目前，我国矿产资源形势严峻，45种主要矿产资源人均占有量不足世界人均水平的一半。为了实现我国经济、社会的可持续发展，解决经济增长与矿产资源相对紧缺之间的矛盾，除加强矿产资源勘查、评价、规划、管理、保护和外购外，还应大力开展共伴生矿产资源的综合利用，落实科学发展观，最大限度提高矿产资源的综合利用率。
某铁矿低品位含磷磁铁矿属低品位磁铁矿－磷灰石型矿石，主要有用矿物为磁铁矿、磷灰石，具有一定的典型性。由于含磷低，选矿比大，加之受工艺、技术的限制，当地已建成并投人生产的绝大多数选矿厂只用磁选工艺回收其中的磁铁矿，而将含磷等有用矿物的磁选尾矿丢弃。因此对此类矿石进行选矿试验研究，解决工艺技术难题，实现铁、磷同时回收，最大限度回收有价元素，具有良好的经济效益、生态效益和社会效益。一方面可减小尾矿排放量，改善尾矿对环境的影响，贯彻可持续发展的生产战略；另一方面可降低选矿综合成本、增加收入、提高企业效益和市场竞争力。
一、矿石工艺矿物学研究
（一）矿样的化学成分
为了解原矿中各种元素的含量及铁的赋存形式，对原矿样进行了化学多元素分析、铁物相分析，结果列于表1、表2。
表1 原矿化学多元素分析(质量分数)/%
表2 铁物相分析
从表l、表2数据可以看出：矿样中铁品位较低，只有15.30%，属于低品位铁矿石。矿石中可供选矿回收的主要组份是铁，可综合利用组份为P2O5。碱度系数(MgO＋CaO)/(SiO2＋A12O3)为0.39，属酸性矿石。需要选矿排除的造渣组份均以SiO，为主。矿样中比例最高的均为磁性矿，其次赤(褐)铁矿、硅酸铁，采用弱磁选工艺回收铁，铁的最大理论回收率分别为53.67%。
（二）矿样的矿物组成及主要矿物嵌布特征
该矿矿石类型主要有片麻状磷灰石矿石和细粒钛磁铁磷灰石，非金属矿物主要有磷灰石，角闪石、斜长石、黑云母、石英、辉石等，金属矿物有磁铁矿、钛铁矿、磁黄铁矿、赤铁矿、黄铁矿。
磷灰石粒度较均匀，一般在0.4～0.8mm，最大0.72mm，含量6%～10%，磷灰石在矿石中沿定向排列，分布均匀，与角闪石，斜长石、黑云母、磁铁矿、钛铁矿紧密相嵌，有的小晶体被角闪石、斜长石、磁铁矿、钛铁矿所包裹。
磁铁矿呈它形粒状，粒径0.074～2.22mm，含量为7.0%，分布不均匀，有的与钛铁矿组成条带状，有的呈零星分布矿石之中，与钛铁矿、角闪石、磷灰石相嵌，钛铁矿呈不规则粒状，粒径0.074～3.774mm，含量为7%，分布不均匀，有的与磁铁矿组成条带状，有的呈零星分布矿石之中，与磁铁矿紧密相嵌在一起，矿石属易磨易选矿石。
片麻状磷灰石矿石：花岗变晶结构，片麻状构造。矿物成分有角闪石、黑云母总量的30%～40%，斜长石、石英总量35%～45%，钛铁矿、磁铁矿总量15%(其中钛铁矿含量大于磁铁矿)，磷灰石含10%左右。
钛磁铁磷灰矿石：花岗变晶结构，片麻状构造。矿物成分主要有钛铁矿、磁铁矿总量40%～50%，辉石20%，角闪石、黑云母总量20%，磷灰石含10%以上。磷灰石：白色柱状晶体，棱角不同程度被熔蚀。其长轴与片麻理方向基本一致，与角闪石、黑云母、斜长石、辉石、钛磁铁矿等密切共生。少数磷灰石单晶被包于角闪石、黑云母、斜长石、钛磁铁矿颗粒之中。磷灰石粒度较均匀，一般0.2～0.8mm，最细的0.08mm，最大的3mm。被其他矿物包裹的磷灰石粒度为0.1～0.2mm。据磷灰石单矿物分析，为佛磷灰石。
钛铁矿：呈不规则粒状和磁铁矿一起呈团块状或侵染状产出。钛铁矿晶体中均包有细小的赤铁矿不混连晶，赤铁矿在其颗粒内呈定向平行排列。在个别的钛磁铁矿中包有细小的黄铜矿颗粒。钛铁矿单晶粒度为0～0.8m，细小的0.1mm，集合体达4mm以上。
