用重選—磁選—反浮選法回收鞍山某尾礦中的鐵

馬崇振

長沙礦冶研究院有限責任公司，湖南 長沙 410012

近兩年，我國鐵精礦年產量均超過1億t，鐵礦石資源對外依存度高達80%以上，既表明我國對鐵礦石的市場需求巨大，以滿足國民經濟建設的高速發展，又說明我國鐵礦資源的緊缺，嚴重依賴于國外鐵礦資源。據中國鋼鐵新聞網報道，近兩年，進口鐵礦石價格不斷突破歷史新高，一方面蠶食我國鋼鐵行業供給側結構性改革成果；另一方面由于地緣政治的原因，鐵礦石也成為威脅我國戰略資源安全的痛點，易受制于人。為此，加強國內鐵礦石資源保障迫在眉睫。2021年兩會期間，多位鋼鐵行業政協委員提出加大國內鐵礦石資源開發力度的建議，加快科研攻關，提升國內鐵礦的競爭力。其中，如何高效再回收鐵尾礦中的鐵是保障我國對鐵原料供應的途徑之一。

隨著國民經濟的快速發展，鐵礦資源得到了報復性開發，開發利用過程中產生的尾礦量指數級倍增。據有關部門統計，我國鐵尾礦量已近80億t，并且以5億t/a的速度增長[1-3]。礦產開發中產生的尾礦既是礦山的固體廢棄物，也是一種寶貴的資源[4]。以我國最重要的鐵礦類型和開采較為廣泛的鞍山式鐵礦石為例，鞍山式鐵礦的分選主要采用階段磨礦階段分選、磁(重)選—浮選聯合工藝，在得到鐵精礦的同時，產生了大量的鐵尾礦，尾礦中的鐵品位一般在15%左右，但尾礦中鐵的損失率存在很大差異，最低為19%，最高高達40%，因此如何有效地回收尾礦中的鐵礦資源成為選礦工作者研究的熱點[5-10]。

李亦然等[11]針對云南某鐵礦中鐵的回收采用選擇性分散絮凝—磁選工藝，獲得的精礦指標為鐵品位59.63%、回收率為50.41%；王威等人[12]針對某尾礦中鐵礦物主要是褐鐵礦開展了還原焙燒試驗，經磁化焙燒后一段磁選就可得到鐵品位88.90%和回收率為93.14%的鐵精礦；袁致濤等[13]分析本鋼集團馬耳嶺選礦廠尾礦，發現尾礦中的鐵礦物為磁鐵礦、赤褐鐵礦和硅酸鐵，含量分別為1.10%、1.30%和5.37%，經強磁預富集拋尾—細磨—三次弱磁選后，可獲得精礦鐵品位為51.39%，磁性鐵回收率81.89%的良好指標。因此針對不同鐵尾礦開展鐵的賦存狀態研究，制定出合理的回收工藝，決定了尾礦中鐵再回收的潛力及經濟價值，對保障國內鐵的需求有重要意義。

本文以某鞍山式鐵尾礦為研究對象，利用一系列檢測手段探明其礦石性質，制訂選礦工藝流程并進行試驗研究，為合理回收該尾礦中的鐵元素提供依據和參考。

1 給礦性質

1.1 給礦多元素分析及X射線衍射分析

鞍山某鐵尾礦(以下簡稱給礦)多元素分析、XRD分析和掃描電鏡分析結果分別見表1、圖1和圖2。

表1 給礦多元素分析結果 /%

圖1 給礦XRD圖譜

圖2 給礦鏡下觀察結果

從給礦的化學多元素分析和XRD圖譜可以看出，試驗礦樣中的鐵礦物主要為赤鐵礦(如圖2右)和磁鐵礦(如圖2左)，脈石礦物以石英為主，S和P等有害雜質含量較少。

通過掃描電鏡鏡下觀察發現，給礦粒度較細，-0.10 mm粒級占91.2%，石英粒度明顯比其他礦物偏大；鐵礦物解離度接近90%，因此暫時不考慮增加磨礦作業。另外還有少許貧連生體顆粒和包裹體存在。

2 試驗方法

采用重選—磁選—反浮選聯合流程處理選礦廠鐵尾礦，即先用重選獲得部分合格鐵精礦，并拋出合格尾礦；對重選中礦進行磁選，以預選拋除尾礦；最后對磁選精礦進行反浮選，以達到提鐵降硅效果[14]。各個階段具體流程如下：

重選工序使用φ1200螺旋溜槽[15]，所得精礦為最終精礦，所得中礦進入磁選進行選別，所得尾礦直接拋出。

磁選工序均采用弱磁選—強磁選聯合流程，弱磁選采用濕式筒式弱磁選機，強磁選采用立環脈動高梯度磁選機，磁選工序所得混合磁選精礦作為浮選作業的給礦，所得尾礦并入綜合尾礦中[16]。

