某低品位微细粒嵌布赤铁矿选矿试验研究

　　（1.河北联合大学矿业工程学院，河北唐山市063009；2.河北省矿业开发与安全技术，试验结果见表9.表8捕收剂用量条件试验结果捕收剂用产品名称产率品位TFe回收率粗选精矿粗选尾矿合计粗选精矿粗选尾矿合计粗选精矿粗选尾矿合计粗选精矿粗选尾矿合计强磁精矿反浮选闭路工艺流程注：流程中药剂用量按浮选给矿计。

　　表9强磁精矿反浮选闭路试验结果产品名称产率/%品位/%回收率/%作业对原矿作业对原矿精选精矿扫选尾矿合计试验结果表明，当第二段磨矿细度为一0.占95.00%时，一段强磁精矿通过二段强磁一反浮选可获得对原矿产率9.08%、品位65. 77%的铁精矿，浮选尾矿可作为*终尾矿抛弃。

　　二段强磁一反浮选所得这部分合格精矿与弱磁选作业得到的铁精矿共同作为该矿石选别后的*终精矿。由前述结果可知，*终综合精矿品位丁Fe65.90%，产率为21.96%，回收率为60.04%.生产实际中因有中矿返回，将增加回收率。

　　3结论该试验矿石为鞍山式贫赤铁矿，全铁品位和磁性铁含量低、矿物嵌布粒度粗细不均匀，属难选矿石。矿石中金属矿物主要为赤褐铁矿及磁铁矿，（下转第87页）4金和铁的回收上述制酸得到的焙烧渣Au品位为9.llg/t，Fe品位为62. 12%，该焙烧渣可以作为铁精矿销售，对其中的金还可以进行氰化浸出回收。金的原赋存状态很有可能是以次显微或者超显微包体形式存在于黄铁矿中，现在焙烧制酸后，破坏了黄铁矿的结构，打开了其对金的包裹，有利于金的浸出回收。

　　采用氰化浸出，由于焙烧渣易于浸出，浸出试验中，固定条件为pH=11、液固比为3、浸出时间24h.试验考察了氰化钠的用量为25kg/t范围内的金浸出率，结果如所示。由可以看出，在固定条件下，金浸出率随着氰化钠用量的增加而提高，当用量达到3kg/t时，浸出率增加不是很明显，因此氰化钠用量以3kg/t为宜。

　　氰化钠用量/（kg/t）氰化钠用量对金浸出率影响浸出时间24h的条件下，进行焙烧渣浸出，金的浸出率为96.86%.*后得到的浸渣为含铁62.27%的铁精矿，其产率为22.39%，铁回收率为69.12%. 5结语针对某氰化尾渣进行综合回收试验，先采用浮选进行预先富集，得到产率34.01%的浮选精矿，其硫品位为51. 03%，硫回收率为77.7%，含金6.12g/t，金回收率为59.1%.然后将浮选产品焙烧制酸进行硫的回收，硫总体回收率为76.61%.再将烧渣进行金的浸出，金的浸出率为96.86%，金总体回收率为57.24%，得到的浸渣为含铁62.27%的铁精矿，铁总体回收率为69.12%.采用浮选一焙烧一浸出联合工艺，能有效地综合回收利用该氰化尾渣中的有价元素。