引言

我国铁矿石资源严重紧缺，对外依存度不断提高，2011年高达70%左右。另一方面铁尾矿资源却十分丰富，据《中国矿产资源节约与资源综合利用报告(2015)》显示^[1-3]，截止2015年我国的尾矿产量已经超过146亿t，其中铁矿尾砂就已超过75亿t，且每年以大于5亿t速度增长。据统计^[4-7]，我国铁尾矿平均品位达12%以上，部分矿山由于过去"粗放式开采、选富弃贫"，使得尾矿中铁品位高达30%左右。仅以全铁的平均品位来计算，我国铁尾矿中相当于存有铁金属9亿t以上，潜在价值巨大。因此，在铁矿石资源日益紧缺、对外依存度越来越高的情况下，铁尾矿再选回收铁就显得非常重要。

从上世纪90年代开始，就有学者展开了铁尾矿再选的研究工作，张韶敏^[8]采用单一磁选对尾矿中的铁进行回收，获得了铁品位为60.33%、回收率仅3.70%的精矿。高志明^[9]采用磁选—粗精矿再磨再选—二次精矿再磨再选的工艺流程获得了铁品位67.32%、回收率18.91%的精矿。刘文刚等^[10]采用正-反浮选进行铁尾矿再选，获得了铁品位66.17%、回收率27.64%的精矿。张红英等^[11]采用细磨磁选—反浮选工艺进行回收试验，最终可获得铁品位58.03%、回收率53.27%、SiO₂含量4.82%的铁精矿。袁致涛等^[12]采用强磁预富集抛尾—细磨—三次弱磁选的尾矿再选工艺，最终获得了精矿铁品位51.39%、回收率10.39%的尾矿再选指标。

在现有工艺方法中，对于铁尾矿的再选，主要采用磨矿后强磁选、重选以及它们与浮选的联合工艺。但这些工艺方法回收指标普遍不高，磨矿后会产生大量的微细粒次生矿泥以及微细粒铁矿物，微细粒铁矿物极易在磁选、重选工艺中流失，而微细粒的次生矿泥又会恶化浮选环境导致浮选指标不佳，部分工艺的回收率甚至不足10%^{[8, 12]}；并且大多数工艺流程复杂，往往是预选、磨矿、磁选、重选和浮选的多种组合，不仅投资和生产成本高，而且不利于生产操作与控制，不符合尾矿再选的生产实施要求^[9-12]。可见，为了充分合理地利用我国丰富的铁尾矿资源，研究铁尾矿再选的新工艺，寻找在技术经济上合理的选矿工艺流程，无疑具有重要意义。

鉴于此，为解决现有再选工艺方法所存在的一些问题，如回收指标低、工艺流程复杂等，针对云南上厂铁尾矿中铁难选的原因，依据铁尾矿的性质特点，本文提出一种能有效实现铁尾矿再选回收铁的新工艺，即选择性分散絮凝—磁选，该工艺包括细磨、药剂作用(分散絮凝)、高冲次高梯度磁选三个工序；并研究了关键因素的影响，分析了相关原因，以期对铁尾矿的再选利用提供重要参考。

1 试样性质

试样取自云南上厂铁矿尾矿库，其化学成分、铁物相分析结果分别见表 1和表 2。

由表 1可知，试样中铁品位较低，仅16.56%；主要脉石组分为Al₂O₃、SiO₂，含量分别达22.53%、45.80%；其它有害元素如P、S、As等，含量很低。

铁物相分析结果表明：该铁尾矿中的铁主要以赤褐铁形式存在，占总铁的82.19%；其次为难以回收利用的硅酸铁，其分布率为15.76%；其他形式的铁含量很少。

为查明试样的矿物组成，对其进行了XRD分析(见图 1)，结果表明：试样的矿物组成为白云母、高岭石、赤铁矿、石英等；目的矿物为赤铁矿；含量最高的矿物为白云母和高岭石，其次为赤铁矿和石英，另有少量方解石。

