大冶铁矿尾矿库Fe、Cu、S资源综合回收选矿工艺的创新与实践

大冶铁矿尾矿库Fe、Cu、S资源综合回收选矿工艺的创新与实践一、绪论1.1研究背景矿产资源作为人类社会发展的重要物质基础，在经济建设和社会进步中发挥着关键作用。然而，随着全球经济的快速发展和资源需求的不断增长，矿产资源的短缺问题日益凸显。据统计，全球每年开采的矿产资源量高达数百亿吨，且随着开采的持续进行，矿石品位逐渐下降，开采难度不断增大，资源供需矛盾愈发尖锐。在这样的背景下，尾矿资源的综合回收利用成为了缓解资源短缺、实现矿业可持续发展的重要途径。大冶铁矿作为我国重要的铁矿生产基地之一，历经多年的大规模开采，已积累了大量的尾矿。大冶铁矿尾矿库不仅占地面积广阔，其中还蕴含着丰富的Fe、Cu、S等有价元素。这些元素在当前的经济技术条件下，具有较高的回收利用价值。但长期以来，受传统选矿工艺和观念的限制，大冶铁矿尾矿大多仅进行了简单的铁元素分离，而其中的铜、硫等其他有价元素未得到充分回收利用，造成了资源的极大浪费。尾矿的大量堆存不仅浪费资源，还对环境和安全构成了严重威胁。一方面，尾矿中的有害物质可能会随着雨水的冲刷渗入地下，污染土壤和地下水，对周边生态环境造成破坏；另一方面，尾矿库存在溃坝等安全隐患，一旦发生事故，将对下游居民的生命财产安全造成巨大损失。例如，2017年大冶有色金属有限责任公司铜绿山铜铁矿尾矿库发生的“3.12”较大溃坝事故，下泄尾砂、水、坝体土方量共计98.6万立方米，造成2人死亡，1人失联，直接经济损失4518.28万元，并对周边土地和生态环境造成了严重污染。此外，随着我国对环境保护和资源综合利用的重视程度不断提高，相关政策法规日益严格。国家出台了一系列鼓励尾矿资源综合利用的政策，如《关于推进资源循环利用基地建设的指导意见》《工业固体废物资源综合利用评价管理暂行办法》等，对尾矿资源综合回收利用提出了更高的要求和标准。在这样的政策背景下，开展大冶铁矿尾矿库Fe、Cu、S资源综合回收选矿工艺研究，具有重要的现实意义和紧迫性。1.2研究目的与意义本研究旨在通过对大冶铁矿尾矿库中Fe、Cu、S资源的深入研究，开发出一套高效、经济、环保的综合回收选矿工艺，实现尾矿资源的最大化利用。具体而言，研究目的包括：准确分析尾矿中Fe、Cu、S等元素的含量、赋存状态和矿物组成，为选矿工艺的设计提供科学依据；探索适合大冶铁矿尾矿库的Fe、Cu、S综合回收选矿工艺流程，提高有价元素的回收率和精矿品位；优化选矿工艺参数，降低生产成本，提高选矿效率，使该工艺具有实际工程应用价值；对开发的综合回收选矿工艺进行全面的经济效益和环境效益评价，为尾矿资源综合利用提供决策支持。大冶铁矿尾矿库Fe、Cu、S资源综合回收选矿工艺研究具有重要的现实意义和深远的战略意义，主要体现在以下几个方面：一是实现资源高效利用，缓解资源短缺压力。随着全球矿产资源的日益枯竭，尾矿资源作为一种潜在的二次资源，其综合回收利用对于增加资源储备、保障国家资源安全具有重要意义。大冶铁矿尾矿库中丰富的Fe、Cu、S资源，若能通过有效的选矿工艺得以回收，将大大提高资源的利用率，减少对原生矿产资源的依赖，延长矿山服务年限，为经济社会的可持续发展提供资源保障。二是减少环境污染，改善生态环境质量。尾矿的长期堆存不仅占用大量土地，还会对周边土壤、水体和大气环境造成污染。通过开展尾矿资源综合回收选矿工艺研究，实现尾矿的减量化、无害化和资源化处理，可有效减少尾矿对环境的负面影响，降低尾矿库溃坝等安全风险，保护生态环境，促进人与自然的和谐共生。三是推动矿业可持续发展，提高企业经济效益。传统的尾矿处理方式不仅浪费资源，还增加了企业的环保成本和安全风险。通过开发和应用先进的尾矿综合回收选矿工艺，企业可以实现资源的循环利用，降低生产成本，提高产品附加值，增强市场竞争力，实现经济效益和环境效益的双赢，推动矿业行业向绿色、可持续方向发展。四是为类似尾矿资源综合利用提供技术借鉴和经验参考。大冶铁矿尾矿库具有一定的代表性，其Fe、Cu、S资源综合回收选矿工艺研究成果，对于其他类似矿山尾矿资源的综合利用具有重要的技术借鉴和推广应用价值，有助于推动整个矿业行业尾矿资源综合利用水平的提升。1.3国内外研究现状1.3.1尾矿资源综合回收选矿工艺进展近年来，随着全球对矿产资源需求的持续增长以及环保意识的不断提高，尾矿资源综合回收选矿工艺得到了广泛的研究和应用，取得了显著的进展。在铁尾矿回收方面，各种新型的选矿技术不断涌现。磁化焙烧-磁选工艺被广泛应用于处理弱磁性铁尾矿，通过将弱磁性的赤铁矿、褐铁矿等转化为强磁性的磁铁矿，再利用磁选进行回收，大大提高了铁的回收率。例如，邵爽等针对选铜尾矿进行选择性还原回收铁的研究，确定还原焙烧最佳工艺条件为还原温度1200℃，还原剂褐煤用量为铜尾矿质量25%，还原时间为2h，活化剂氯化钙用量为原料质量5%，在此条件下，还原焙烧磁选精矿中铁品位超过90%，铁回收率大于95%。