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摘要 ：作为一种重要的铁矿资源，钒钛磁铁矿的选矿技术 以及分离技术得到了社会各界学者的广泛关注。目前攀西地区 由于长期开采钒钛磁铁矿， 导致尾矿大量堆存现象。随着堆存量 的扩大， 会严重影响矿区周围的生态环境。因此本文以钒钛磁铁 矿的尾矿选冶分离技术为研究对象，探究尾矿中的金属钛和钪新工艺的回收方案， 有效避免资源浪费。
关键词 ：选矿工艺,钒钛磁铁矿,选冶分离技术
钒钛磁铁矿是我国重要的战略资源之一，在矿产资源领域 占有重要地位。目前钒钛磁铁矿的铁、钒和钛的利用率分别为 70%、41%、21%。攀西地区的钒钛磁铁矿品质较高，且高度集 中，但由于攀西地区的钒钛磁铁矿同时伴生着多种其他元素(例 如铬、钴、铜、锰等)，且当地只重视钒钛磁铁矿的开发，对于尾 矿的重视程度不高， 因此造成了大量的资源浪费， 并且除了攀西 地区的高品质钒钛磁铁矿外，其他地区也有数量较大的低品质 钛磁铁矿和钛铁矿。例如陕西秦岭地区的钒钛磁铁矿带， 其矿石 储量高达2 亿多吨， 目前这些低品质钒钛磁铁矿的矿藏开发难点 主要为选矿难度较大。目前我国针对钛金属的开发还存在一定 的空间。本文主要以攀西地区某铁矿厂为研究对象， 通过对选矿 行业中的选冶分离技术进行深入探究，达到提高钒钛磁铁矿尾 矿开发程度的目的。
1 攀西钒钛磁铁矿开发现状
资料表明，攀西地区钒钛磁铁矿中主要金属矿物为磁铁矿、 钛磁铁矿、钛铁矿、褐铁矿、针铁矿与磁赤铁矿等 ; 非主要金属 矿物为钛普通辉石、斜长石、橄榄石、绢云母、绿泥石等。矿石 以铁、钒、钛三大金属为主，伴生多种稀有稀散金属，但是矿石 中稀有稀散金属含量很低 , 目前选矿技术难以平衡成本与产品价 值之间的关系。
攀西钒钛磁铁矿中的钛铁矿与钛磁铁矿是金属钛的主要赋 存矿种，其中钛铁矿作为利用钛资源的重要产品可在选矿阶段 得到较好的回收 ;而钛磁铁矿因其物料组成与钛在其中的赋存 状态过于复杂等因素的制约，只能寄希望于从冶炼过后的高炉渣中回收钛资源。
攀西地区钒钛磁铁矿中的钛资源平均含量为27 g/t，磁选选钛的尾矿中资源会有所富集， 但由于金属钛赋存状态复杂， 含量 低，提取工艺繁琐， 目前对尾矿中钛资源的回收方案仍处于实验 室阶段。
1.1 技术方面
目前攀西地区的钒钛磁铁矿主要矿物有针铁矿、钛铁矿、磁 赤铁矿以及褐铁矿等，其中以钛、铁、钒为主体元素，矿物中的 稀散金属含量比较低， 因此选矿难度较高， 并且选矿的成本和收 益难以成正比， 无法固定平衡所开采矿物的价值， 所以攀西钒钛 磁铁矿一直无法合理利用选矿技术， 提高矿产利用率。
1.2 选铁工艺
由于钛磁铁矿的磁性较大，并且主要成分较为复杂，难以分 离，因此攀西地区对钛磁铁矿的选铁主要采用了“阶段磨矿、阶 段选别”的工艺方法。目前为了防止已经解离的铁矿过度磨矿， 攀西地区采用了新型的水力旋流分级技术代替原本的螺旋分级 机，使铁资源和钒资源的利用率得到提高， 但是这种选矿工艺会 造成一部分钒钛磁铁矿剩磁较大，因此需要对其进行进一步的 消磁处理。
2 实验过程
2.1 原料及设备
本文的实验原料均取样于攀西铁矿某钒钛磁铁矿厂的废弃 尾矿，取样时发现该矿处于随意堆存的状况，因此存在大量的 结块， 在取回样本后将所取尾矿进行粉碎分离， 均匀混合后， 等 分为四份，按照具体的缩分法进行尾矿物质含量的调查、分析 与备份。
2.2 实验方法