对试样的粒度组成以及铁矿物在各粒级中的分布情况进行了分析。结果表明，试样粒度很细，-0.074 mm粒级占比高达89.23%(-0.045 mm粒级占80%)，铁绝大部分分布于-0.045 mm细粒级中，分布率达88.79%。可见，预先脱泥抛尾对本尾矿再选不可行；同时，微细的-0.045 mm粒级占绝大部分，这显然对选别十分不利，将给该尾矿的再选带来很大困难。

对试样中赤铁矿的单体解离度进行了测定。结果表明，+0.074 mm粒级中赤铁矿的单体解离度只有22.37%，-0.045 mm粒级中赤铁矿的单体解离度也仅有52.32%。也就是说，尽管试样的粒度已经很细，但目的矿物的解离仍然不够充分，仍需进一步细磨以提高解离度进而提高再选指标。

2 试验研究 2.1 试验方案与方法

针对现有再选工艺的不足，依据试样的性质特点，提出了选择性分散絮凝—磁选的再选新工艺，该工艺包括细磨、药剂作用(分散絮凝)、高冲次高梯度磁选三个工序。

(1) 细磨：尽管试样粒度很细，但其中的铁矿物单体解离度仍然较低，部分赤铁矿与脉石矿物呈连生体状态，不容易回收，即使被回收亦会降低精矿品位。所以进一步细磨，以提高赤铁矿的单体解离度就显得尤为重要。

缩取代表性试样(原尾矿)500 g置入XMB型160×200棒磨机中，在矿浆浓度为50%的条件下进一步细磨至所需细度。

(2) 药剂作用(分散絮凝)：铁尾矿经细磨后易产生大量的次生矿泥和微细粒铁矿物，若直接进入下一步磁选，必然会影响最终精矿的品位和回收率。因此，磁选前有必要向矿浆中添加一定药剂，一是达到分散的目的，使微细粒铁矿物和矿泥稳定地分散在矿浆中，二是选择性絮凝，在机械搅拌作用下使目的矿物形成稳定絮团。

将细磨矿浆调至浓度为20%，加入药剂，使用IKA RW20数显型搅拌器在600~800 r/min的转速下搅拌作用15 min，制得分散絮凝矿浆。分散絮凝后进行磁选，根据磁选指标考察选择性分散絮凝的效果。

(3) 高冲次高梯度磁选：在高冲次条件下能增大作用在非磁性矿物上的竞争力，减少非磁性矿粒的机械夹杂和因表面力作用而黏附在磁性矿表面的概率，有利于提高精矿品位。因此，确定为高冲次高梯度磁选。

将分散絮凝后的矿浆，给入SLon-100周期式脉动高梯度磁选机中，在高冲次(不低于280次/min)条件下进行高梯度磁选，获得最终精矿和尾矿，精矿进行烘干、称重、化验分析，计算选别指标。

高梯度磁选段数由铁尾矿性质、最终精矿的品位要求等决定，一般两段开路磁选即可满足要求，此时可将Ⅰ段、Ⅱ段高梯度磁选精矿合并作为总精矿，Ⅰ段、Ⅱ段高梯度磁选磁场强度分别为0.7、0.8 T，具体见图 2。以图 2所示的原则流程进行条件试验研究，考察磨矿细度、药剂种类和用量、脉动冲次的影响，并分析相关原因。

2.2 磨矿细度试验

铁尾矿粒度很细，但其中的铁矿物大部分仍然呈细粒、微粒包裹体嵌布在脉石中或与脉石矿物毗邻形成紧密连晶结构，单体解离较少。另外，铁尾矿中赤铁矿等铁矿物与脉石矿物互相浸染、共生关系复杂。在进入磁选前进行细磨，使铁矿物单体解离更充分，有利于下一步的磁选，提高精矿品位与回收率。为确定进一步细磨时的磨矿细度，在药剂Na₂SiO₃用量600 g/t、脉动冲次300次/min的条件下，按图 2所示流程考察了磨矿细度的影响，结果见图 3。