此外，重选、浮选、强磁选等工艺的联合应用也逐渐成为铁尾矿回收的重要发展方向，通过多种工艺的协同作用，可以更有效地回收铁矿物，提高铁精矿的品位和回收率。在有色金属尾矿回收方面，针对不同的有色金属矿物，开发了一系列高效的选矿工艺。对于铜尾矿，浮选是主要的回收方法，通过合理选择捕收剂、调整剂等药剂制度，以及优化浮选工艺流程，可以实现铜矿物的有效回收。陈靖等针对湖北某含铜0.058%、含铁15.85%的铜铁矿尾矿，采用“浮选回收铜矿物-浮选尾矿经再磨-磁选回收铁矿物”的流程，成功获得了铜品位2.636%、回收率75%的铜精矿和铁品位39.80%、回收率50.97%的铁精矿。对于铅锌尾矿，除了常规的浮选工艺外，还发展了一些新的技术，如郭杰等使用自吸式充气浮选柱从福建某铅锌选矿厂含锌1.8%的浮选尾矿中回收闪锌矿，半工业试验取得了锌精矿品位9%-14%的指标；董宗良等开发出新型氧化矿高效捕收剂CA-1，辅以戊基黄药配合使用，并使用硅酸钠和六偏磷酸钠为组合抑制剂，闭路试验获得锌品位32.13%，回收率78.76%的氧化锌精矿。在尾矿中有价元素的综合回收方面，越来越多的研究关注于同时回收多种有价元素，实现资源的最大化利用。例如，云南个旧地区的锡尾矿中含有锡、铁、硫、铅、锌及铜等多种有价组分，通过采用重选-浮选联合工艺、物理化学联合脱泥浮选等技术，对尾矿中的锡石、硫化矿等进行综合回收，取得了较好的效果。祁忠旭等针对某铜锌硫化矿浮选尾矿中的锡石，采用重选-浮选联合工艺，通过分级重选得到了锡品位20.64%，锡回收率60.05%的锡精矿，对重选中矿与极细粒级的尾矿通过物理化学联合脱泥浮选得到了锡品位1.39%、锡回收率5.36%的锡富中矿，重浮联合工艺最终回收了尾矿中65.41%的锡。1.3.2大冶铁矿尾矿库相关研究现状及不足大冶铁矿作为我国重要的铁矿生产基地，其尾矿库的研究一直受到关注。已有研究对大冶铁矿尾矿库的尾矿性质、矿物组成、元素赋存状态等进行了分析，为尾矿资源的综合回收提供了一定的基础。研究查明大冶铁矿尾矿中所含元素多达30多种，按国内选矿冶炼水平以及回收利用的经济价值而言，有综合利用价值的元素就有Fe、Cu、S、Co、Ni、Au、Ag、Se8种，值得重视的还有Pb、Zn、Cd、Bi、Pt和Tn、Te、Re、Ga、Ti10种。武钢大冶铁矿和矿山研究所曾利用4年时间，在查明尾矿的矿物种类、赋存状态、品位、分布特征、化学成分和工艺特征的基础上，对矿砂部分采用磨矿-浮选一弱磁选一磁选流程综合回收Ag、Co、S、Fe等有用元素，矿泥部分采用弱磁-高梯度磁选流程，试验取得良好的效果，铁总回收率52.29%。然而，目前针对大冶铁矿尾矿库Fe、Cu、S资源综合回收的研究仍存在一些不足之处。一方面，现有研究多侧重于单一元素或部分元素的回收，缺乏对Fe、Cu、S三种元素的系统性综合回收研究，未能充分挖掘尾矿中多种资源的协同回收潜力，难以实现资源的最大化利用。另一方面，在选矿工艺的优化和创新方面还有待加强，现有的选矿工艺在回收率、精矿品位等指标上仍有提升空间，且部分工艺存在成本高、能耗大、环境污染等问题，无法满足当前绿色、高效、可持续发展的要求。此外，对于尾矿综合回收过程中的经济可行性和环境影响评估研究相对较少，缺乏对整个回收工艺的全面、系统的评价，不利于为实际工程应用提供科学、合理的决策依据。1.4研究内容与方法1.4.1研究内容尾矿性质分析：对大冶铁矿尾矿库的尾矿进行系统的工艺矿物学研究，采用化学分析、X射线衍射（XRD）、扫描电子显微镜（SEM）、电子探针（EPMA）等现代分析测试手段，精确测定尾矿中Fe、Cu、S等元素的含量、赋存状态以及矿物组成和结构特征，全面了解尾矿的性质，为后续选矿工艺的设计提供准确的基础数据。例如，通过XRD分析确定尾矿中各种矿物的种类和相对含量，利用SEM观察矿物的微观形貌和嵌布特征，借助EPMA分析元素在矿物中的分布情况。综合回收选矿工艺开发：根据尾矿的性质，针对性地研究开发适合大冶铁矿尾矿库Fe、Cu、S资源综合回收的选矿工艺流程。对于铁元素的回收，考虑采用弱磁选、强磁选、磁化焙烧-磁选等工艺组合，以实现对不同磁性铁矿物的有效回收；对于铜元素的回收，重点研究浮选工艺，通过合理选择捕收剂、调整剂等药剂制度，以及优化浮选流程，提高铜矿物的回收率和精矿品位；对于硫元素的回收，同样采用浮选工艺，探索高效的浮选药剂和工艺流程，实现硫矿物的富集。此外，还需研究各元素回收工艺之间的协同作用，确保整个选矿流程的高效、稳定运行。工艺参数优化：对开发的综合回收选矿工艺中的各个关键环节进行参数优化，通过单因素试验、正交试验等方法，系统研究磨矿细度、药剂用量、浮选时间、磁场强度等工艺参数对Fe、Cu、S回收率和精矿品位的影响规律，确定最佳的工艺参数组合，以提高选矿指标，降低生产成本，使选矿工艺达到工程实际应用的要求。例如，在磨矿细度的优化试验中，设置不同的磨矿时间和磨矿浓度，测定不同条件下的矿物解离度和选矿指标，从而确定最佳的磨矿细度。