浮選工序采用的是陰離子反浮選流程，使用的設備是實驗室型單槽浮選機，礦漿溫度為常溫。

3 試驗結果及討論

3.1 重選試驗

重選試驗采用一次粗選一次精選(螺旋溜槽)流程，試驗流程和試驗結果分別見圖3與表2[15]。

表2 重選試驗結果 /%

圖3 重選試驗流程

從試驗結果可以看出，給礦經過重選，可得到產率為5.60%、鐵品位為63.73%、鐵回收率為18.31%的重選精礦，同時還可預先拋除鐵品位10.50%、產率為14.50%的尾礦，重選中礦進入磁選工序提純。

3.2 磁選試驗

采用磁選對重選中礦進行預先提純。根據前期探索試驗，初步確定采用弱磁選—強磁選聯合流程，礦漿固體質量濃度30%。弱磁選磁場磁感應強度為119.37 kA/m，強磁選磁場磁感應強度為477.48 kA/m，試驗流程和試驗結果分別見圖4與表3。

圖4 磁選試驗流程

表3 磁選試驗結果 /%

由表3可知，經過兩段磁選可得到產率為40.90%、鐵品位為31.04%、鐵回收率為70.36%的磁精礦，同時甩出鐵品位9.05%、產率為59.10%的尾礦，綜上可知，磁選流程提鐵降雜效果顯著。

磁選精礦篩析結果見表4。

表4 磁選精礦篩析結果

由表4結果可以看出，精礦中-0.038 mm粒級占74.73%，此部分鐵分布率高達85.37%。對這部分鐵金屬的回收將是后續作業的重點。由于粒度較細，磁選容易夾雜，難以將品位提高至很高的水平，因此采用浮選。

3.3 浮選試驗

將前序磁選作業獲得的精礦作為浮選給礦[16]，入選鐵品位為31.04%。此時脈石礦物主要是石英，而反浮選是有效的方法。因此采用反浮選工藝提高精礦鐵品位。

3.3.1 浮選探索試驗

鐵礦陰離子反浮選的藥劑制度如圖5所示，其中NaOH為pH值調整劑，pH值控制在11.5左右，鐵礦物的抑制劑為淀粉(DF)，用量為1 100 g/t，石英等硅酸鹽礦物的活化劑為CaO，用量為500 g/t；捕收劑級采用RA系列，是以脂肪酸及石油化工副產品等為原料制得，用這種改性陰離子捕收劑捕收被CaO活化的石英等硅酸鹽脈石礦物，其用量為700 g/t。

首先開展探索試驗，流程見圖5，試驗結果如表5。

圖5 浮選探索試驗流程

表5 浮選探索試驗結果 /%

由表5可知，經過一次粗選二次精選浮選作業，可得產率為30.05%、鐵品位為63.07%、鐵回收率為61.05%的浮選精礦；浮選尾礦鐵品位只有14.60%，暫時不考慮增加掃選。從精礦指標初步判斷，通過后續進一步優化，可以獲得Fe品位63%的鐵精礦。

3.3.2 粗選條件試驗

為了獲得更優的工藝參數，在探索試驗的基礎上，我們又開展了浮選粗選條件優化試驗。粗選流程如圖6所示。

圖6 粗選條件試驗流程

(1)NaOH用量試驗

首先固定DF用量為1 100 g/t、CaO用量為500 g/t、RA用量為700 g/t等條件不變，對NaOH用量進行優化試驗[1,10,16,17]。試驗結果如圖7所示。

圖7 NaOH用量試驗結果

從圖7可以看出，當NaOH用量為1 000 g/t時，所得精礦的鐵回收率稍低，但鐵品位卻最高(57.33%)，尾礦鐵品位較低。不難看出，NaOH用量1 000 g/t較為合適，對礦漿pH進行檢測，此時pH為10.9。

(2) DF用量試驗

DF用量試驗，固定NaOH用量為1 000 g/t、CaO用量為500 g/t、RA用量為700 g/t[18]，所得指標如圖8所示。

圖8 DF用量試驗結果

從圖8可以發現，隨著DF用量的增加，精礦的鐵回收率上升，精礦的鐵品位呈下降趨勢。當DF用量為1 100 g/t時，所得精礦的鐵品位較高，鐵回收率為71.47%，綜合考慮精礦鐵品位和回收率，DF用量1 100 g/t較為適宜。

(3) CaO用量試驗

CaO用量試驗是在NaOH用量為1 000 g/t、DF用量為1 100 g/t、RA用量為700 g/t條件下進行的[19]。試驗結果見圖9。

圖9 CaO用量試驗結果

從圖9中可以看出，氧化鈣用量對精礦產率和鐵品位均有影響。當氧化鈣用量為600 g/t時，精礦的鐵品位為56.56%，鐵回收率最高(73.08%)，而尾礦的鐵品位只有14.24%，所以氧化鈣的適宜用量為600 g/t。

