用重选—磁选—反浮选法回收鞍山某尾矿中的铁

马崇振

长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 410012

近两年，我国铁精矿年产量均超过1亿t，铁矿石资源对外依存度高达80%以上，既表明我国对铁矿石的市场需求巨大，以满足国民经济建设的高速发展，又说明我国铁矿资源的紧缺，严重依赖于国外铁矿资源。据中国钢铁新闻网报道，近两年，进口铁矿石价格不断突破历史新高，一方面蚕食我国钢铁行业供给侧结构性改革成果；另一方面由于地缘政治的原因，铁矿石也成为威胁我国战略资源安全的痛点，易受制于人。为此，加强国内铁矿石资源保障迫在眉睫。2021年两会期间，多位钢铁行业政协委员提出加大国内铁矿石资源开发力度的建议，加快科研攻关，提升国内铁矿的竞争力。其中，如何高效再回收铁尾矿中的铁是保障我国对铁原料供应的途径之一。

随着国民经济的快速发展，铁矿资源得到了报复性开发，开发利用过程中产生的尾矿量指数级倍增。据有关部门统计，我国铁尾矿量已近80亿t，并且以5亿t/a的速度增长[1-3]。矿产开发中产生的尾矿既是矿山的固体废弃物，也是一种宝贵的资源[4]。以我国最重要的铁矿类型和开采较为广泛的鞍山式铁矿石为例，鞍山式铁矿的分选主要采用阶段磨矿阶段分选、磁(重)选—浮选联合工艺，在得到铁精矿的同时，产生了大量的铁尾矿，尾矿中的铁品位一般在15%左右，但尾矿中铁的损失率存在很大差异，最低为19%，最高高达40%，因此如何有效地回收尾矿中的铁矿资源成为选矿工作者研究的热点[5-10]。

李亦然等[11]针对云南某铁矿中铁的回收采用选择性分散絮凝—磁选工艺，获得的精矿指标为铁品位59.63%、回收率为50.41%；王威等人[12]针对某尾矿中铁矿物主要是褐铁矿开展了还原焙烧试验，经磁化焙烧后一段磁选就可得到铁品位88.90%和回收率为93.14%的铁精矿；袁致涛等[13]分析本钢集团马耳岭选矿厂尾矿，发现尾矿中的铁矿物为磁铁矿、赤褐铁矿和硅酸铁，含量分别为1.10%、1.30%和5.37%，经强磁预富集抛尾—细磨—三次弱磁选后，可获得精矿铁品位为51.39%，磁性铁回收率81.89%的良好指标。因此针对不同铁尾矿开展铁的赋存状态研究，制定出合理的回收工艺，决定了尾矿中铁再回收的潜力及经济价值，对保障国内铁的需求有重要意义。

本文以某鞍山式铁尾矿为研究对象，利用一系列检测手段探明其矿石性质，制订选矿工艺流程并进行试验研究，为合理回收该尾矿中的铁元素提供依据和参考。

1 给矿性质

1.1 给矿多元素分析及X射线衍射分析

鞍山某铁尾矿(以下简称给矿)多元素分析、XRD分析和扫描电镜分析结果分别见表1、图1和图2。

表1 给矿多元素分析结果 /%

图1 给矿XRD图谱

图2 给矿镜下观察结果

从给矿的化学多元素分析和XRD图谱可以看出，试验矿样中的铁矿物主要为赤铁矿(如图2右)和磁铁矿(如图2左)，脉石矿物以石英为主，S和P等有害杂质含量较少。

通过扫描电镜镜下观察发现，给矿粒度较细，-0.10 mm粒级占91.2%，石英粒度明显比其他矿物偏大；铁矿物解离度接近90%，因此暂时不考虑增加磨矿作业。另外还有少许贫连生体颗粒和包裹体存在。

2 试验方法

采用重选—磁选—反浮选联合流程处理选矿厂铁尾矿，即先用重选获得部分合格铁精矿，并抛出合格尾矿；对重选中矿进行磁选，以预选抛除尾矿；最后对磁选精矿进行反浮选，以达到提铁降硅效果[14]。各个阶段具体流程如下：

重选工序使用φ1200螺旋溜槽[15]，所得精矿为最终精矿，所得中矿进入磁选进行选别，所得尾矿直接抛出。

磁选工序均采用弱磁选—强磁选联合流程，弱磁选采用湿式筒式弱磁选机，强磁选采用立环脉动高梯度磁选机，磁选工序所得混合磁选精矿作为浮选作业的给矿，所得尾矿并入综合尾矿中[16]。