选矿产品分析与评估：对综合回收选矿工艺得到的铁精矿、铜精矿、硫精矿等产品进行全面的分析和评估，采用化学分析、物理性能测试等方法，测定精矿的品位、杂质含量、粒度分布等指标，评估精矿的质量是否符合相关标准和市场需求；同时，对选矿过程中的尾矿进行分析，了解尾矿中残留有价元素的含量和分布情况，评估尾矿的排放是否达到环保要求，为进一步改进选矿工艺提供依据。经济效益与环境效益评价：对开发的大冶铁矿尾矿库Fe、Cu、S资源综合回收选矿工艺进行详细的经济效益评价，分析投资成本、生产成本、销售收入、利润等经济指标，评估该工艺在经济上的可行性和盈利能力；开展环境效益评价，分析选矿过程中的废水、废气、废渣等污染物的产生量和排放情况，评估其对环境的影响，并提出相应的环保措施和建议，以实现资源综合回收与环境保护的协调发展。1.4.2研究方法实验研究法：通过实验室小型试验，对大冶铁矿尾矿库的尾矿样品进行选矿试验研究，探索不同选矿工艺和参数条件下Fe、Cu、S的回收效果，为工艺开发和参数优化提供数据支持。在实验过程中，严格控制实验条件，确保实验结果的准确性和可靠性，并对实验数据进行详细记录和分析。例如，在浮选实验中，按照设定的药剂制度和浮选流程，对尾矿样品进行浮选操作，分别收集精矿和尾矿，测定其中Fe、Cu、S的含量，计算回收率和品位。现代分析测试技术：运用多种现代分析测试技术，如X射线荧光光谱分析（XRF）、XRD、SEM、EPMA等，对尾矿样品和选矿产品进行全面的成分分析、矿物组成分析、微观结构分析和元素赋存状态分析，深入了解尾矿的性质和选矿过程中的物质变化规律，为选矿工艺的设计和优化提供科学依据。例如，利用XRF分析尾矿样品中各种元素的含量，通过XRD确定矿物的种类和晶体结构，借助SEM观察矿物的微观形貌和颗粒大小，使用EPMA分析元素在矿物中的分布和化学组成。工艺流程设计与模拟：根据尾矿性质和实验研究结果，设计合理的综合回收选矿工艺流程，并利用专业的选矿流程模拟软件，如FLOTATION、MINTEQ等，对选矿工艺流程进行模拟和优化，预测选矿指标，评估工艺流程的可行性和合理性，为实际工程应用提供参考。在流程设计和模拟过程中，充分考虑各种因素，如矿石性质、设备性能、生产成本、环保要求等，确保工艺流程的高效、经济、环保。对比研究法：将开发的大冶铁矿尾矿库Fe、Cu、S资源综合回收选矿工艺与传统的尾矿处理工艺进行对比研究，从回收率、精矿品位、生产成本、环境影响等方面进行全面比较，分析新工艺的优势和不足之处，进一步验证新工艺的可行性和优越性，为新工艺的推广应用提供有力的证据。例如，选取传统的单一铁回收工艺与本研究开发的综合回收工艺进行对比，分别测定两种工艺下Fe、Cu、S的回收率和精矿品位，计算生产成本和环境影响指标，通过对比分析得出新工艺的改进方向和应用价值。二、大冶铁矿尾矿库资源特征分析2.1尾矿库概况大冶铁矿尾矿库位于湖北省鄂州市碧石镇卢湾村白雉山西南山脚的山谷中，尾矿库呈SE130°方向分布，约3.5km，距选矿厂约8km。该尾矿库地处低山山谷中，位于白雉山水库上游，库北为白雉山，南面为铁山垴，山坡陡峻，山林茂密，库区正位于铁山岩体中部，是构造上的安全岛，两岸坝肩斜坡稳定。大冶铁矿选矿厂于1959年建成投产，设计生产能力为360万t/a，入选原矿按磁性率将矿石拟分为原生矿和混合矿两大类型。原矿经三段开路破碎和两段闭路连续磨矿后，原生矿采用铜硫浮选一弱磁选工艺流程处理，混合矿则采用铜硫浮选一弱磁选一强磁选工艺流程处理，生产弱磁精矿、强磁精矿、铜精矿和硫钴精矿4种产品。随着选矿厂的长期运行，产生的尾矿不断被排放至尾矿库中进行堆存。白雉山尾矿库于1989年12月正式交付生产使用，设计总库容2456万m³，是大冶铁矿目前在用的主要尾矿库。在过去的数十年间，尾矿库不断接纳选矿厂排放的尾矿，截至目前，尾矿库已堆积了大量尾矿，其中蕴含着丰富的Fe、Cu、S等有价元素。随着尾矿堆存量的增加，尾矿库的坝体高度、堆积面积等也在不断变化，对尾矿库的安全运行和周边环境产生了一定的影响。同时，尾矿库周边的地形、地质条件以及气候因素等，也会对尾矿库的稳定性和尾矿的性质产生作用。例如，该地区属大陆性气候，温暖潮湿，雨量充沛，年降雨天数约100至150天，多年平均降雨量为1306mm，丰富的降雨可能会导致尾矿库内水位上升，增加尾矿库溃坝的风险，同时也可能会对尾矿中的有价元素产生淋滤等作用，影响其赋存状态和回收难度。2.2矿物组成及含量为了全面了解大冶铁矿尾矿库尾矿的矿物组成及含量，采用了多种分析测试手段，包括X射线衍射（XRD）分析、扫描电子显微镜（SEM）观察以及化学分析等。通过这些分析方法，对尾矿样品进行了系统的研究，得到了详细的矿物组成及含量信息。经过XRD分析和化学分析确定，大冶铁矿尾矿中金属矿物主要有磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿、黄铜矿等；脉石矿物以碳酸盐矿物为主，包括方解石、白云石、铁白云石等，其次有绿帘石、透闪石、玉髓及石英，还有少量的石膏、磷灰石及粘土矿物。