高含磷钒钛磁铁矿资源综合利用浅析

李国洲 张宇阳 王美娜 庄 磊

(中冶北方(大连)工程技术有限公司，辽宁 大连 116000)

0 引言

国内外许多铁矿山的铁矿石主要种类为钒钛磁铁矿，而某些地区的钒钛磁铁矿还伴生有大量的磷灰石，即磷灰石-钒钛磁铁矿。该种矿山的矿石一般含铁为15%左右，为超贫磁铁矿，P2O5的含量一般为2%～3%以上，TiO2的含量为1%～2%之间，V2O5的含量为0.3%～0.8%。该种矿石大约三分之二的铁以磁铁矿、钛磁铁矿和钛铁矿的形式存在，钛磁铁矿一般都与钛铁矿伴生，两种矿物在粗粒的时候呈连生状态。P2O5主要以磷灰石的形式存在，少量赋存在云母中；矿石中钛的赋存形式同样较为分散，呈钛铁矿形式的TiO2一般在60%左右，其余则赋存于钛磁铁矿和硅酸盐类矿物中，而赋存于钛磁铁矿中的TiO2一般随同钛磁铁矿一起进入铁精矿。V2O5主要赋存在磁铁矿和钛磁铁矿中以结晶共生的形式存在[1]。

在欧洲地区以及其他发达国家，对铁精粉中P2O5的含量有严格要求，一般不许超过0.05%，远超过我国铁精粉中P2O5的最低含量可在0.1%～0.4%之间的要求。从上面的叙述可以看出，该矿原矿铁品位较低，P2O5的含量较高，磁铁矿地质品位较低，铁精粉中的铁品位很难提高，国际市场上对铁精粉中P2O5的含量要求非常严格，这都给这种矿石资源的利用带来了难度[2]。

所以有必要针对该种矿石提高铁精粉中铁品位，有效降低铁精粉中P2O5含量，并有效地回收TiO2、钒和P2O5，实现资源的综合利用，在取得社会效益的同时提高矿山的经济效益。

1 原矿多元素分析

从表1中可以看出，主要有用元素的含量为，TFe，14.70%；V2O5，0.52%；TiO2，1.30%；P2O5，2.30%，其余元素含量较低。

表1 原矿多元素分析 %

2 选矿工艺

包括破碎工艺和选矿工艺，破碎工艺主要包括传统的粗碎-中碎-细碎三段破碎工艺、粗碎-中碎-高压辊磨工艺、粗碎-半自磨工艺，这三种工艺对于该种矿石在技术上均可行，在此不再赘叙。本文主要介绍四种可回收元素的选别工艺，具体包括铁钒选矿系统、磷选矿系统和钛选矿系统。

2.1 铁钒选矿系统

由于V2O5主要赋存在磁铁矿和钛磁铁矿中以结晶共生的形式存在，铁钒选矿系统采用先选铁，选铁产品进行铁钒分离的工艺。包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选、精磁选、脱硅反浮选、脱磷反浮选和后段处理。螺旋分级机溢流给入第一段弱磁选，第一段弱磁选的精矿给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器，旋流器的沉砂给入第二段球磨，第二段球磨与旋流器闭路中包含第二段弱磁选；第二段球磨的排矿给入第二段弱磁选，第二段弱磁选的精矿返回旋流器，旋流器的P80为40～50μm的溢流产品给入精磁选，精磁选的精矿给入脱硅反浮选。

脱硅反浮选：包括脱硅粗浮选、脱硅精浮选和三次脱硅扫浮选；精磁选的精矿给入脱硅粗浮选，脱硅粗浮选的底流精矿给入脱硅精浮选，脱硅粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选，第三次脱硅扫浮选的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的底流精矿、第二次脱硅扫浮选的底流精矿和脱硅精浮选的泡沫尾矿返回浮选粗浮选；脱硅精浮选的精矿给入脱磷反浮选。

脱磷反浮选：包括脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选；脱硅精浮选的精矿给入脱磷粗浮选，脱磷粗浮选的底流精矿给入第一次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的底流精矿给入第二次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的泡沫尾矿和第二次脱磷精浮选的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选；第二次脱磷精浮选的底流精矿给入后段处理。

后段处理：包括第二段细筛、过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨和浓密机处理；第二次脱磷精浮选的底流精矿给入第二段细筛，产率为0.5%～1%的40～50μm以上的筛上产品返回第二段球磨，筛下产品过滤烘干后与质量浓度为3%的Na2CO3混匀，混匀后给入竖炉焙烧，焙烧的反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2=2Fe2O3+8NaVO3+4CO2，焙烧后产品给入湿式球磨，湿式球磨磨矿后的矿浆给入浓密机浸出，浓密机的底流为铁精矿；浓密机的溢流NaVO3的水溶液输送给沉淀池，在沉淀池中加入氨水，生成钒酸铵沉淀得钒精矿。

