

国家重点研发计划项目(2022YFC2904501; 2022YFC2904502)

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收起

文献

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2025年第45卷第12期

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接收时间：2024-11-07
首发时间：2026-10-28
出版时间：2025-12-25

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收稿日期：2024-11-07

基金

国家重点研发计划项目(2022YFC2904501; 2022YFC2904502)

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^1.北京科技大学，北京　100083

^2.中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司，安徽马鞍山市　243000

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2种不同金属材料的力学参数

科 Family	属数 Number of genus	种数 Number of species	占总种数比例 Percentage of total species (%)	属 Genus	种数 Number of species	占总种数比例 Percentage of total species (%)
鹅膏菌科Amanitaceae	2	11	5.26	鹅膏菌属 Amanita	10	4.78
小菇科 Mycenaceae	2	12	5.74	丝盖伞属 Inocybe	5	2.39
多孔菌科 Polyporaceae	8	14	6.70	蜡蘑属 Laccaria	5	2.39
红菇科 Russulaceae	3	23	11.00	小皮伞属 Marasmius	6	2.87
				小菇属 Mycena	11	5.26
				光柄菇属 Pluteus	5	2.39
				红菇属 Russula	17	8.13
				栓菌属 Trametes	5	2.39

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TxT

TFe	S	P	CaO	MgO	SiO₂	Al₂O₃	MnO
23.78	0.044	0.064	1.77	1.15	51.59	0.46	0.12
K₂O	Na₂O	TiO₂	ZnO	Cr₂O₃	NiO	V₂O₅	烧损
0.058	0.20	0.015	0.009	—	0.001	0.006	0.83

TFe

CaO

MgO

SiO₂

Al₂O₃

MnO

23.78

0.044

0.064

1.77

1.15

51.59

0.46

0.12

K₂O

Na₂O

TiO₂

ZnO

Cr₂O₃

NiO

V₂O₅

烧损

0.058

0.20

0.015

0.009

—

0.001

0.006

0.83

铁物相	含量/％	分布率/％
磁铁矿	11.95	50.25
赤、褐铁矿	4.87	20.48
黄铁矿	0.10	0.42
碳酸铁	1.90	7.99
硅酸铁	4.96	20.86
全铁	23.78	100.00

铁物相

含量/％

分布率/％

磁铁矿

11.95

50.25

赤、褐铁矿

4.87

20.48

黄铁矿

0.10

0.42

碳酸铁

1.90

7.99

硅酸铁

4.96

20.86

全铁

23.78

100.00

粒级/mm	产率/％	全铁品位/％	铁分布率/％
+0.154	7.31	100.00	17.53	23.78	5.39
－0.154~+0.10	19.15	92.69	18.77	24.33	15.11
－0.10~+0.074	15.08	73.54	20.88	25.75	13.24
－0.074~+0.043	26.87	58.46	23.85	27.01	26.94
－0.043~+0.038	5.54	31.59	24.71	29.61	5.76
－0.038~+0.030	7.08	26.05	28.54	30.64	8.49
－0.030	18.97	18.97	31.43	31.43	25.07
合计	100.00		23.78		100.00

粒级/mm

产率/％

全铁品位/％

铁分布率/％

个别

累积

个别

累积

+0.154

7.31

100.00

17.53

23.78

5.39

－0.154~+0.10

19.15

92.69

18.77

24.33

15.11

－0.10~+0.074

15.08

73.54

20.88

25.75

13.24

－0.074~+0.043

26.87

58.46

23.85

27.01

26.94

－0.043~+0.038

5.54

31.59

24.71

29.61

5.76

－0.038~+0.030

7.08

26.05

28.54

30.64

8.49

－0.030

18.97

31.43

25.07

合计

100.00

23.78

100.00

筛孔尺寸/mm	产品名称	产率/％	全铁品位/％	铁回收率/％
0.15	精矿	8.72（对原矿7.12％）	52.02	19.08
尾矿	91.28	21.08	80.92
	给矿	100.00	23.78	100.00