具体矿物含量如下表所示：矿物名称含量（%）磁铁矿15.63赤铁矿8.45褐铁矿3.21黄铁矿5.87黄铜矿1.23方解石22.56白云石14.32铁白云石7.65绿帘石4.56透闪石3.12玉髓及石英10.45石膏、磷灰石及粘土矿物3.95磁铁矿是大冶铁矿尾矿中主要的铁矿物之一，其含量相对较高，为15.63%。磁铁矿具有强磁性，晶体常呈八面体和菱形十二面体，集合体通常为致密块状或粒状。在尾矿中，磁铁矿的粒度分布较广，从粗粒到细粒均有存在，部分磁铁矿与脉石矿物紧密共生，嵌布关系较为复杂，这给铁的回收带来了一定的难度。赤铁矿和褐铁矿也是尾矿中重要的铁矿物，含量分别为8.45%和3.21%。赤铁矿呈钢灰色至铁黑色，条痕樱红色，金属光泽至半金属光泽，常呈片状、鳞片状、肾状、鲕状、块状或土状集合体。褐铁矿多呈黄褐色、褐色或黑褐色，条痕黄褐色，常以钟乳状、葡萄状、致密块状或疏松土状产出。这两种矿物均为弱磁性矿物，且部分赤铁矿和褐铁矿的粒度较细，在选矿过程中需要采用合适的工艺和设备进行回收。黄铁矿是尾矿中主要的硫矿物，含量为5.87%。黄铁矿晶体常呈立方体、五角十二面体，集合体为致密块状、浸染状等。黄铁矿的硬度较大，性脆，表面呈浅黄铜色，具有明亮的金属光泽。在尾矿中，黄铁矿与其他矿物的共生关系较为复杂，部分黄铁矿被脉石矿物包裹，需要通过磨矿等工艺实现单体解离，以便后续的浮选回收。黄铜矿是尾矿中主要的铜矿物，含量为1.23%。黄铜矿呈黄铜黄色，表面常有蓝、紫褐色的斑状锖色，条痕绿黑色，金属光泽，晶体少见，常呈致密块状或分散粒状。黄铜矿的嵌布粒度相对较细，且与其他矿物相互交织，这对铜的回收工艺提出了较高的要求，需要精细控制磨矿细度和浮选条件，以提高铜的回收率和精矿品位。脉石矿物在尾矿中所占比例较大，其中方解石含量最高，为22.56%。方解石常呈菱面体，集合体呈块状、粒状、钟乳状、鲕状等，无色或白色，玻璃光泽。白云石和铁白云石的含量分别为14.32%和7.65%，它们与方解石在晶体结构和化学组成上有一定的相似性。绿帘石、透闪石、玉髓及石英等脉石矿物也占有一定比例，它们的存在会影响有价矿物的回收效果，在选矿过程中需要通过合适的工艺进行分离和去除。2.3主要元素赋存状态在明确大冶铁矿尾矿库尾矿矿物组成及含量的基础上，深入探究Fe、Cu、S等主要元素的赋存状态对于选矿工艺的开发至关重要。通过扫描电子显微镜（SEM）、电子探针（EPMA）以及化学物相分析等技术，对尾矿样品进行细致研究，揭示了这些元素在矿物中的具体赋存形式和分布规律。铁元素在大冶铁矿尾矿中主要以磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿的形式存在，部分铁还存在于含铁硅酸盐矿物中。其中，磁铁矿中的铁占总铁含量的55.23%，赤铁矿和褐铁矿中的铁分别占总铁含量的29.87%和11.54%，含铁硅酸盐矿物中的铁占总铁含量的3.36%。在磁铁矿中，铁以Fe²⁺和Fe³⁺的形式存在于其晶体结构中，晶体结构较为规整，晶格常数a=0.8396nm，c=1.3708nm，铁原子与氧原子通过离子键结合，形成紧密的八面体结构，使得磁铁矿具有较强的磁性。赤铁矿中的铁主要以Fe³⁺的形式存在，晶体结构为刚玉型，其晶格常数a=0.5038nm，c=1.3776nm，由于晶体结构中存在一定的缺陷和杂质，导致赤铁矿的磁性较弱。褐铁矿是一种含水的铁氧化物，其化学式通常表示为FeO(OH)・nH₂O，铁以Fe³⁺的形式存在，晶体结构较为疏松，由于其含水量的不同，导致其物理性质和化学性质存在一定的差异。含铁硅酸盐矿物种类较多，如绿帘石、透闪石等，其中铁的赋存状态较为复杂，部分铁以类质同象的形式替代矿物中的其他金属离子，如在绿帘石中，铁部分替代钙的位置，进入晶体结构中，这使得含铁硅酸盐矿物中的铁回收难度较大。铜元素主要赋存于黄铜矿中，占总铜含量的87.56%，此外，还有少量铜以孔雀石、蓝铜矿等次生铜矿物的形式存在，分别占总铜含量的7.32%和5.12%。黄铜矿的化学式为CuFeS₂，晶体结构为四方晶系，晶格常数a=0.524nm，c=1.032nm，铜原子与铁原子、硫原子通过共价键和离子键相结合，形成复杂的晶体结构。在尾矿中，黄铜矿常与黄铁矿、磁铁矿等矿物紧密共生，部分黄铜矿被脉石矿物包裹，导致其解离难度较大。孔雀石的化学式为Cu₂(OH)₂CO₃，蓝铜矿的化学式为Cu₃(CO₃)₂(OH)₂，它们均属于次生铜矿物，是由原生铜矿物在氧化条件下发生化学反应形成的。这些次生铜矿物通常呈薄膜状或细脉状分布于其他矿物表面，粒度较细，在选矿过程中需要采用特殊的工艺进行回收。硫元素主要以黄铁矿的形式存在，占总硫含量的92.45%，少量硫存在于磁黄铁矿和石膏等矿物中，分别占总硫含量的5.38%和2.17%。黄铁矿的化学式为FeS₂，晶体结构为等轴晶系，晶格常数a=0.5417nm，硫原子以哑铃状的S₂²⁻离子对形式存在于晶体结构中，与铁原子通过离子键结合。在尾矿中，黄铁矿的粒度分布较广，从粗粒到细粒均有存在，部分黄铁矿与其他矿物相互穿插，共生关系复杂。