工艺流程见图1。关键作业选别指标见表2。

图1 铁钒选矿系统工艺流程图

表2 铁钒选矿系统关键作业指标 质量分数%

铁钒选矿系统有以下优点：

1)铁钒选矿系统采用一段棒磨与螺旋分级机闭路、第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选、精磁选、脱硅反浮选、脱磷反浮选及后段处理，获得了产率为10.80%、Fe品位为63.60%、P2O5的含量为0.04%、TiO2的含量为2.20%、V2O5的含量为0.24%和Fe回收率为46.70%的铁精矿。其中铁品位达到了63.60%，这对于铁品位仅仅14.70%的原矿而言，获得了非常高的精矿铁品位。铁精矿P2O5的含量低于国际市场上对于P2O5的含量<0.05%的要求。

2)在磨矿选别的节能措施前提下，第二段球磨与旋流器闭路中加入了第二段弱磁选甩去了26.70%产率的尾矿(第一段弱磁选精矿的产率减去第二段弱磁精选的产率)，大幅降低了第二段球磨的磨矿量和能耗，大幅降低了选矿成本。

3)第二次脱磷精浮选的精矿给入细筛后，筛上返回第二段球磨，进一步地将粗颗粒的矿物返回球磨再磨，以便其进一步解离，有利于进一步提高精矿的品质。

4)在铁钒选矿系统中，在铁的脱硅反浮选中，中矿返回的作业顺序为，第三次脱硅扫浮选的精矿返回第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的精矿、第二次脱硅扫浮选的精矿返回脱硅粗浮选，这种跨越式返回的方式，被返回的物料增加了一次扫浮选的时间，进一步优化了浮选的效果；而且这种创造性的跨越式返回的方式还能降低总的浮选扫选的作业段数，降低总浮选时间，从而降低浮选机设备的台数，设备投资和土建投资。

5)第二次磷精浮选的精矿给入细筛的筛下产品进行焙烧-浸出-沉淀作业，通过焙烧将钒铁尖晶石氧化为可溶的钒酸钠，再通过浸出作业将钒酸钠转移到水溶液中，然后通过胺化沉淀反应得到的钒酸铵沉淀产品。其指标为按照每吨原矿计可产0.018 t钒酸铵，按照V2O5计的V2O5的回收率为29.6%。这部分额外获得的紧俏的钒酸铵产品将大幅增加整个项目的资源利用率和经济效益。

6)在焙烧作业中采用了碳酸钠焙烧而没有采用传统的硫酸钠焙烧，有效地避免了硫酸钠中的硫元素对铁精矿的污染。

2.2 磷选矿系统

磷得到一定富集的一段弱磁选尾矿、二段弱磁选尾矿、精磁选的尾矿作为原料给入磷选矿系统。选磷采用第三段磨矿-脱云母浮选-脱泥-磷浮选工艺。包括第三段球磨与细筛闭路、脱云母浮选、脱泥旋流器和磷浮选；铁钒选矿系统中的第一段弱磁选的尾矿和第二段弱磁选的尾矿给入第三段球磨与细筛闭路中的细筛， 细筛0.2～2mm的筛上产品给入脱云母粗浮选，脱云母粗浮选为反浮选，脱云母粗浮选的底流精矿给入第三段球磨，第三段球磨磨矿后返回细筛，细筛0～0.2mm的筛下产品和精磁选的尾矿给入脱泥旋流器，脱泥旋流器的沉砂给入脱云母精浮选，脱云母精浮选的底流精矿给入磷浮选。

磷浮选：磷浮选为正浮选，包括磷粗浮选、两次磷精浮选和磷扫浮选；脱云母精浮选的底流精矿给入磷粗浮选，磷粗浮选的泡沫精矿给入第一次磷精浮选，第一次磷精浮选的精矿给入第二次磷精浮选，磷粗浮选的尾矿给入磷扫浮选，第二次磷精浮选的底流尾矿返回第一次磷精浮选，第一次磷精浮选的底流尾矿和磷扫浮选的泡沫精矿返回磷粗浮选，第二次磷精浮选的泡沫精矿为磷精矿。

