高含磷釩鈦磁鐵礦資源綜合利用淺析

李國洲 張宇陽 王美娜 莊 磊

(中冶北方(大連)工程技術有限公司，遼寧 大連 116000)

0 引言

國內外許多鐵礦山的鐵礦石主要種類為釩鈦磁鐵礦，而某些地區的釩鈦磁鐵礦還伴生有大量的磷灰石，即磷灰石-釩鈦磁鐵礦。該種礦山的礦石一般含鐵為15%左右，為超貧磁鐵礦，P2O5的含量一般為2%～3%以上，TiO2的含量為1%～2%之間，V2O5的含量為0.3%～0.8%。該種礦石大約三分之二的鐵以磁鐵礦、鈦磁鐵礦和鈦鐵礦的形式存在，鈦磁鐵礦一般都與鈦鐵礦伴生，兩種礦物在粗粒的時候呈連生狀態。P2O5主要以磷灰石的形式存在，少量賦存在云母中；礦石中鈦的賦存形式同樣較為分散，呈鈦鐵礦形式的TiO2一般在60%左右，其余則賦存于鈦磁鐵礦和硅酸鹽類礦物中，而賦存于鈦磁鐵礦中的TiO2一般隨同鈦磁鐵礦一起進入鐵精礦。V2O5主要賦存在磁鐵礦和鈦磁鐵礦中以結晶共生的形式存在[1]。

在歐洲地區以及其他發達國家，對鐵精粉中P2O5的含量有嚴格要求，一般不許超過0.05%，遠超過我國鐵精粉中P2O5的最低含量可在0.1%～0.4%之間的要求。從上面的敘述可以看出，該礦原礦鐵品位較低，P2O5的含量較高，磁鐵礦地質品位較低，鐵精粉中的鐵品位很難提高，國際市場上對鐵精粉中P2O5的含量要求非常嚴格，這都給這種礦石資源的利用帶來了難度[2]。

所以有必要針對該種礦石提高鐵精粉中鐵品位，有效降低鐵精粉中P2O5含量，并有效地回收TiO2、釩和P2O5，實現資源的綜合利用，在取得社會效益的同時提高礦山的經濟效益。

1 原礦多元素分析

從表1中可以看出，主要有用元素的含量為，TFe，14.70%；V2O5，0.52%；TiO2，1.30%；P2O5，2.30%，其余元素含量較低。

表1 原礦多元素分析 %

2 選礦工藝

包括破碎工藝和選礦工藝，破碎工藝主要包括傳統的粗碎-中碎-細碎三段破碎工藝、粗碎-中碎-高壓輥磨工藝、粗碎-半自磨工藝，這三種工藝對于該種礦石在技術上均可行，在此不再贅敘。本文主要介紹四種可回收元素的選別工藝，具體包括鐵釩選礦系統、磷選礦系統和鈦選礦系統。

2.1 鐵釩選礦系統

由于V2O5主要賦存在磁鐵礦和鈦磁鐵礦中以結晶共生的形式存在，鐵釩選礦系統采用先選鐵，選鐵產品進行鐵釩分離的工藝。包括第一段弱磁選、第二段球磨與旋流器閉路、第二段弱磁選、精磁選、脫硅反浮選、脫磷反浮選和后段處理。螺旋分級機溢流給入第一段弱磁選，第一段弱磁選的精礦給入第二段球磨與旋流器閉路中的旋流器，旋流器的沉砂給入第二段球磨，第二段球磨與旋流器閉路中包含第二段弱磁選；第二段球磨的排礦給入第二段弱磁選，第二段弱磁選的精礦返回旋流器，旋流器的P80為40～50μm的溢流產品給入精磁選，精磁選的精礦給入脫硅反浮選。

脫硅反浮選：包括脫硅粗浮選、脫硅精浮選和三次脫硅掃浮選；精磁選的精礦給入脫硅粗浮選，脫硅粗浮選的底流精礦給入脫硅精浮選，脫硅粗浮選的泡沫尾礦給入第一次脫硅掃浮選，第一次脫硅掃浮選的泡沫尾礦給入第二次脫硅掃浮選，第二次脫硅掃浮選的泡沫尾礦給入第三次脫硅掃浮選，第三次脫硅掃浮選的底流精礦返回第一次脫硅掃浮選，第一次脫硅掃浮選的底流精礦、第二次脫硅掃浮選的底流精礦和脫硅精浮選的泡沫尾礦返回浮選粗浮選；脫硅精浮選的精礦給入脫磷反浮選。

脫磷反浮選：包括脫磷粗浮選和兩次脫磷精浮選；脫硅精浮選的精礦給入脫磷粗浮選，脫磷粗浮選的底流精礦給入第一次脫磷精浮選，第一次脫磷精浮選的底流精礦給入第二次脫磷精浮選，第一次脫磷精浮選的泡沫尾礦和第二次脫磷精浮選的泡沫尾礦返回脫磷粗浮選；第二次脫磷精浮選的底流精礦給入后段處理。

