摘 要：对新疆某选镍尾矿进行了工艺矿物学研究，查明了矿石中有用元素赋存状态、矿物组成和嵌布粒度等特性，并进行了选矿试验研究。在给矿铁品位仅为10.5%的情况下，通过预先抛尾-粗磨-弱磁选-细磨-弱磁选试验流程，获得的分选指标为：铁品位60.37%、铁回收率53.87%的铁精矿，为该尾矿铁资源回收利用奠定了基础。
随着现代工业的迅速发展，尾矿在工业固体废弃物中占的比例也越来越大。大量尾矿的堆置不仅占用了土地和造成了资源的浪费，而且也给人类生活环境带来了严重污染和危害。同时，随着矿产资源的大量开发和利用，矿产资源日益贫乏，尾矿作为二次能源也已受到世界各国的重视。从我国尾矿资源的实际状况出发,大力开展尾矿资源综合利用，实现资源开发与节约并举，提高资源利用效率，有着十分重要的经济意义和社会意义[1-2]。新疆某选镍尾矿含铁低，利用难度大，一直未被开发。通过对该矿石进行详细的工艺矿物学特征分析和实验室选矿试验研究，确定了合适的工艺流程，获得了较理想的选矿指标。
1 试样性质
新疆某选镍尾矿主要金属矿物为磁铁矿，硅酸铁和赤铁矿，少量的镍和铬。脉石矿物为菱镁矿、滑石、白云母、方解石、石英等，磁铁矿嵌布粒度很细，-0.02-0.15mm粒级占40%，难磨难分选。磨矿细度要达到-0.030mm占95%才能单体解离。
试样多元素分析结果见表1。从表1中可以看出，该矿石主要成分为镁、硅、钙、铁、镍等元素，铁和镍金属均达到可回收的水平，有害元素硫含量偏高。
表1 试样光谱分析结果（%）
|
元素
|
O
|
Fe
|
Ni
|
Mg
|
Al
|
Si
|
P
|
S
|
Cl
|
K
|
|
含量
|
48.90
|
10.40
|
0.36
|
12.08
|
2.26
|
18.5
|
0.008
|
0.58
|
0.014
|
0.03
|
|
元素
|
Ca
|
Ti
|
V
|
Cr
|
Mn
|
Co
|
Cu
|
Zn
|
Sr
|
Zr
|
|
含量
|
1.55
|
0.13
|
0.02
|
0.62
|
0.12
|
0.016
|
0.011
|
0.013
|
0.001
|
0.002
|
试样的多元素分析结果见表2。从表2中可以看出，原矿中可利用的元素为铁和镍，其他元素含量均较低，杂质S含量有点高，对铁精矿质量有些影响。碱性系数（CaO+MgO）/（SiO2+Al2O3）=0.55，为半自熔性铁矿物。原矿Ni含量为0.36%，考虑到样品是选镍后的尾矿，因此本次试验暂时只考虑对铁矿物进行回收。根据镍的走向，再考虑回收镍金属。
表2 试样化学多元素分析结果（%）
|
元素
|
TFe
|
Ni
|
P
|
S
|
MgO
|
SiO2
|
CaO
|
Al2O3
|
|
含量
|
10.45
|
0.32
|
0.007
|
0.60
|
20.56
|
36.58
|
2.44
|
4.78
|
|
元素
|
MnO
|
K2O
|
Na2O
|
TiO2
|
V2O5
|
Cr2O3
|
ZnO
|
-
|
|
含量
|
0.16
|
0.02
|
0.01
|
0.25
|
0.30
|
0.8
|
0.02
|
-
|
试样铁物相分析结果见表3。从表3中可以看出，磁铁矿中铁含量为5.69%，分布率占54.26%，而硅酸铁中铁含量为2.90%，分布率占27.64%，其他铁物相中赤铁矿、碳酸铁和黄铁矿中铁含量比较少，不宜采用磁选回收，主要回收是磁铁矿中铁，铁的理论回收率只能达到55%左右。
表3 试样铁物相分析结果（%）
|
相名
|
磁铁矿
|
碳酸铁
|
赤褐铁矿
|
硅酸铁
|
黄铁矿
|
合计
|
|
铁含量
|
5.69
|
0.72