(4) 捕收劑RA用量的試驗

固定NaOH用量為1 000 g/t、DF用量為1 100 g/t、CaO用量為600 g/t，開展浮選捕收劑RA的適宜用量試驗[17]。試驗結果如圖10所示。

圖10 RA用量試驗結果

從圖10可以看出，當RA用量逐漸增加時，鐵回收率先增加，當RA用量為700 g/t時，鐵回收率為最高，精礦鐵品位為56.56%。綜合考慮精礦鐵品位和回收率，初步確定浮選粗選捕收劑RA的用量為700 g/t。

3.3.3 精選捕收劑用量試驗

固定NaOH用量為1 000 g/t、DF用量為1 100 g/t、CaO用量為600 g/t、RA用量為700 g/t的條件，進行粗選，然后對粗選精礦進行精選的捕收劑試驗，結果如圖11所示。

圖11 精選捕收劑RA用量試驗結果

從圖11可以看出，當精選捕收劑RA的用量為400 g/t時，所得精礦鐵品位較高(63.82%)，此時鐵回收率為60.87%。當精選捕收劑RA用量超過400 g/t以后，隨著精選捕收劑用量的增加，精礦鐵回收率開始明顯下降，繼續增加藥劑用量，既增加藥劑成本，也造成精礦鐵回收率降低[1]。由此可見，反浮選精選捕收劑RA用量400 g/t為宜。

3.3.4 浮選開路試驗

在前期探索試驗和條件試驗的基礎上，開路試驗采用一次粗選二次精選流程，浮選開路試驗所用流程(藥劑制度)及試驗結果分別見圖12和表6[14]。

圖12 開路試驗流程

表6 開路試驗指標 /%

從表6可以看出，開路浮選流程可以獲得產率為29.70%、鐵品位為63.80%、鐵回收率為61.05%的鐵精礦。由此可見，采用一次粗選二次精選反浮選選鐵流程，可以獲得較滿意的指標。

3.3.5 浮選閉路試驗

在上述條件試驗和開路試驗基礎上，為了進一步驗證開路試驗的指標準確性和可重復性，本文又進行了浮選全流程閉路試驗，采用一次粗選二次精選反浮選、中礦順序返回的閉路流程，如圖13所示，浮選全流程閉路的試驗結果見表7。

圖13 浮選閉路試驗流程

表7 浮選閉路試驗技術指標 /%

由表7可知，浮選閉路試驗結果較為滿意，獲得了鐵品位為63.40%、對給礦鐵回收率為33.76%的合格精礦。

3.4 推薦的工藝流程

針對鞍山某鐵尾礦中鐵的回收問題，結合鐵尾礦的工藝礦物學性質，本文確定了重磁浮聯合工藝即螺旋溜槽重選、強磁預富集和陰離子反浮選，實現對鐵尾礦中鐵的有效回收，各個階段試驗結果見表8所示，并最終制訂出了該鐵尾礦回收鐵的適宜工藝流程。結果顯示，采用螺旋溜槽—磁選—反浮選聯合工藝可以獲得產率15.99%、鐵含量為63.50%、回收率為52.07%的鐵精礦，基本達到了對該鐵尾礦中鐵元素有效回收的目的。

表8 重選—磁選—反浮選的選別指標 /%

根據實驗室選鐵試驗流程及相關試驗結果，推薦的該鞍山式鐵尾礦綜合回收工藝流程如圖14所示[1]。

圖14 推薦的工藝流程

4 結論

(1)給礦多元素分析、X射線衍射分析和掃描電鏡分析結果表明，礦樣中的鐵礦物主要是磁鐵礦和赤(褐)鐵礦，脈石礦物主要為石英，S和P等有害雜質含量較少。

(2)該鞍山式鐵尾礦經重選—磁選聯合工藝分選，可以得到產率為5.60%、鐵品位為63.73%、鐵回收率為18.31%的重選精礦；同時獲得鐵品位為31.04%的磁選粗精礦，基本可以滿足反浮選給礦的要求。

(3)在浮選給礦鐵品位為31.04%的情況下，采用現場生產使用的浮選藥劑制度，經過一次粗選二次精選反浮選流程，獲得了作業產率為31.8%、鐵品位為63.40%、鐵作業回收率為64.95%的合格浮選鐵精礦，指標較為滿意。

(4)本研究確定的螺旋溜槽—磁選—陰離子反浮選聯合工藝流程，當給礦鐵品位為19.51%時，可得到產率為15.99%、鐵品位為63.5%、鐵回收率為52.07%的鐵精礦。本研究成果為合理回收該尾礦中的有價元素的提供了試驗依據，也為鞍本地區類似鐵礦石選礦廠尾礦的綜合利用提供了參考。