浮选工序采用的是阴离子反浮选流程，使用的设备是实验室型单槽浮选机，矿浆温度为常温。

3 试验结果及讨论

3.1 重选试验

重选试验采用一次粗选一次精选(螺旋溜槽)流程，试验流程和试验结果分别见图3与表2[15]。

表2 重选试验结果 /%

图3 重选试验流程

从试验结果可以看出，给矿经过重选，可得到产率为5.60%、铁品位为63.73%、铁回收率为18.31%的重选精矿，同时还可预先抛除铁品位10.50%、产率为14.50%的尾矿，重选中矿进入磁选工序提纯。

3.2 磁选试验

采用磁选对重选中矿进行预先提纯。根据前期探索试验，初步确定采用弱磁选—强磁选联合流程，矿浆固体质量浓度30%。弱磁选磁场磁感应强度为119.37 kA/m，强磁选磁场磁感应强度为477.48 kA/m，试验流程和试验结果分别见图4与表3。

图4 磁选试验流程

表3 磁选试验结果 /%

由表3可知，经过两段磁选可得到产率为40.90%、铁品位为31.04%、铁回收率为70.36%的磁精矿，同时甩出铁品位9.05%、产率为59.10%的尾矿，综上可知，磁选流程提铁降杂效果显著。

磁选精矿筛析结果见表4。

表4 磁选精矿筛析结果

由表4结果可以看出，精矿中-0.038 mm粒级占74.73%，此部分铁分布率高达85.37%。对这部分铁金属的回收将是后续作业的重点。由于粒度较细，磁选容易夹杂，难以将品位提高至很高的水平，因此采用浮选。

3.3 浮选试验

将前序磁选作业获得的精矿作为浮选给矿[16]，入选铁品位为31.04%。此时脉石矿物主要是石英，而反浮选是有效的方法。因此采用反浮选工艺提高精矿铁品位。

3.3.1 浮选探索试验

铁矿阴离子反浮选的药剂制度如图5所示，其中NaOH为pH值调整剂，pH值控制在11.5左右，铁矿物的抑制剂为淀粉(DF)，用量为1 100 g/t，石英等硅酸盐矿物的活化剂为CaO，用量为500 g/t；捕收剂级采用RA系列，是以脂肪酸及石油化工副产品等为原料制得，用这种改性阴离子捕收剂捕收被CaO活化的石英等硅酸盐脉石矿物，其用量为700 g/t。

首先开展探索试验，流程见图5，试验结果如表5。

图5 浮选探索试验流程

表5 浮选探索试验结果 /%

由表5可知，经过一次粗选二次精选浮选作业，可得产率为30.05%、铁品位为63.07%、铁回收率为61.05%的浮选精矿；浮选尾矿铁品位只有14.60%，暂时不考虑增加扫选。从精矿指标初步判断，通过后续进一步优化，可以获得Fe品位63%的铁精矿。

3.3.2 粗选条件试验

为了获得更优的工艺参数，在探索试验的基础上，我们又开展了浮选粗选条件优化试验。粗选流程如图6所示。

图6 粗选条件试验流程

(1)NaOH用量试验

首先固定DF用量为1 100 g/t、CaO用量为500 g/t、RA用量为700 g/t等条件不变，对NaOH用量进行优化试验[1,10,16,17]。试验结果如图7所示。

图7 NaOH用量试验结果

从图7可以看出，当NaOH用量为1 000 g/t时，所得精矿的铁回收率稍低，但铁品位却最高(57.33%)，尾矿铁品位较低。不难看出，NaOH用量1 000 g/t较为合适，对矿浆pH进行检测，此时pH为10.9。

(2) DF用量试验

DF用量试验，固定NaOH用量为1 000 g/t、CaO用量为500 g/t、RA用量为700 g/t[18]，所得指标如图8所示。

图8 DF用量试验结果

从图8可以发现，随着DF用量的增加，精矿的铁回收率上升，精矿的铁品位呈下降趋势。当DF用量为1 100 g/t时，所得精矿的铁品位较高，铁回收率为71.47%，综合考虑精矿铁品位和回收率，DF用量1 100 g/t较为适宜。

(3) CaO用量试验

CaO用量试验是在NaOH用量为1 000 g/t、DF用量为1 100 g/t、RA用量为700 g/t条件下进行的[19]。试验结果见图9。

图9 CaO用量试验结果

从图9中可以看出，氧化钙用量对精矿产率和铁品位均有影响。当氧化钙用量为600 g/t时，精矿的铁品位为56.56%，铁回收率最高(73.08%)，而尾矿的铁品位只有14.24%，所以氧化钙的适宜用量为600 g/t。