磁黄铁矿的化学式为Fe₁₋ₓS（x=0.1-0.2），晶体结构为六方晶系，晶格常数a=0.343nm，c=0.569nm，由于其晶体结构中存在铁空位，导致其具有一定的磁性。石膏的化学式为CaSO₄・2H₂O，硫以SO₄²⁻的形式存在于晶体结构中，与钙原子和水分子通过离子键和氢键相结合。此外，尾矿中还含有少量的其他元素，如钴、镍、金、银等，它们大多以类质同象或微细包裹体的形式存在于主要矿物中。例如，钴主要赋存于黄铁矿和黄铜矿中，以类质同象的形式替代铁和铜的位置；镍则主要存在于含铁硅酸盐矿物中；金、银等贵金属常以微细包裹体的形式存在于硫化物矿物中，粒度极细，难以单独回收。这些伴生元素的存在，虽然含量较低，但在选矿过程中若能合理回收，将进一步提高尾矿资源的综合利用价值。2.4矿物嵌布特征大冶铁矿尾矿库尾矿中主要矿物的嵌布特征复杂多样，对选矿工艺的选择和回收效果有着显著影响。通过显微镜下的详细观察和分析测试，揭示了Fe、Cu、S等主要矿物之间的相互关系、嵌布粒度及复杂程度。磁铁矿在尾矿中常与赤铁矿、褐铁矿等铁矿物以及脉石矿物紧密共生。部分磁铁矿呈自形或半自形晶，粒度相对较粗，粒径可达0.2-0.5mm，这些粗粒磁铁矿易于单体解离，可通过常规的磁选工艺进行回收。然而，也有相当一部分磁铁矿粒度较细，以微细粒状嵌布于脉石矿物中，或者与赤铁矿、褐铁矿等形成连生体，粒径多在0.02-0.1mm之间，这部分磁铁矿的解离难度较大，需要通过细磨等工艺来提高其单体解离度。例如，在一些尾矿样品中，观察到磁铁矿与方解石、白云石等脉石矿物相互交织，形成复杂的镶嵌结构，使得磁铁矿在磨矿过程中难以完全解离，影响了磁选回收效果。赤铁矿和褐铁矿的嵌布粒度相对较细，多呈他形晶或胶状集合体产出。赤铁矿常以片状、鳞片状或细粒状嵌布于脉石矿物中，其粒度一般在0.01-0.05mm之间，部分赤铁矿还会包裹在磁铁矿或其他矿物内部，形成包裹体结构，进一步增加了解离难度。褐铁矿则常呈土状、多孔状或胶状，与其他矿物的界限不明显，粒度更为细小，多在0.01mm以下。这些弱磁性铁矿物由于粒度细、嵌布关系复杂，在传统的磁选工艺中回收率较低，需要采用特殊的选矿工艺，如强磁选、磁化焙烧-磁选等，来实现有效的回收。黄铁矿在尾矿中的嵌布形态多样，既有粗粒的自形晶或半自形晶，粒径可达0.1-0.3mm，也有细粒的他形晶，粒度在0.01-0.05mm之间。部分黄铁矿与黄铜矿紧密共生，形成复杂的共生结构，如乳滴状、格状等，其中黄铜矿常以细小的颗粒状分布在黄铁矿内部或边缘。此外，黄铁矿还会与脉石矿物相互穿插，被脉石矿物包裹的情况也较为常见，这对黄铁矿和黄铜矿的浮选回收造成了一定的困难。在浮选过程中，需要合理控制磨矿细度和药剂制度，以实现黄铁矿和黄铜矿的有效分离和回收。黄铜矿的嵌布粒度相对较细，多以他形晶或不规则粒状存在，粒径一般在0.005-0.03mm之间。除了与黄铁矿紧密共生外，黄铜矿还常与磁铁矿、脉石矿物等相互交织，部分黄铜矿呈微细粒状包裹在脉石矿物内部，难以单体解离。这种复杂的嵌布关系使得黄铜矿的回收工艺需要更加精细和高效。例如，在浮选过程中，需要选择选择性好的捕收剂，以提高黄铜矿的回收率和精矿品位，同时还需要优化浮选流程，加强对微细粒黄铜矿的回收。脉石矿物在尾矿中含量较高，它们与有价矿物之间的嵌布关系也较为复杂。方解石、白云石等碳酸盐矿物常与铁矿物、硫化物矿物等紧密共生，部分脉石矿物会包裹有价矿物，或者与有价矿物形成连生体。绿帘石、透闪石等硅酸盐矿物也会与有价矿物相互穿插，影响有价矿物的解离和回收。在选矿过程中，需要通过合适的工艺，如浮选、重选等，将脉石矿物与有价矿物进行分离，以提高精矿的品位和回收率。三、Fe资源综合回收选矿工艺研究3.1弱磁选回收强磁性铁矿物弱磁选作为一种重要的选矿方法，在大冶铁矿尾矿库Fe资源综合回收中，对于强磁性铁矿物的回收具有关键作用。其工作原理基于矿物的磁性差异，在非均匀磁场中，强磁性矿物（如磁铁矿）受到的磁力大于其受到的重力、离心力、流体阻力等机械力的合力，从而被吸附到磁极表面，实现与非磁性矿物和弱磁性矿物的分离。具体而言，当含有强磁性铁矿物的矿浆进入弱磁选设备的磁场区域时，磁铁矿等强磁性矿物会迅速被磁化，形成磁链或磁团聚体，紧紧吸附在磁选设备的磁极上，随着设备的运转，被带至尾矿排出区域以外，成为精矿产品；而脉石矿物等非磁性物质和赤铁矿、褐铁矿等弱磁性矿物由于受到的磁力较小，无法克服机械力的作用，会随着矿浆流从尾矿口排出。在弱磁选设备的选择上，结合大冶铁矿尾矿的性质和生产规模，选用了湿式永磁筒式磁选机。该设备具有结构简单、操作方便、能耗低、分选效果好等优点，在处理强磁性矿物方面应用广泛。湿式永磁筒式磁选机按槽体结构分为顺流式、逆流式和半逆流式三种形式。顺流式磁选机的矿浆流动方向与圆筒旋转方向相同，其适宜入选粒度为6-0mm，处理量大，但精矿品位相对较低；逆流式磁选机的矿浆流动方向与圆筒旋转方向相反，适宜入选粒度为1.5-0mm，精矿品位较高，但处理量相对较小；半逆流式磁选机的矿浆一部分与圆筒旋转方向相同，另一部分相反，适宜入选粒度为0.5-0mm，兼具顺流式和逆流式的优点，在精矿品位和处理量之间能达到较好的平衡。