后段處理：包括第二段細篩、過濾與烘干、豎爐焙燒、濕式球磨和濃密機處理；第二次脫磷精浮選的底流精礦給入第二段細篩，產率為0.5%～1%的40～50μm以上的篩上產品返回第二段球磨，篩下產品過濾烘干后與質量濃度為3%的Na2CO3混勻，混勻后給入豎爐焙燒，焙燒的反應式為4FeV2O4+4Na2CO3+5O2=2Fe2O3+8NaVO3+4CO2，焙燒后產品給入濕式球磨，濕式球磨磨礦后的礦漿給入濃密機浸出，濃密機的底流為鐵精礦；濃密機的溢流NaVO3的水溶液輸送給沉淀池，在沉淀池中加入氨水，生成釩酸銨沉淀得釩精礦。

工藝流程見圖1。關鍵作業選別指標見表2。

圖1 鐵釩選礦系統工藝流程圖

表2 鐵釩選礦系統關鍵作業指標 質量分數%

鐵釩選礦系統有以下優點：

1)鐵釩選礦系統采用一段棒磨與螺旋分級機閉路、第一段弱磁選、第二段球磨與旋流器閉路、第二段弱磁選、精磁選、脫硅反浮選、脫磷反浮選及后段處理，獲得了產率為10.80%、Fe品位為63.60%、P2O5的含量為0.04%、TiO2的含量為2.20%、V2O5的含量為0.24%和Fe回收率為46.70%的鐵精礦。其中鐵品位達到了63.60%，這對于鐵品位僅僅14.70%的原礦而言，獲得了非常高的精礦鐵品位。鐵精礦P2O5的含量低于國際市場上對于P2O5的含量<0.05%的要求。

2)在磨礦選別的節能措施前提下，第二段球磨與旋流器閉路中加入了第二段弱磁選甩去了26.70%產率的尾礦(第一段弱磁選精礦的產率減去第二段弱磁精選的產率)，大幅降低了第二段球磨的磨礦量和能耗，大幅降低了選礦成本。

3)第二次脫磷精浮選的精礦給入細篩后，篩上返回第二段球磨，進一步地將粗顆粒的礦物返回球磨再磨，以便其進一步解離，有利于進一步提高精礦的品質。

4)在鐵釩選礦系統中，在鐵的脫硅反浮選中，中礦返回的作業順序為，第三次脫硅掃浮選的精礦返回第一次脫硅掃浮選，第一次脫硅掃浮選的精礦、第二次脫硅掃浮選的精礦返回脫硅粗浮選，這種跨越式返回的方式，被返回的物料增加了一次掃浮選的時間，進一步優化了浮選的效果；而且這種創造性的跨越式返回的方式還能降低總的浮選掃選的作業段數，降低總浮選時間，從而降低浮選機設備的臺數，設備投資和土建投資。

5)第二次磷精浮選的精礦給入細篩的篩下產品進行焙燒-浸出-沉淀作業，通過焙燒將釩鐵尖晶石氧化為可溶的釩酸鈉，再通過浸出作業將釩酸鈉轉移到水溶液中，然后通過胺化沉淀反應得到的釩酸銨沉淀產品。其指標為按照每噸原礦計可產0.018 t釩酸銨，按照V2O5計的V2O5的回收率為29.6%。這部分額外獲得的緊俏的釩酸銨產品將大幅增加整個項目的資源利用率和經濟效益。

6)在焙燒作業中采用了碳酸鈉焙燒而沒有采用傳統的硫酸鈉焙燒，有效地避免了硫酸鈉中的硫元素對鐵精礦的污染。

2.2 磷選礦系統

磷得到一定富集的一段弱磁選尾礦、二段弱磁選尾礦、精磁選的尾礦作為原料給入磷選礦系統。選磷采用第三段磨礦-脫云母浮選-脫泥-磷浮選工藝。包括第三段球磨與細篩閉路、脫云母浮選、脫泥旋流器和磷浮選；鐵釩選礦系統中的第一段弱磁選的尾礦和第二段弱磁選的尾礦給入第三段球磨與細篩閉路中的細篩， 細篩0.2～2mm的篩上產品給入脫云母粗浮選，脫云母粗浮選為反浮選，脫云母粗浮選的底流精礦給入第三段球磨，第三段球磨磨礦后返回細篩，細篩0～0.2mm的篩下產品和精磁選的尾礦給入脫泥旋流器，脫泥旋流器的沉砂給入脫云母精浮選，脫云母精浮選的底流精礦給入磷浮選。

磷浮選：磷浮選為正浮選，包括磷粗浮選、兩次磷精浮選和磷掃浮選；脫云母精浮選的底流精礦給入磷粗浮選，磷粗浮選的泡沫精礦給入第一次磷精浮選，第一次磷精浮選的精礦給入第二次磷精浮選，磷粗浮選的尾礦給入磷掃浮選，第二次磷精浮選的底流尾礦返回第一次磷精浮選，第一次磷精浮選的底流尾礦和磷掃浮選的泡沫精礦返回磷粗浮選，第二次磷精浮選的泡沫精礦為磷精礦。