|
1.11
|
2.90
|
0.08
|
10.50
|
|
铁分布率
|
54.26
|
6.82
|
10.58
|
27.64
|
0.70
|
100.00
|
试样粒级分析结果见表4。从表4中可以看出，随粒级的变化铁品位也发生变化，铁品位最高的粒级集中在0.5-0.038mm范围内，-0.038mm含量为25.21%，铁品位仅为6.41%。
表4 试样粒度筛析分析结果
|
粒级/mm
|
产率/%
|
铁品位/%
|
铁分布率/%
|
||
|
个别
|
正累计
|
个别
|
正累计
|
||
|
+1
|
8.24
|
8.24
|
7.21
|
5.63
|
5.63
|
|
-1+0.5
|
22.58
|
30.82
|
9.38
|
20.05
|
25.68
|
|
-0.5+0.150
|
26.24
|
57.06
|
13.96
|
34.68
|
60.36
|
|
-0.150+0.074
|
6.87
|
63.93
|
15.51
|
10.09
|
70.45
|
|
-0.074+0.038
|
10.86
|
74.79
|
13.86
|
14.25
|
84.7
|
|
-0.038
|
25.21
|
100.00
|
6.41
|
15.3
|
100.00
|
|
合计
|
100.00
|
-
|
10.56
|
100.00
|
-
|
2 试验方案的确定
根据该工艺矿物学特点，为了能获得合格产品，必须使磁铁矿较为充分的单体解离，因此需要采用磨矿或者细磨处理，然后再进行选别。但又鉴于原矿品位偏低，为了减少后续作业的处理量，降低生产成本，在磨矿前先进行预选抛尾，提高入磨品位，为后续作业创造良好的条件[3-8]。对磁选精矿进行分析，如果精矿中有害元素硫偏高，则考虑浮选脱硫。
3 试验研究
3.1 原矿预选抛尾试验
对原矿进行预选抛尾磁选试验。
3.1.1 原矿不同磁场强度预选抛尾试验
对原矿进行混匀、搅拌成矿浆，用湿式磁选机进行预选抛尾试验，所用设备为Φ400×300mm湿式圆筒电磁弱磁选机，磁场强度为1400Oe、1600Oe、1800Oe、2000Oe，固定上升水为1.1L/min，试验结果见表5所示。
表5 原矿不同磁场强度预选抛尾试验结果（%）
|
磁场强度/Oe
|
产品名称
|
产率
|
铁品位
|
铁回收率
|
|
1400
|
精矿
原矿
尾矿
|
43.16
56.84
100.00
|
18.93
4.70
10.84
|
75.36
24.64
100.00
|
|
1600
|
精矿
原矿
尾矿
|
46.89
53.11
100.00
|
17.69
4.74
10.83
|
76.72
23.28
100.00
|
|
1800
|
精矿
原矿
尾矿
|
49.79
50.21
100.00
|
16.92
4.56
10.71
|
78.63
21.37
100.00
|
|
2000
|
精矿
原矿
尾矿
|
51.36
48.64
100.00
|
16.46
4.52
10.65
|
79.36
21.37
100.00
|
从表5中可以看出，磁场强度的变化对选别指标有一定的影响，当磁场强度从1400Oe升到2000Oe时，粗精矿铁品位从18.93%降低到16.46%，回收率从75.36%上升到79.36%。综合考虑个方面因素，初步确定预选抛尾作业选取磁场强度为1800Oe。
3.1.2 原矿预选抛尾生产粗精矿
从3.1.1节得知，预选抛尾磁场强度1800Oe较为合适，因此，采用磁场强度1800Oe的弱磁选机进行预选抛尾验证试验，同时也为后续作业生产一定数量的粗精矿，固定上升水为1.1L/min，生产结果见表6。最终可获得产率为49.92%、铁品位为16.88%、铁回收率为78.46%的粗精矿。