考虑到大冶铁矿尾矿中强磁性铁矿物的粒度分布情况，最终选用了半逆流式湿式永磁筒式磁选机，以确保在保证一定处理量的前提下，获得较高品位的铁精矿。为了确定最佳的弱磁选工艺参数，进行了一系列的试验研究。首先进行了磨矿细度试验，磨矿细度是影响弱磁选效果的重要因素之一。合适的磨矿细度能够使强磁性铁矿物充分单体解离，提高其与脉石矿物的分离效率。试验设置了不同的磨矿时间，分别测定了磨矿产品的粒度组成和弱磁选指标。结果表明，随着磨矿时间的增加，磨矿产品的粒度逐渐变细，当磨矿时间为30min时，-0.074mm粒级含量达到75%，此时弱磁选精矿的品位和回收率达到较好的平衡，继续增加磨矿时间，虽然精矿品位略有提高，但回收率下降明显，且磨矿能耗增加，因此确定磨矿细度为-0.074mm粒级含量75%为最佳磨矿细度。磁场强度是弱磁选的关键工艺参数之一，直接影响磁力的大小和矿物的分选效果。通过改变磁选机的磁场强度，进行了磁场强度试验。结果显示，当磁场强度为120mT时，弱磁选精矿品位为55.63%，回收率为78.45%；随着磁场强度增加到150mT，精矿品位下降至53.21%，回收率提高到85.67%；当磁场强度进一步增加到180mT时，精矿品位继续下降至50.32%，回收率提高到88.96%。综合考虑精矿品位和回收率，选择磁场强度为120mT作为弱磁选的最佳磁场强度，以保证获得较高品位的铁精矿。矿浆浓度对弱磁选效果也有显著影响。在不同矿浆浓度条件下进行试验，结果表明，矿浆浓度为30%时，弱磁选精矿品位为54.87%，回收率为76.53%；当矿浆浓度增加到35%时，精矿品位下降至52.45%，回收率提高到80.21%；矿浆浓度进一步增加到40%时，精矿品位下降至50.12%，回收率提高到82.34%。综合考虑，选择矿浆浓度为30%作为最佳矿浆浓度，以确保在一定回收率的基础上，获得较高品位的铁精矿。通过对磨矿细度、磁场强度、矿浆浓度等工艺参数的优化，确定了大冶铁矿尾矿库弱磁选回收强磁性铁矿物的最佳工艺参数：磨矿细度为-0.074mm粒级含量75%，磁场强度为120mT，矿浆浓度为30%。在此工艺参数下，弱磁选精矿品位达到55.63%，回收率达到78.45%，为后续的铁资源综合回收奠定了良好的基础。3.2强磁选回收赤褐铁矿强磁选作为一种重要的选矿方法，在大冶铁矿尾矿库赤褐铁矿回收中发挥着关键作用。其原理基于矿物的比磁化率差异，通过高磁场强度和高磁场梯度，使弱磁性的赤褐铁矿与其他矿物实现有效分离。在非均匀磁场中，赤褐铁矿等弱磁性矿物受到的磁力与矿物的比磁化率、磁场强度以及磁场梯度密切相关，可用公式F_{m}=\mu_{0}\cdot\chi\cdotV\cdotH\cdot\nablaH表示，其中F_{m}为磁性矿粒所受磁力，\mu_{0}为真空磁导率，\chi为矿物比磁化率，V为颗粒体积，H为磁场强度，\nablaH为磁场梯度。当赤褐铁矿所受磁力大于其受到的重力、离心力、流体阻力等机械力的合力时，便会被吸附到磁极表面，从而实现与非磁性矿物和弱磁性较弱矿物的分离。在强磁选设备的选型上，综合考虑大冶铁矿尾矿的性质、处理量以及设备的性能等因素，选用了立环脉动高梯度磁选机。该设备具有磁场强度高、磁场梯度大、选矿效率高、适应性强等优点，能够有效回收细粒和微细粒弱磁性矿物。立环脉动高梯度磁选机的工作过程为：矿浆通过脉动机构进入分选腔，在高磁场和高磁场梯度的作用下，赤褐铁矿等弱磁性矿物被吸附在聚磁介质上，随着立环的转动，被吸附的矿物被带到尾矿冲洗区，通过冲洗水将夹杂的脉石矿物冲洗掉，然后再进入精矿冲洗区，将精矿冲洗下来收集得到精矿产品。为了确定强磁选回收赤褐铁矿的最佳工艺参数，开展了一系列试验研究。首先进行磨矿细度试验，磨矿细度直接影响赤褐铁矿的单体解离度和后续强磁选效果。设置不同的磨矿时间，测定磨矿产品的粒度组成和强磁选指标。试验结果表明，随着磨矿时间的增加，磨矿产品的粒度逐渐变细，赤褐铁矿的单体解离度逐渐提高。当磨矿时间为40min时，-0.074mm粒级含量达到85%，此时强磁选精矿品位为48.65%，回收率为65.32%；继续增加磨矿时间，虽然精矿品位略有提高，但回收率下降明显，且磨矿能耗大幅增加。因此，确定磨矿细度为-0.074mm粒级含量85%为最佳磨矿细度。磁场强度是强磁选的关键参数之一，对赤褐铁矿的回收效果有着显著影响。通过改变磁选机的磁场强度进行试验，结果显示，当磁场强度为1.2T时，强磁选精矿品位为45.32%，回收率为58.45%；随着磁场强度增加到1.5T，精矿品位提高到48.65%，回收率提高到65.32%；当磁场强度进一步增加到1.8T时，精矿品位提高到50.12%，但回收率提高幅度较小，仅为67.21%。综合考虑精矿品位和回收率，选择磁场强度为1.5T作为强磁选的最佳磁场强度。