磷选矿工艺见图2，指标见表3。

图2 磷选矿系统工艺流程图

表3 磷选矿系统关键作业指标 %

磷选矿系统具有以下优点：

1)采用第三段球磨-脱云母浮选—脱泥-磷浮选的工艺，获得了产率为2.32%、Fe品位为2.25%、P2O5的含量为34.20%、TiO2的含量为1.15%、V2O5的含量为0.06%和P2O5回收率为36.50%的磷精矿。这对于原矿P2O5含量仅2.30%的磷灰石-钒钛磁铁矿而言获得了相当高品位和回收率的P2O5精矿，提高了该种矿石的综合收益。

2)在磷选别的时候，粗粒的磁选尾矿给入第三段球磨与细筛闭路，在第三段球磨与细筛闭路中引入了脱云母粗浮选，不仅利用了云母大多以粗粒形式存在的特性，在0.2～2 mm粒度时除去了大量的云母，保障了后续磷浮选的精矿的品质，而且浮选尾矿直接甩尾，大幅降低了第三段球磨的处理量，节省了能耗。

3)在磷选别前设置了脱泥作业，将-20 μm的矿泥脱去，不仅避免了矿泥对后续磷精矿的污染，而且降低了磷选别的处理量，降低了设备投资和能耗。

2.3 钛选矿系统

含钛的选铁系统中脱硅浮选的尾矿、脱磷浮选的尾矿和选磷系统脱云母浮选的尾矿、脱泥旋流器的溢流，磷浮选的尾矿共同构成综合尾矿为钛选矿的给矿给入钛选矿系统。钛选矿系统采用了强磁+连续两段摇床重选的工艺。上述尾矿给入强磁选，强磁选的精矿给入第一段摇床重选，第一段摇床重选的中矿给入第二段摇床重选，两段摇床重选的精矿为钛精矿。

钛选矿的流程见图3，钛选矿的指标见表4。

图3 钛选矿系统工艺流程图

表4 钛选矿系统关键作业指标 %

钛选矿系统具有以下优点：

1)钛选矿系统采用了强磁+连续两段摇床重选的工艺。在重选之前采用强磁甩尾，不仅脱去了铁选矿尾矿中的部分非磁性铁矿物，降低了摇床给矿的矿量，节省了摇床的设备投资费用和运营费用，降低了选矿成本，而且进一步的提高了重选给矿的TiO2的含量。

2)在钛选矿系统中采用了强磁+连续两段摇床重选的工艺，采用摇床重选选钛，充分利用了摇床对较重较粗的钛铁矿的较好选择性，除去了包括磷灰石在内的绝大多数较软较细的脉石矿物，获得了产率为1.89%、Fe品位为19.50%、P2O5的含量为0.50%、TiO2的含量为40.00%、V2O5的含量为0.25%、Fe回收率为2.50%、P2O5回收率为0.41%、TiO2的回收率为58.00%和V2O5的回收率为0.91%的钛精矿。选钛品位较高，且58.00%的钛回收率远高于传统的该种矿石的选矿厂的回收率，实现了钛资源的高效回收利用，并大大提高了整个选厂的经济效益。

3 结论

1)针对高含磷钒钛磁铁矿资源综合利用，通过铁钒选矿系统、磷选矿系统和钛选矿系统的综合选矿工艺，获得Fe品位为63.60%、P2O5的含量为0.04%、Fe回收率为46.70%的低磷高质量铁精矿；获得按照V2O5计的回收率为29.60%的钒精矿；获得P2O5的含量为34.20%、P2O5回收率为36.50%的磷精矿；以及TiO2的含量为40.00%、TiO2的回收率为58.00%的钛精矿；铁、钒、磷、钛资源得到了有效回收，实现了资源综合利用。

2)第二段球磨与旋流器闭路中加入了第二段弱磁选甩去了26.70%产率的尾矿，大大地降低了第二段球磨的磨矿量；在磷选别的时候，粗粒的磁选尾矿给入第三段球磨与细筛闭路，在第三段球磨与细筛闭路中引入了脱云母粗浮选，浮选尾矿直接甩尾，大大地降低了第三段球磨的处理量；在磷选别前设置了脱泥作业，将-20μm的矿泥脱去，降低了磷选别的处理量。上述措施均有效地降低了能耗和投资。

3)在铁钒选矿系统中，在铁的脱硅反浮选中，中矿返回的作业顺序为，第三次脱硅扫浮选的精矿返回第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的精矿、第二次脱硅扫浮选的精矿返回脱硅粗浮选，这种跨越式返回的方式，被返回的物料增加了一次扫浮选的时间，进一步优化了浮选的效果；而且这种创造性的跨越式返回的方式还能降低总的浮选扫选的作业段数，降低总浮选时间，从而降低浮选机设备的台数，设备投资和土建投资。