磷選礦工藝見圖2，指標見表3。

圖2 磷選礦系統工藝流程圖

表3 磷選礦系統關鍵作業指標 %

磷選礦系統具有以下優點：

1)采用第三段球磨-脫云母浮選—脫泥-磷浮選的工藝，獲得了產率為2.32%、Fe品位為2.25%、P2O5的含量為34.20%、TiO2的含量為1.15%、V2O5的含量為0.06%和P2O5回收率為36.50%的磷精礦。這對于原礦P2O5含量僅2.30%的磷灰石-釩鈦磁鐵礦而言獲得了相當高品位和回收率的P2O5精礦，提高了該種礦石的綜合收益。

2)在磷選別的時候，粗粒的磁選尾礦給入第三段球磨與細篩閉路，在第三段球磨與細篩閉路中引入了脫云母粗浮選，不僅利用了云母大多以粗粒形式存在的特性，在0.2～2 mm粒度時除去了大量的云母，保障了后續磷浮選的精礦的品質，而且浮選尾礦直接甩尾，大幅降低了第三段球磨的處理量，節省了能耗。

3)在磷選別前設置了脫泥作業，將-20 μm的礦泥脫去，不僅避免了礦泥對后續磷精礦的污染，而且降低了磷選別的處理量，降低了設備投資和能耗。

2.3 鈦選礦系統

含鈦的選鐵系統中脫硅浮選的尾礦、脫磷浮選的尾礦和選磷系統脫云母浮選的尾礦、脫泥旋流器的溢流，磷浮選的尾礦共同構成綜合尾礦為鈦選礦的給礦給入鈦選礦系統。鈦選礦系統采用了強磁+連續兩段搖床重選的工藝。上述尾礦給入強磁選，強磁選的精礦給入第一段搖床重選，第一段搖床重選的中礦給入第二段搖床重選，兩段搖床重選的精礦為鈦精礦。

鈦選礦的流程見圖3，鈦選礦的指標見表4。

圖3 鈦選礦系統工藝流程圖

表4 鈦選礦系統關鍵作業指標 %

鈦選礦系統具有以下優點：

1)鈦選礦系統采用了強磁+連續兩段搖床重選的工藝。在重選之前采用強磁甩尾，不僅脫去了鐵選礦尾礦中的部分非磁性鐵礦物，降低了搖床給礦的礦量，節省了搖床的設備投資費用和運營費用，降低了選礦成本，而且進一步的提高了重選給礦的TiO2的含量。

2)在鈦選礦系統中采用了強磁+連續兩段搖床重選的工藝，采用搖床重選選鈦，充分利用了搖床對較重較粗的鈦鐵礦的較好選擇性，除去了包括磷灰石在內的絕大多數較軟較細的脈石礦物，獲得了產率為1.89%、Fe品位為19.50%、P2O5的含量為0.50%、TiO2的含量為40.00%、V2O5的含量為0.25%、Fe回收率為2.50%、P2O5回收率為0.41%、TiO2的回收率為58.00%和V2O5的回收率為0.91%的鈦精礦。選鈦品位較高，且58.00%的鈦回收率遠高于傳統的該種礦石的選礦廠的回收率，實現了鈦資源的高效回收利用，并大大提高了整個選廠的經濟效益。

3 結論

1)針對高含磷釩鈦磁鐵礦資源綜合利用，通過鐵釩選礦系統、磷選礦系統和鈦選礦系統的綜合選礦工藝，獲得Fe品位為63.60%、P2O5的含量為0.04%、Fe回收率為46.70%的低磷高質量鐵精礦；獲得按照V2O5計的回收率為29.60%的釩精礦；獲得P2O5的含量為34.20%、P2O5回收率為36.50%的磷精礦；以及TiO2的含量為40.00%、TiO2的回收率為58.00%的鈦精礦；鐵、釩、磷、鈦資源得到了有效回收，實現了資源綜合利用。

2)第二段球磨與旋流器閉路中加入了第二段弱磁選甩去了26.70%產率的尾礦，大大地降低了第二段球磨的磨礦量；在磷選別的時候，粗粒的磁選尾礦給入第三段球磨與細篩閉路，在第三段球磨與細篩閉路中引入了脫云母粗浮選，浮選尾礦直接甩尾，大大地降低了第三段球磨的處理量；在磷選別前設置了脫泥作業，將-20μm的礦泥脫去，降低了磷選別的處理量。上述措施均有效地降低了能耗和投資。

3)在鐵釩選礦系統中，在鐵的脫硅反浮選中，中礦返回的作業順序為，第三次脫硅掃浮選的精礦返回第一次脫硅掃浮選，第一次脫硅掃浮選的精礦、第二次脫硅掃浮選的精礦返回脫硅粗浮選，這種跨越式返回的方式，被返回的物料增加了一次掃浮選的時間，進一步優化了浮選的效果；而且這種創造性的跨越式返回的方式還能降低總的浮選掃選的作業段數，降低總浮選時間，從而降低浮選機設備的臺數，設備投資和土建投資。