首先要对试样的基本状况进行甄别，然后根据其现有的状 况分析粒级组成、物相构成、化学成分等。每个试样由于状态不 同，所以需要采用不同的实验方案， 从而帮助我们完成实验回收 资源。
磁铁的试样是钒钛磁铁矿经过选铁、钛后产生的尾矿，但仍 然存在部分有价矿物， 如钛铁矿、钛磁铁矿等， 可采用磁选进一 步回收钛。具体试验流程为 ：每次磁选试验矿样为2000g， 采用 泰勒标准筛筛除相应粒级后， 筛上粗颗粒经球磨机磨至所需粒度后与筛下试样混合均匀， 加水调成适当浓度的矿浆后均匀给 入立环脉动高梯度磁选机，考查不同给矿粒度与不同磁场强度 等条件对试验结果的影响，收集精尾矿烘干后称重并测定品位， 考查产率与回收率的变化以确定磁选条件。在获得最佳的选钛 条件后制备足量的磁选粗精矿与尾矿，分别作为浮选钛铁矿与 提取钪资源的原矿。
2.3 浮选试验
将强磁选粗精矿产品充分混匀后作为浮选原矿。试验流程 为 ：固定每次浮选作业用矿量为200g， 待充分搅拌矿浆后依次 添加pH 调整剂、抑制剂、捕收剂、起泡剂等浮选药剂。测定获 得的浮选产品的相关数据， 以此确定浮选最优条件。
2.4 焙烧—浸出提钪试验
每次以 30g 强磁选尾矿作选钛原矿， 混入一定比例药剂后充 分混匀，再以适量水润湿造球，置于坩埚中高温焙烧，取出矿样 后自然冷却至室温， 研磨成粉末状， 配以不同浓度的酸进行浸出 作业， 回收浸出液并稀释到固定的体积， 充分混匀稀释液后进行 钛含量测定， 烘干浸出渣并记录质量， 计算浸出率。
2.5 浸出液钪含量测定
本文使用电感耦合等离子体发射光谱仪(ICP) 测定浸出液 钪的含量。样品准备过程为 ：浸出液从浸出渣中分离后多次冲 洗浸出渣， 将浸出液及所有洗涤水混合后稀释到一定体积， 充分 混匀取样上机测试。
3 从钒钛磁铁矿尾矿中回收钛试验研究
3.1 强磁选工艺试验
根据前期工艺矿物学的研究可知钒钛磁铁矿尾矿中同时存 在磁铁矿与钛铁矿。有磁铁矿存在的情况下， 磁铁矿将会在磁选 过程中产生磁包裹与磁团聚现象，对后期钛铁矿的选取造成不 良影响。因此在正式试验前， 将选取好的样品进行去磁， 除去磁 铁矿后再将样品混合均匀备用。
强磁选的目的是为从钒钛磁铁矿尾矿中预先富集钛铁矿， 同时抛除大量非磁性的脉石矿物， 降低后期选取作业的难度。影 响强磁选分选的主要因素为给矿粒度和磁场强度， 本实验所用 钒钛磁铁矿尾矿本身为选铁、钛的尾矿， 粒度较细，但是该细度 下钛铁矿的单体颗粒并未完全解离， 为了获得较好的选矿指标， 需要将给矿粒度纳入考查范围。因此本试验采用立环脉动高梯 度磁选机作为磁选设备，考查不同给矿粒度及磁场强度对钛的 分选效果。
3.2 磁选精矿浮选脱硫试验
钒钛磁铁矿尾矿的工艺矿物学性质表明，试验用矿样中存在部分黄铁矿与磁黄铁矿， 这部分矿物是硫元素的主要赋存矿 物，回收硫即回收黄铁矿与磁黄铁矿。资料表明，浮选是回收硫 化物最常规最简单的方法。一般而言在弱酸性环境下， 以丁基黄 药和松醇油分别作浮选捕收剂与起泡剂， 便可以较好的回收硫 化矿。试验结果表明： 提前浮硫后选别的钛精矿比不浮硫的钛 精矿有更高的品位。综合来看， 浮硫工艺条件简单且对有利于 提高钛铁矿浮选精矿的品位，所以在后期的浮选研究中均先进 行浮硫作业。
3.3 浮选粒度对钛浮选的影响
钒钛磁铁矿尾矿中原生﹣ 0.074mm含量约为 9.8%， 经磁选 磨矿后﹣ 0.074mm 占有率为 40%左右， 一般来说该给矿粒度对 于常规浮选来说过粗。钒钛磁铁矿尾矿的工艺矿物学研究表明 钛铁矿并未完全解离， 而入选物料解离程度的关键指标来源于 磨矿细度， 磨矿越细， 矿物的解离程度自然也就更高， 因此需 要考查浮选的给矿粒度对最终产品的影响。