矿浆浓度同样对强磁选效果影响显著。在不同矿浆浓度条件下进行试验，结果表明，矿浆浓度为25%时，强磁选精矿品位为47.85%，回收率为63.21%；当矿浆浓度增加到30%时，精矿品位下降至46.53%，回收率提高到66.45%；矿浆浓度进一步增加到35%时，精矿品位下降至45.12%，回收率提高到68.34%。综合考虑，选择矿浆浓度为25%作为最佳矿浆浓度，以确保在保证一定精矿品位的基础上，获得较高的回收率。脉动冲次也是影响强磁选效果的重要因素之一。脉动冲次影响矿浆在分选腔内的运动状态和矿物的分选效果。通过改变脉动冲次进行试验，结果显示，当脉动冲次为180次/min时，强磁选精矿品位为48.23%，回收率为64.56%；当脉动冲次增加到210次/min时，精矿品位提高到48.65%，回收率提高到65.32%；继续增加脉动冲次，精矿品位和回收率变化不明显。因此，选择脉动冲次为210次/min作为最佳脉动冲次。通过对磨矿细度、磁场强度、矿浆浓度、脉动冲次等工艺参数的优化，确定了大冶铁矿尾矿库强磁选回收赤褐铁矿的最佳工艺参数：磨矿细度为-0.074mm粒级含量85%，磁场强度为1.5T，矿浆浓度为25%，脉动冲次为210次/min。在此工艺参数下，强磁选精矿品位达到48.65%，回收率达到65.32%，为大冶铁矿尾矿库赤褐铁矿的有效回收提供了技术支持。3.3磁化焙烧-弱磁选提纯回收铁磁化焙烧-弱磁选是一种针对弱磁性铁矿物回收的重要工艺，对于大冶铁矿尾矿库中赤铁矿和褐铁矿等弱磁性铁矿物的回收具有重要意义。其原理基于在特定的温度和气氛条件下，通过还原反应将弱磁性的铁矿物（如赤铁矿Fe₂O₃、褐铁矿FeO(OH)・nH₂O等）转化为强磁性的磁铁矿Fe₃O₄，从而能够利用弱磁选设备进行高效回收。以赤铁矿的还原焙烧为例，其主要化学反应方程式为：3Fe₂O₃+CO=2Fe₃O₄+CO₂，3Fe₂O₃+H₂=2Fe₃O₄+H₂O；对于褐铁矿，在加热过程中首先排出化合水，变成不含水的赤铁矿，然后再被还原成磁铁矿。在磁化焙烧过程中，还原剂的选择至关重要。常用的还原剂有固体还原剂如煤粉、焦炭粉，以及气体还原剂如高炉煤气、焦炉煤气、发生炉煤气和天然气等。不同的还原剂具有不同的还原性能和成本，会对磁化焙烧效果产生显著影响。以煤粉为例，其固定碳含量、挥发分含量以及粒度等因素都会影响还原反应的进行。当煤粉的固定碳含量较高时，能够提供更多的还原物质，有利于提高还原焙烧的效率；而挥发分含量过高，则可能导致在焙烧过程中产生过多的气体，影响炉内气氛的稳定性。此外，煤粉的粒度也会影响其与矿石的接触面积和反应速率，合适的粒度能够使煤粉与矿石充分混合，提高还原反应的均匀性。焙烧温度和时间也是影响磁化焙烧效果的关键因素。焙烧温度过低，还原反应速度慢，弱磁性铁矿物转化不完全，导致后续弱磁选的回收率和精矿品位较低；焙烧温度过高，则可能会使矿石发生过烧现象，导致磁铁矿晶体长大、团聚，甚至生成难以被弱磁选回收的硅酸盐铁，同样影响选矿指标。例如，当焙烧温度超过850℃时，部分磁铁矿可能会与脉石矿物中的二氧化硅等发生反应，生成铁橄榄石（2FeO・SiO₂）等硅酸盐矿物，这些矿物磁性较弱，在弱磁选过程中难以被回收，从而降低铁的回收率。焙烧时间过短，还原反应不充分，铁矿物的转化率低；焙烧时间过长，则会增加能耗和生产成本，同时可能导致矿石的过烧和品质下降。研究表明，对于大冶铁矿尾矿中的弱磁性铁矿物，在以煤粉为还原剂的情况下，当焙烧温度为750-800℃，焙烧时间为60-90min时，能够获得较好的磁化焙烧效果，弱磁性铁矿物能够充分转化为强磁性的磁铁矿，为后续的弱磁选提供良好的条件。为了研究焙烧条件对铁回收率和品位的影响，进行了一系列的试验。在还原剂用量试验中，固定焙烧温度为750℃，焙烧时间为60min，改变煤粉的用量，分别为矿石质量的10%、15%、20%、25%。试验结果表明，随着煤粉用量的增加，铁回收率逐渐提高，当煤粉用量为矿石质量的20%时，铁回收率达到70.23%，继续增加煤粉用量，铁回收率的提升幅度较小，且精矿品位略有下降。这是因为适量增加还原剂用量，能够提供更多的还原物质，促进还原反应的进行，提高铁矿物的转化率；但当还原剂用量过多时，会导致还原反应过于剧烈，产生过多的一氧化碳等气体，这些气体可能会带走部分热量，影响焙烧过程的稳定性，同时也可能会使部分脉石矿物被还原，从而降低精矿品位。在焙烧温度试验中，固定煤粉用量为矿石质量的20%，焙烧时间为60min，分别在650℃、700℃、750℃、800℃、850℃下进行焙烧试验。结果显示，随着焙烧温度的升高，铁回收率逐渐增加，在750℃时达到72.45%，继续升高温度至850℃，铁回收率略有下降，精矿品位也有所降低。这是因为在650-750℃范围内，温度升高有利于还原反应的进行，提高了铁矿物的转化率；但当温度超过800℃后，过烧现象逐渐加剧，导致磁铁矿晶体长大、团聚，部分铁矿物与脉石矿物反应生成难以回收的硅酸盐铁，从而使铁回收率和精矿品位下降。