磁铁矿：呈不规则粒状和钛铁矿一起呈侵染状分布，有些磁铁矿边缘被赤铁矿交代。其粒度一般0.3～0.8mm，细小的0.07mm，集合体达3mm以上。
黄铁矿：呈不规则粒状嵌布于矿物颗粒间，个别呈不规则细小粒状包于钛铁矿中，数量少于l%，粒度0.02～0.07mm。样品肉眼下观察矿样为黄褐色。
二、试验设备及流程
（一）试验主要设备
试验主要设备有：PE－60×100颚式破碎机，Ф200×75双辊破碎机，套筛及振筛机，XMQ－240×90mln锥形球磨机，容积6.25L，CTB－Ф300×400永磁筒式磁选机，XCGS－型Ф50磁选管，XFDl－63型0.75L单槽浮选机。
（二）工艺流程选定原则
根据该矿石工艺矿物学研究结果，结合国内同类型矿石生产实践经验，选铁采用磁选方法，选磷采用浮选方法，并对该矿样进行丽种工艺流程试验，一是先磁选后浮选，浮选给矿为磁选的尾矿；二是先浮选后磁选，浮选尾矿作为磁选给矿。两种流程的选铁作业、选磷作业都采用相同的结构，即选铁采用两段磨矿.阶段选别.细筛自循环工艺流程(图1)，浮选采用一粗一扫二精工艺流程(图2)。
图l 选铁流程
图2 选磷流程
三、先磁后浮选矿试验研究
为确定各段磨选作业合适的粒度、磁场强度等工艺参数，进行了一次磨矿粒度、一次磁场强度、最终精矿粒度、精选磁选场强4个条件试验。
浮选试验是以磁选尾矿作为浮选给矿，进行浮选浓度、粒度、粗选捕收剂用量、粗选抑制剂用量、一次精选抑制剂用量等5个条件试验，在条件试验基础上进行闭路流程试验。
（一）磁选条件试验
1、一次磁选粒度条件试验现场一次球磨机排矿为入选原矿，固定磁场强度为200kA/m，变化粒度进行试验。其结果见表3。
表3 一次磁选粒度条件试验结果
表3结果指出，随着磨矿粒度变细，精矿产率逐渐降低，铁精矿品位逐渐升高，尾矿品位在－0.074mm占25%时最低，回收率最高；在－0.074mm占40%时尾品最高，回收率最低。3种磨矿粒度均存在98%以上的磷进入尾矿中，考虑现有选矿厂生产实践及磁铁矿物嵌布特点，选定－0.074mm粒级含量占25%为第一段磨矿粒度。
2、一次磁选场强条件试验固定粒度－0.074mm粒级含量占25%，变化磁场强度进行试验。其结果见表4。
表4 一次磁选场强条件试验结果
表4结果指出，回收率接近时，磁场强度为200kA/m时的品位较高，因此第一段磁选的磁场强度以200kA/m为宜。
3、最终精矿粒度条件试验根据一次磁选条件试验结果，以一次磁选精矿为给矿，固定精选磁场强度为128kA/m，变化磨矿粒度进行试验，试验结果见表5。
表5 最终精矿粒度条件试验结果
表5结果指出，随着磨矿粒度变细，精矿品位由65.14%提高到69.05%，作业回收率由93.52%下降到91.33%，考虑提高生产效率和铁精矿粉市场销售行情，磨矿粒度选定－0.074mm粒级含量为53%为宜。
4、精选磁场强度条件试验固定粒度－0.074mm粒级含量占53%，变化磁场强度进行试验。其结果见表6。
表6 精选磁场强度条件试验结果
从表6可以看出，在尾矿品位较低的情况下，场强128kA/m时，精矿品位较高且精矿品位完全满足市场需求，精选磁场强度128kA/m为宜。
（二）浮选条件试验
1、浮选磷粒度条件
试验给矿为一次磁选各粒度条件试验尾矿，其试验流程见图2。浮选作业浓度35%，选磷作业药剂制度：粗选调整剂用量为1300g/t、抑制剂用量为530g/t、捕收剂用量为900g/t，一次精选抑制剂用量为180g/t。试验结果见表7。
表7 浮选粒度条件试验结果