3.4 捕收剂对钛浮选的影响
水杨羟肟酸、苄基砷酸、油酸等药剂对钛矿物均有捕收效 果，但是捕收能力不一。本试验采用当地选矿厂现有浮选生产工 艺所用的捕收剂(代号为 ST)、水杨羟肟酸、苄基砷酸、油酸四 种药剂分别作为钛铁矿捕收剂， 以考查最佳的药剂组合。考虑 到浮选矿浆中添加抑制剂等可能会影响捕收剂的捕收效果，因 此浮选过程固定使用同一种抑制剂及用量，开展不同捕收剂种类对钛精矿浮选的影响试验。
试验条件 ：捕收剂用量为 800g/t、硅酸钠200g/t、浮选细度 ﹣ 0.074mm 占 80%、浮选浓度25%、矿浆pH=5.
实验结果 ：当使用油酸作为捕收剂时，给矿、尾矿、钛精 矿 的 作 业产 率 分 别 为 100%、72.77%、27.23%， TiO2 品位分别 为 21.66%、18.48%、30.16%， TiO2 作 业 回 收 率 分 别 为 100%、 62.08%、37.92% ;
当使用苄基砷酸作为捕收剂时，给矿、尾矿、钛精矿的作业 产率分别 为 100%、59.12%、40.88%， TiO2 品位分别 为 21.33%、 13.80%、32.22%， TiO2 作 业 回 收 率 分 别 为 100%、38.25%、 61.75% ;
当使用当地选矿厂现有浮选生产工艺所用的捕收剂(代号 为 ST) 作为捕收剂时，给矿、尾矿、钛精矿的作业产率分别为 100%、54.83、45.17.TiO2 品位分别为 21.42%、10.00%、35.28%， TiO2 作业回收率分别为 100%、25.60%、74.40% ;
当使用水杨羟肟酸作为捕收剂时，给矿、尾矿、钛精矿的作 业产率分别为 100%、71.16%、28.84%， TiO2 品位分别为21.38%、17.76%、30.23%， TiO2 作业回收率分别为 100%、59.22%、40.78%。
实验结果表明，不同种类捕收剂对强磁选钛粗精矿的浮选 效果差异较大， 其中选矿厂现有钛铁矿浮选过程中的钛浮选捕 收剂 ST效果最为明显，获得的钛品位及作业回收率最好 ;其次 为苄基砷酸、水杨羟肟酸、油酸。综合考虑选择 ST 作为强磁选 钛精矿的浮选捕收剂， 此时获得钛品位为 35.28%、钛作业回收 率为 74.40%的钛精矿分选指标。
4 强磁磁选磁选尾矿焙烧--浸出分离钪试验
4.1 氯盐活化焙烧-浸出分离钪
实验过程中以氯化镁、氯化钾、氯化钙、氯化钡、氯化钠五 种氯盐作氯化剂， 控制氯盐用量相同的同时， 保证试验过程中其 他条件一致， 以钪浸出率高低判断氯盐种类对钪浸出影响的大 小。试验具体流程为：取混合均匀的选钪原矿 50g，控制氯盐用 量占矿重的25%， 两者混合均匀后加水造粒，低温烘干矿粒后在 900℃条件下焙烧 2h，烧渣用盐酸浸出， 获得浸出渣与浸出液， 检测定钪含量， 根据试验结果可知， 不添加氯盐的空白组钪浸出 率为 12.51%，即钒钛磁铁原矿直接焙烧酸浸能有少量的钪被浸 出。添加了氯盐再焙烧浸出的试验组钪浸出率相对来说有较大 的提升，说明氯盐活化焙烧-浸出方案可以增强钒钛磁铁原矿 中钪的浸出， 而在多种氯盐中， 氯化镁试验组的效果是最佳的， 因此后续试验以氯化镁作为活化剂。
4.2 CaF2 分解硅酸盐机理研究