(4) 捕收剂RA用量的试验

固定NaOH用量为1 000 g/t、DF用量为1 100 g/t、CaO用量为600 g/t，开展浮选捕收剂RA的适宜用量试验[17]。试验结果如图10所示。

图10 RA用量试验结果

从图10可以看出，当RA用量逐渐增加时，铁回收率先增加，当RA用量为700 g/t时，铁回收率为最高，精矿铁品位为56.56%。综合考虑精矿铁品位和回收率，初步确定浮选粗选捕收剂RA的用量为700 g/t。

3.3.3 精选捕收剂用量试验

固定NaOH用量为1 000 g/t、DF用量为1 100 g/t、CaO用量为600 g/t、RA用量为700 g/t的条件，进行粗选，然后对粗选精矿进行精选的捕收剂试验，结果如图11所示。

图11 精选捕收剂RA用量试验结果

从图11可以看出，当精选捕收剂RA的用量为400 g/t时，所得精矿铁品位较高(63.82%)，此时铁回收率为60.87%。当精选捕收剂RA用量超过400 g/t以后，随着精选捕收剂用量的增加，精矿铁回收率开始明显下降，继续增加药剂用量，既增加药剂成本，也造成精矿铁回收率降低[1]。由此可见，反浮选精选捕收剂RA用量400 g/t为宜。

3.3.4 浮选开路试验

在前期探索试验和条件试验的基础上，开路试验采用一次粗选二次精选流程，浮选开路试验所用流程(药剂制度)及试验结果分别见图12和表6[14]。

图12 开路试验流程

表6 开路试验指标 /%

从表6可以看出，开路浮选流程可以获得产率为29.70%、铁品位为63.80%、铁回收率为61.05%的铁精矿。由此可见，采用一次粗选二次精选反浮选选铁流程，可以获得较满意的指标。

3.3.5 浮选闭路试验

在上述条件试验和开路试验基础上，为了进一步验证开路试验的指标准确性和可重复性，本文又进行了浮选全流程闭路试验，采用一次粗选二次精选反浮选、中矿顺序返回的闭路流程，如图13所示，浮选全流程闭路的试验结果见表7。

图13 浮选闭路试验流程

表7 浮选闭路试验技术指标 /%

由表7可知，浮选闭路试验结果较为满意，获得了铁品位为63.40%、对给矿铁回收率为33.76%的合格精矿。

3.4 推荐的工艺流程

针对鞍山某铁尾矿中铁的回收问题，结合铁尾矿的工艺矿物学性质，本文确定了重磁浮联合工艺即螺旋溜槽重选、强磁预富集和阴离子反浮选，实现对铁尾矿中铁的有效回收，各个阶段试验结果见表8所示，并最终制订出了该铁尾矿回收铁的适宜工艺流程。结果显示，采用螺旋溜槽—磁选—反浮选联合工艺可以获得产率15.99%、铁含量为63.50%、回收率为52.07%的铁精矿，基本达到了对该铁尾矿中铁元素有效回收的目的。

表8 重选—磁选—反浮选的选别指标 /%

根据实验室选铁试验流程及相关试验结果，推荐的该鞍山式铁尾矿综合回收工艺流程如图14所示[1]。

图14 推荐的工艺流程

4 结论

(1)给矿多元素分析、X射线衍射分析和扫描电镜分析结果表明，矿样中的铁矿物主要是磁铁矿和赤(褐)铁矿，脉石矿物主要为石英，S和P等有害杂质含量较少。

(2)该鞍山式铁尾矿经重选—磁选联合工艺分选，可以得到产率为5.60%、铁品位为63.73%、铁回收率为18.31%的重选精矿；同时获得铁品位为31.04%的磁选粗精矿，基本可以满足反浮选给矿的要求。

(3)在浮选给矿铁品位为31.04%的情况下，采用现场生产使用的浮选药剂制度，经过一次粗选二次精选反浮选流程，获得了作业产率为31.8%、铁品位为63.40%、铁作业回收率为64.95%的合格浮选铁精矿，指标较为满意。

(4)本研究确定的螺旋溜槽—磁选—阴离子反浮选联合工艺流程，当给矿铁品位为19.51%时，可得到产率为15.99%、铁品位为63.5%、铁回收率为52.07%的铁精矿。本研究成果为合理回收该尾矿中的有价元素的提供了试验依据，也为鞍本地区类似铁矿石选矿厂尾矿的综合利用提供了参考。