筛孔尺寸/mm

产品名称

产率/％

全铁品位/％

铁回收率/％

0.15

精矿

8.72（对原矿7.12％）

52.02

19.08

尾矿

91.28

21.08

80.92

给矿

100.00

23.78

100.00

产品名称	产率/％	全铁品位/％	铁回收率/％
精选精矿	8.63	52.08	18.90
精选尾矿	37.63	25.28	40.00
粗选精矿	46.26	30.28	58.90
粗选尾矿	53.74	18.19	41.10
给矿	100.00	23.78	100.00

产品名称

产率/％

全铁品位/％

铁回收率/％

精选精矿

8.63

52.08

18.90

精选尾矿

37.63

25.28

40.00

粗选精矿

46.26

30.28

58.90

粗选尾矿

53.74

18.19

41.10

给矿

100.00

23.78

100.00

产品名称	产率/％	品位/％	回收率/％
精矿	71.98	20.69	12.67	77.31	97.13
尾矿	28.02	15.60	0.98	22.69	2.87
给矿	100.00	19.26	9.39	100.00	100.00

产品名称

产率/％

品位/％

回收率/％

TFe

mFe

TFe

mFe

精矿

71.98

20.69

12.67

77.31

97.13

尾矿

28.02

15.60

0.98

22.69

2.87

给矿

100.00

19.26

9.39

100.00

产品名称	产率/％	铁品位/％	铁回收率/％
精矿	56.03	29.63	72.88
尾矿	43.97	14.05	27.12
给矿	100.00	22.78	100.00

产品名称

产率/％

铁品位/％

铁回收率/％

精矿

56.03

29.63

72.88

尾矿

43.97

14.05

27.12

给矿

100.00

22.78

100.00

产品名称	产率/％	铁品位/％	铁回收率/％
精矿	15.33	48.83	25.38
精选尾矿	68.86	26.28	61.35
粗选精矿	84.19	30.39	86.73
粗选尾矿	15.81	24.76	13.27
给矿	100.00	29.50	100.00

产品名称

产率/％

铁品位/％

铁回收率/％

精矿

15.33

48.83

25.38

精选尾矿

68.86

26.28

61.35

粗选精矿

84.19

30.39

86.73

粗选尾矿

15.81

24.76

13.27

给矿

100.00

29.50

100.00

药剂种类及用量	产品名称	产率/％	铁品位/％	铁回收率/％
粗选：NaOH 1 500 g/t，DF 1 000 g/t，CaO 300 g/t，MD 500 g/t；精选Ⅰ：MD 150 g/t；pH：10.1	浮选精矿	26.24	46.36	41.47
浮选尾矿	73.76	23.28	58.53
给矿	100.00	29.34	100.00
粗选：NaOH 1 500 g/t，DF 1 000 g/t，十二胺600 g/t；精选Ⅰ：十二胺200 g/t，pH：10.1	浮选精矿	26.98	47.31	43.21
浮选尾矿	73.02	22.97	56.79
给矿	100.00	29.54	100.00
粗选：430-1^# 1 050 g/t；H₂SO₄ 1 000 g/t；pH：6.4	浮选精矿	26.45	50.35	44.91
浮选尾矿	73.55	22.21	55.09
给矿	100.00	29.65	100.00

药剂种类及用量

产品名称

产率/％

铁品位/％

铁回收率/％

粗选：NaOH 1 500 g/t，DF 1 000 g/t，CaO 300 g/t，MD 500 g/t；精选Ⅰ：MD 150 g/t；pH：10.1

浮选精矿

26.24

46.36

41.47

浮选尾矿

73.76

23.28

58.53

给矿

100.00

29.34

100.00

粗选：NaOH 1 500 g/t，DF 1 000 g/t，十二胺600 g/t；精选Ⅰ：十二胺200 g/t，pH：10.1

浮选精矿

26.98

47.31

43.21

浮选尾矿

73.02

22.97

56.79

给矿

100.00

29.54

100.00

粗选：430-1^# 1 050 g/t；H₂SO₄ 1 000 g/t；pH：6.4

浮选精矿

26.45

50.35

44.91

浮选尾矿

73.55

22.21

55.09

给矿

100.00

29.65

100.00