链状硅酸盐与层状硅酸盐的矿物成分、性质以及成因相差 不大， 因此这两种类型的硅酸盐矿物与氟化钙反应的原理基本 类似。在适当条件下， 链状硅酸盐的 [SiO 4]结构被氟化钙破坏， 转而形成 [Si﹣ F] 结构， 使得层间结构中的Al 3+、Fe3+、Sc3+等离 子与 [Si ﹣ O]结构的网络结合力减弱，活性增加， 从而具有了逸 出硅酸盐矿物结构进而形成可溶性盐进入溶液的条件。反观长 石类等架状硅酸盐， 其络阴离子是三维空间无线联结的硅氧骨 干，骨架中的每一个硅氧四面体的四个顶点都是共用顶点， 正负 电价正好相等，只有在部分 Si4+被Al3+ 或Be2+ 取代后产生的负价 与金属阳离子结合成为架状硅酸盐， 但因架状络阴离子是牢固 的整体结构，所以该类矿物硬度较高， 结构也难被破坏， 由此造 成最终浸出渣中残余部分长石类矿物。
通过对钒钛磁铁原矿、浸出渣物相分析以及发生反应的原 理研究， 浸出过程可表述为 ：浸出作业开始前氟化钙与盐酸反 应生成氢氟酸， 而后氢氟酸开始破坏链状硅酸盐(辉石等) 与层 状硅酸盐(云母等)，并释放出层间的金属阳离子K+ 、Na+、Ca2+、Mg2+、Fe3+等， 同时其中的铝、硅元素生成 [SiF 6]2-、[AlF4]-，释放 出的 Sc3+ 因其不能形成沉淀而存留于溶液中。
选钪原矿中钪存在于硅铝酸盐层间结构之中，常规的选矿方法 难以再继续提高钪含量，研究发现若是能够破坏硅铝酸盐的Si﹣O 结构，那么便可以实现从钒钛磁铁原矿中直接分离出钪离子。试验 过程中尝试了多种破坏矿物结构的方案， 现将其结果总结如下 ：
(1) 氯盐活化焙烧- 浸出工艺在最优条件 MgCl2 用量 占 矿重的 50%、900℃下焙烧 2h 后使用盐酸浸出，钪浸出率仅为 32.51%，过低的浸出率说明该工艺并不适合从钒钛磁铁矿尾矿 提钪。
(2) 氟盐强化溶解-浸出工艺省去了繁琐耗能的焙烧工序， 选钪原矿直接与氟盐以及盐酸混合作用，在 CaF 2用量占矿重的 30%、浸出酸浓度为4mol/L、浸出液固比为 8：1、浸出时间为4h、 浸出温度为 80℃的条件下， 钪的浸出率达到72.22%， 浸出渣中钪 含量为 13.72g/t，扩大试验表明该工艺重复性较好， 试验结果优于 前两种提钪工艺。
5 结论
本文以攀西钒钛磁铁矿尾矿为研究对象，在尾矿的工艺矿 物学研究基础上，开展了选冶分离钛、钪新工艺的研究， 重点对 钪在焙烧和浸出过程中的分离效果开展了大量的研究工作，得 出如下主要结论 ：
(1) 钒钛磁铁矿尾矿的工艺矿物学研究表明， 绝大部分钛赋 存于钛铁矿中，大部分金属钪以类质同象的形式存在于辉石类、 云母类、闪石类、长石类矿物中， 采用磁选工艺可以初步分离钛、 钪资源。
(2) 采用强磁选和浮选工艺相结合的磁-浮选联合流程可 回收钛和富集钪。研究结果表明，在强磁选磁场强度 H=0.80T， 磁选磨矿细度为﹣ 0.15mm 占 95% 的磁选条件下可以初步分离 出钛粗精矿与钪粗精矿， 钛粗精矿再经一粗一扫五精的闭路浮 选流程， 获得了 TiO 2 品位为 45.41%、钛回收率为 63.87%的钛 精矿。
(3) 氟盐强化溶解-浸出工艺浸出机理为氟盐首先在强酸 性条件下生成氢氟酸，氢氟酸再破坏层状硅酸盐与链状硅酸盐 的 Si ﹣ O 结构生成 Si ﹣ F 结构， 释放出其中的金属离子， 而结 构稳定的架状硅酸盐得以保留。
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