表6 预选抛尾粗精矿生产结果（%）
|
产品名称
|
产率
|
铁品位
|
铁回收率
|
|
粗精矿
|
49.92
|
16.88
|
78.46
|
|
尾矿
|
50.08
|
4.62
|
21.54
|
|
给矿
|
100.00
|
10.74
|
100.00
|
3.2 一段磨选作业工艺参数试验
对铁品位16.88%的预选粗精矿进行一段磨矿作业工艺参数试验。
3.2.1 一段磨矿时间与磨矿细度的关系
将铁品位16.88%的粗精矿混匀、缩分，采用球磨机磨至不同时间，检测不同磨矿时间产品中-0.074mm含量，并绘制不同磨矿时间与磨矿细度的关系曲线（表7和图1），从曲线中查出不同磨矿细度所对应的磨矿时间，结果见表8。
表7 不同磨矿时间与磨矿细度的关系 %
|
磨矿时间/min
|
0
|
3
|
6
|
9
|
12
|
15
|
|
-0.074mm含量
|
40.2
|
57.8
|
69.2
|
78.6
|
87.3
|
93.6
|
图1 不同磨矿时间与磨矿细度的关系
表8 不同磨矿细度对应的磨矿时间 （%）
|
磨矿细度-0.074mm
|
70
|
75
|
80
|
85
|
90
|
|
磨矿时间
|
6′18″
|
7′42″
|
9′12″
|
11′5″
|
13′35″
|
3.2.2 一段弱磁磨矿细度试验
将铁品位16.88%的预选粗精矿磨至表8所列举的不同细度，并分别给入Φ400×300mm湿式圆筒电磁弱磁选机进行弱磁选别，固定上升水为1.1L/min，磁场强度为1600Oe，试验流程图见图2，试验结果见表9。
图2 一段磨矿细度试验流程
表9 一段磨矿细度试验结果 （%）
|
产品名称
|
产率
|
铁品位
|
铁回收率
|
|
|
70
|
精矿
尾矿
给矿
|
57.23
42.77
100.00
|
25.76
5.10
16.92
|
87.11
12.89
100.00
|
|
75
|
精矿
尾矿
给矿
|
50.86
49.14
100.00
|
28.21
5.29
16.94
|
84.66
15.34
100.00
|
|
80
|
精矿
尾矿
给矿
|
46.25
53.75
100.00
|
30.35
5.46
16.97
|
82.71
17.29
100.00
|
|
85
|
精矿
尾矿
给矿
|
42.87
57.13
100.00
|
32.33
5.51
17.00
|
81.50
18.50
100.00
|
|
90
|
精矿
尾矿
给矿
|
40.56
59.44
100.00
|
33.16
5.76
16.81
|
79.71
20.29
100.00
|
从表9中可以看出，磨矿细度的变化对选别指标影响较大。随着磨矿细度从-0.074mm70%增加到-0.074mm90%，铁精矿品位从25.76%升高到33.16%，铁回收率从87.11%下降到79.71%，说明铁矿物嵌布细度极细，需细磨才能使铁矿物解离；尾矿随着磨矿细度的变化而铁品位在5.1%～5.76%之间变化，说明采用阶段磨矿是比较合理的，一段粗磨既可以抛掉一部分尾矿，又可以保证较高的铁回收率，综合考虑一段磨矿细度选择-0.074mm85%。
3.2.3 一段弱磁磁场强度试验
对磨矿细度为-0.074mm85%的磨矿产品，进行一段不同磁场强度的弱磁选试验，所用设备为Φ400×300mm湿式圆筒电磁弱磁选机，固定上升水为1.1L/min，试验流程图见图2，试验结果见表10。