从表7试验数据数据看出，当给矿粒度－0.074mm粒级占35%时，精矿品位和回收率都最高。根据试验结果和参照其它同类型矿山生产技术指标，浮选给矿粒度定为－0.074mm粒级占35%较好。
2、浮选磷浓度条件
试验给矿为磁选尾矿，粒度－0.074mm粒级占35%，P2O5品位4.18%。试验流程见图3。选磷作业药剂制度为粗选调整剂用量为1300g/t、抑制剂用量为530g/t、捕收剂用量为900g/t。不同作业浓度下所得试验结果见表8。从表8试验结果看，作业浓度为35%时，磷精矿品位和回收率都较高，因此粗选浓度选定35%最适宜。粗选作业保持较高矿浆浓度，有助于提高回收率、浮选机生产能力，降低药剂用量和水量消耗。
图3 浮选粒度条件试验流程
表8 浮选浓度条件试验结果
从表8试验结果看，作业浓度为35%时，磷精矿品位和回收率都较高，因此粗选浓度选定35%最适宜。粗选作业保持较高矿浆浓度，有助于提高回收率、浮选机生产能力，降低药剂用量和水量消耗。
3、捕收剂用量试验
给矿为磁选尾矿，粒度－0.074mm粒级占35%，P2O5品位4.18%。试验流程如图4所示，其它条件不变，改变粗选捕收剂用量，试验结果见表9。
图4 浮选浓度条件试验流程
表9 粗选捕收剂用量试验结果
从表9的数据表明，在较高同收率的情况下，捕收剂用量为900g/t时，精矿品位最高。粗选捕收剂用量900g/t为宜。
4、抑制剂用量试验
抑制剂主要抑制铁矿物和石英，加药点为粗选和一次精选。固定捕收剂用量900g/t和给矿粒度－0.074mm粒级占35%条件不变，分别变化粗选和一次精选的抑制剂用量，试验流程如图3所示，试验结果列于表10和表11。
表10 粗选抑制剂用量条件试验
表l1 一次精选抑制剂用量条件试验
从表10和表11数据看，在较高回收率和精矿品位的情况下，粗选抑制剂用量为530g/t时，一次精选抑制剂用量180g/t为宜。
（三）一次磨矿粒度的确定
从选铁的粒度条件试验看，一次磨矿粒度－0.074mm粒级占25%较好，从选磷的粒度条件看一次磨矿粒度－0.074mm粒级占32%较好。一次磨矿粒度－0.074mm粒级含量占25%和32%的优劣势对比见表12。
表12 一次磨矿粒度条件试验结果
综合磨矿粒度－0.074mm粒级含量占25%和32%的优劣势，结合生产实际，确定一次磨矿粒度－0.074mm粒级占32%为宜。
（四）流程试验
在磁选和浮选条件试验基础上，进行了磁一浮联合闭路流程试验，其中浮选给矿为磁选流程的尾矿，试验结果见图5。
图5 先磁后浮数质量流程
磁选主要工艺参数：一次磨矿粒度－0.074mm粒级占32%，一次磁选最佳场强200kA/m；精选最佳场强128kA/m；精矿粒度－0.074mm粒级占53%。
浮选药剂制度及试验条件：粗选调整剂1300g/t、抑制剂530vgt、粗捕收剂900g/t，一次精选抑制剂180g/t，扫选捕收剂150g/t。浮选给矿粒度－0.074mm粒级占35%，给矿浓度35%，矿浆pH＝8.5左右，温度20℃。
流程试验主要技术指标：铁精矿品位66.58%、产率l0.51%、回收率45.72%；磷精矿品位34.37%、产率9.16%、回收率82.89%。
四、先浮选后磁选试验研究
根据先磁后浮试验研究结果，磁选尾矿中的磷占原矿的90%左右(先磁后浮铁尾矿产率为89.68%)。因此，先浮后磁选磷试验参考先磁后浮的选磷条件试验，只进行浮选闭路流程试验。另外，结合国内先浮后磁生产实际经验，浮选尾矿的铁回收率在95%以上，故先浮后磁选铁试验也参考先磁后浮的选铁试验条件，只进行磁选流程试验。磁-浮联合流程试验结果见图6。