从图 3可以看出：当试样不磨(-0.045 mm含量占80%)直接分选时，由于部分铁矿物没有解离，精矿中存在较多的连生体，故精矿铁品位低，同时，进入尾矿的连生体中的铁矿物不能被回收，导致铁的回收率也很低；随着磨矿细度的增加，精矿铁品位和回收率均有大幅度的上升，说明要获得较好的指标，必须进一步细磨；当磨矿细度达到-0.045 mm含量占95%，可获得铁品位50%、回收率35%的精矿；此后，再提高细度，精矿品位和回收率基本不再变化。故磨矿细度以-0.045 mm含量占95%为宜。

2.3 药剂作用(分散絮凝)试验

药剂作用是新工艺的关键、核心工序。通过向细磨矿浆中添加一定药剂，以期达到选择性分散絮凝的目的，进而提高选别指标。

2.3.1 药剂种类的影响

在磨矿细度-0.045 mm占95%、脉动冲次300次/min、药剂用量600 g/t的条件下对比了碳酸钠、硅酸钠、六偏磷酸钠和药剂YL-1的作用效果，结果见图 4。

其中，药剂YL-1由昆明理工大学自主复配，主要成分为(质量比)：硅酸钠(80%~90%)、硫酸铵(8%~18%)、非离子型聚丙烯酰胺(0.5%~2%)。

由图 4可知，无药剂作用时，精矿铁品位、回收率均较低；添加硅酸钠、碳酸钠、六偏磷酸钠和YL-1后，精矿指标都有所提高，其中YL-1选别效果最好，精矿铁品位和回收率都最高。因此药剂优选为YL-1。

2.3.2 药剂用量的影响

添加药剂可以大大改善选别指标，但药剂的用量需控制得当，用量过小，作用效果差；而用量过大则导致药剂的浪费，甚至有可能使指标变差。为此，在磨矿细度-0.045 mm占95%、脉动冲次300次/min的条件下，考察了药剂YL-1用量的影响，结果见图 5。

从图 5可以看出，精矿中铁回收率随着药剂YL-1用量的增加而增加，在用量增大至800 g/t后趋于稳定，继续增加用量回收率变化不大；精矿铁品位随着药剂YL-1用量的增加，先增加后降低，并且在用量为800 g/t时达到最大值，这可解释为：加入药剂后，矿泥与含铁矿物颗粒被分散开，微细粒铁矿物在药剂作用下相互絮凝团聚，进入磁选阶段后被分选出来，精矿品位提高，当药剂用量增加到一定程度之后，继续增加用量，矿泥会在药剂的作用下覆盖于矿物颗粒表面，使精矿品位下降。因此，药剂YL-1用量选择800 g/t为宜。

2.3.3 药剂作用分析

铁尾矿经细磨后易产生大量的次生矿泥和微细粒铁矿物，若直接进入下一步强磁选，由于作用在矿物颗粒上的分选力非常低(分选力与颗粒粒度的立方成正比)，使得微细粒铁矿物极易流失，再加上矿泥的"罩盖"作用，势必会影响最终精矿的品位和回收率。新工艺中向铁尾矿细磨后的矿浆加入药剂YL-1，进行搅拌作用，然后再进行高梯度磁选，很好地解决了这一问题。

加药搅拌的作用有两种：一种是分散，利用药剂在固液界面的吸附作用，形成一层液膜，从而阻碍颗粒间的相互接触，降低界面的表面张力，减小毛细管的吸附力，还能通过库伦力及空间位阻作用防止颗粒接触及产生排斥力，抑制团聚体的形成，使微细粒铁矿物和脉石颗粒稳定地分散在矿浆中；另一种作用是选择性絮凝，铁矿物颗粒与药剂作用形成不稳定矿物颗粒，不稳定颗粒通过"桥联"作用形成絮团，在机械搅拌的作用下进一步形成稳定的絮团，从而增大目的矿物颗粒的粒度，有效提高强磁选时作用在目的矿物颗粒上的分选力，以便对铁矿物更好地回收。最终，通过药剂YL-1的多重作用，使矿泥和铁矿物颗粒稳定地分散在矿浆中，不因矿泥吸附在铁颗粒表面影响磁选过程，使选矿指标下降；在搅拌和药剂的作用下，选择性地使微细粒铁矿物絮凝聚团，在磁选流程中避免微细粒铁矿物的流失，提高精矿的回收率。

2.4 高冲次高梯度磁选试验

在高梯度磁选过程中，脉动水流可松散矿浆，使不同磁性的矿物尽快分离；此外，脉动水流还对矿物有"淘洗"作用，将夹杂在磁性矿物中的非磁性矿物"淘洗"出来排入尾矿，即可改善精矿指标，又可避免磁介质堵塞。脉动冲次过低，不能及时有效发挥分散和"淘洗"作用；反之，会使部分磁性矿物颗粒因所受脉动流体力大于磁力而进入尾矿。

在磨矿细度-0.045 mm占95%、药剂YL-1用量800 g/t的条件下，按图 2所示流程在较高的冲次范围内考察了脉动冲次的影响，结果见图 6。

由图 6可知，当脉动冲次为280次/min时，由于脉动水流的分散和"淘洗"作用不明显，部分非磁性矿物夹杂在磁性矿物中，导致精矿铁品位较低；冲次从280次/min增至320次/min，精矿铁品位明显上升，铁回收率在下降后(下降幅度很小)趋于平稳；冲次从320次/min增至340次/min，精矿铁品位和回收率基本不再变化；继续增加冲次至360次/min时，水流不平稳、液面波动大，削弱了其脉动作用，因而铁品位反而降低。因此，确定脉动冲次为320次/min。

当冲次较低时，在一定程度内增大冲次，磁性矿物的回收指标增加不明显；当冲次较高时，在一定范围内增加冲次，磁性矿物的回收指标改善显著，这是因为随着冲次的增加，作用在非磁性矿粒上的竞争力增大了，减少了非磁性矿粒的机械夹杂和因表面力作用而黏附在磁性矿表面的概率。矿粒与磁介质碰撞次数近似地与冲次呈线性增长关系，竞争力与冲次呈抛物线增长关系，增大竞争力有利于提高精矿品位，因此在高冲次条件下磁选效果更佳。

2.5 新工艺流程的推荐

根据上述条件试验所确定的最佳工艺条件为：磨矿细度-0.045 mm占95%，药剂优选为YL-1，其用量800 g/t，脉动冲次320次/min。推荐工艺流程见图 7，最佳条件下的试验结果见表 3。

由表 3可知，采用所推荐的新工艺流程，在最佳条件下，获得了较好的技术指标，精矿Ⅰ和精矿Ⅱ铁品位分别达60.89%和56.59%，精矿平均品位(总精矿品位)达59.63%，累计回收率(总精矿回收率)达50.41%，最终尾矿铁含量降至10%以下。

3 结论

(1) 云南上厂铁尾矿粒度很细，含铁较低，仅16.56%，且主要以弱磁性的赤铁矿形式存在，属微细粒低品位难选铁尾矿。

(2) 提出了选择性分散絮凝—磁选的再选新工艺，该工艺包括细磨、药剂作用(分散絮凝)、高冲次高梯度磁选三个工序，其最佳条件为：磨矿细度-0.045 mm占95%、药剂优选为YL-1、其用量800 g/t、脉动冲次320次/min。在最佳条件下，采用所推荐的新工艺流程，获得了铁品位59.63%、回收率50.41%的精矿，最终尾矿铁含量降至10%以下。

(3) 进一步细磨可使嵌布粒度细的铁矿物解离更充分，有利于后续分选；添加药剂YL-1，较好的实现了矿泥与铁矿物的分散以及微细粒铁矿物的选择性絮凝聚团，提高了精矿回收指标；在高冲次条件下增大了作用在非磁性矿物上的竞争力，减少非磁性矿粒的机械夹杂和因表面力作用而黏附在磁性矿表面的概率，有利于提高精矿品位。