图6 先浮后磁数质量流程
先浮选后磁选试验研究：浮选药剂制度及试验条件粗选调整剂1300g/t、抑制剂530g/t、粗捕收剂900g/t，一次精选抑制剂180g/t，扫选捕收剂150g/t。浮选给矿粒度－0.074mm粒级占35%，给矿浓度35%，矿浆pH＝8.5左右，温度20℃。磁选工艺参数与先磁后浮的磁选流程相同。流程试验主要技术指标为铁精矿品位67.00%、产率11.55%、回收率50.60%；磷精矿品位33.80%、产率9.63%、回收率85.69%；综合尾矿中铁品位9.20%、磷品位0.66%。
五、推荐选矿工艺流程
（一）技术指标对比
通过对两个试验流程的指标进行统计分析，得出相对于原矿的精矿总产率和回收率，综合尾矿品位，结果列于表13中。
表13 流程试验主要技术指标对比
从表13数据看出，两个流程中除磷精矿品位是先磁后浮高于先浮后磁外，其它各项指标均是先浮后磁优于先磁后浮。
（二）推荐选矿工艺流程
通过对两个流程试验数据对比，除磷精矿品位是先磁后浮高于先浮后磁外，其它各项指标均是先浮后磁优于先磁后浮。综合考虑，推荐先浮选后磁选即先选磷后选铁联合选矿工艺流程，理由如下：
1、主产品铁精矿品位、产率、金属回收率比较，均是先浮选后磁选流程比先磁选后浮选流程高。
2、副产品磷精矿在品位相差不大的情况下，先浮选后磁选流程的回收率比先磁选后浮选流程的高。
2、从设备配置比较，由于浮选粗选工艺要求给矿浓度35%左右，先浮选后磁选流程比较容易控制即通过调节完全可以达到工艺技术要求；而先磁选后浮选流程的尾矿浓度为16.34%，浓缩到35%需增加大量脱水设备，设备投资将大幅增加，管理难度增大，生产成本中备件及能耗也将上升。
六、结语
1、某超低品位磁铁矿－磷灰石型矿石，铁品位较低，主要有用矿物为磁铁矿、磷灰石。矿中可供选矿回收的主要组份是铁，可综合利用元素为P。
2、矿石中铁矿物主要是磁铁矿，脉石矿物以辉石，斜长石、角闪石为主。
3、采用弱磁选工艺分选矿石中铁矿物时，铁的最大理论回收率分别为53.67%。
4、选矿采用浮－磁联合工艺流程，用磁选法回收铁，用浮选法回收磷。磁选采用两段磨矿－阶段选别－细筛自循环工艺流程；浮选采用一粗一扫二精工艺流程。
磁选主要工艺参数：一次磨矿粒度－0.074mm粒级占32%，一次磁选最佳场强200kA/m；二次磁选(精选)最佳场强128kA/m，精矿粒度－0.074mm粒级占53%。
浮选药剂制度及试验条件：粗选调整剂1300g/t、抑制剂530g/t、粗选捕收剂900g/t，一次精选抑制180g/t，扫选捕收剂150g/t。浮选给矿粒度－0.074mm粒级占35%，给矿浓度35%，矿浆pH＝8.5左右，温度20℃。
5、精矿指标预测。
先磁选后浮选：铁精矿品位66.58%、产率10。51%、回收率45.72%；磷精矿品位34.37%、产率9.16%、回收率82.89%；综合尾矿中铁品位10.33%、磷品位0.74%。
先浮选后磁选：铁精矿品位67.00%、产率11.55%、回收率50.60%；磷精矿品位33.80%、产率9.63%、回收率85.69%；综合尾矿中铁品位9.20%、磷品位0.66%。
6、通过对先磁选后浮选、先浮选后磁选两个流程试验数据对比，并综合考虑其它因素，推荐先浮选后磁选即先选磷后选铁联合选矿工艺流程。该工艺方法可操作性强，经济实用，既充分回收铁、磷等有价元素，又减少尾矿排放量、节约土地，具有显著的经济、生态效益和社会效益，可作为同类矿石选矿的参考。
QQ交流群