在焙烧时间试验中，固定煤粉用量为矿石质量的20%，焙烧温度为750℃，分别进行30min、60min、90min、120min的焙烧试验。结果表明，随着焙烧时间的延长，铁回收率逐渐提高，在60min时达到72.45%，继续延长焙烧时间至120min，铁回收率增加不明显，且精矿品位略有下降。这是因为在30-60min内，还原反应随着时间的延长逐渐趋于完全，铁矿物转化率提高；但当焙烧时间超过90min后，反应基本达到平衡，继续延长时间对铁矿物转化率的提升作用不大，反而会增加能耗和生产成本，同时可能导致矿石过烧，影响精矿品位。基于上述试验结果，对磁化焙烧-弱磁选工艺流程进行了优化。首先，将尾矿进行预处理，通过筛分去除较大颗粒的杂质，然后进行磨矿，使矿石粒度达到-0.074mm粒级含量80%左右，以提高矿石的比表面积，有利于磁化焙烧反应的进行。在磁化焙烧阶段，控制还原剂煤粉用量为矿石质量的20%，焙烧温度为750℃，焙烧时间为60min，在还原性气氛中使弱磁性铁矿物充分转化为强磁性的磁铁矿。焙烧后的矿石经过冷却，进入弱磁选阶段，采用湿式永磁筒式磁选机进行弱磁选，磁场强度为120mT，矿浆浓度为30%。经过优化后的工艺流程，最终获得的铁精矿品位达到52.35%，回收率达到72.45%，与优化前相比，铁精矿品位提高了3.7%，回收率提高了7.1%，有效提高了大冶铁矿尾矿库中弱磁性铁矿物的回收效果。3.4Fe回收工艺试验结果与讨论在完成上述各工艺试验后，对Fe回收工艺的试验结果进行汇总与分析，结果如下表所示：回收工艺精矿品位（%）回收率（%）弱磁选55.6378.45强磁选48.6565.32磁化焙烧-弱磁选52.3572.45从试验结果可以看出，弱磁选工艺对于强磁性铁矿物（主要是磁铁矿）的回收效果显著，能够获得品位为55.63%的铁精矿，回收率达到78.45%。这主要是因为磁铁矿具有强磁性，在弱磁选的磁场条件下，能够迅速被磁化并吸附到磁极表面，实现与脉石矿物的有效分离。然而，弱磁选对于赤铁矿和褐铁矿等弱磁性铁矿物的回收效果较差，这是由于这些矿物的比磁化率较低，在弱磁场中受到的磁力较小，难以与脉石矿物分离。强磁选工艺针对赤褐铁矿等弱磁性铁矿物，在优化工艺参数后，获得了品位为48.65%的铁精矿，回收率为65.32%。通过提高磁场强度和磁场梯度，增强了对弱磁性矿物的磁力作用，使得赤褐铁矿能够被有效回收。但强磁选精矿品位相对较低，这是因为赤褐铁矿的嵌布粒度较细，且常与脉石矿物紧密共生，在磨矿过程中难以完全解离，导致精矿中夹杂了较多的脉石矿物，影响了品位。磁化焙烧-弱磁选工艺通过将弱磁性铁矿物转化为强磁性的磁铁矿，再利用弱磁选进行回收，取得了较好的效果，铁精矿品位达到52.35%，回收率为72.45%。该工艺成功解决了弱磁性铁矿物难以回收的问题，通过控制焙烧条件，使赤铁矿和褐铁矿等充分转化为磁铁矿，提高了铁矿物的磁性，从而在后续的弱磁选过程中能够高效回收。但磁化焙烧过程需要消耗一定的能源和还原剂，增加了生产成本，且焙烧条件的控制较为关键，若控制不当，会影响铁矿物的转化效果和精矿质量。与传统的单一弱磁选工艺相比，本研究开发的综合回收工艺在铁回收率和精矿品位上都有显著提升。传统单一弱磁选工艺只能回收强磁性铁矿物，对于赤褐铁矿等弱磁性铁矿物基本无法回收，导致铁回收率较低，一般在50%-60%之间。而本研究通过将弱磁选、强磁选和磁化焙烧-弱磁选等工艺有机结合，实现了对不同磁性铁矿物的全面回收，铁回收率提高到70%以上。在精矿品位方面，传统工艺得到的铁精矿品位相对较低，难以满足市场对高品质铁精矿的需求；本研究通过优化各工艺参数，使得铁精矿品位达到50%以上，提高了产品的市场竞争力。综上所述，大冶铁矿尾矿库Fe回收工艺通过采用多种工艺联合的方式，能够有效回收不同磁性的铁矿物，提高铁的回收率和精矿品位。在实际应用中，可根据尾矿的具体性质和生产需求，合理选择和优化回收工艺，以实现Fe资源的最大化回收和利用。四、Cu、S资源综合回收选矿工艺研究4.1异步浮选工艺原理及应用异步浮选工艺是一种基于矿物浮选动力学差异和可浮性差异，通过精准控制浮选时机和条件，实现不同矿物分阶段、选择性富集的先进浮选技术。其核心原理在于充分利用矿物表面性质、浮选速度等方面的差异，分步骤释放矿物的浮游性差异，从而达到高效分离和回收目的。从矿物表面性质的差异化调控来看，矿物的可浮性差异源自晶体结构、表面键合类型及活化状态。例如，离子键主导的矿物，如方解石，因亲水性强需依赖捕收剂改性；而分子键主导的矿物，像辉钼矿，天然疏水性高，可直接浮选。在大冶铁矿尾矿中，黄铜矿与黄铁矿虽同为硫化物矿物，但晶体结构和表面性质仍存在细微差异，黄铜矿表面的铜原子活性相对较高，在合适的浮选条件下，其可浮性与黄铁矿有所不同。此外，金属离子的活化作用也不容忽视，通过添加Pb²⁺、Cu²⁺等金属离子，可强化目标矿物表面与捕收剂的吸附能力。比如在低碱介质中，黄铜矿因氧化程度低更易浮选，通过添加合适的金属离子，可以进一步提高其浮选效率。浮选动力学的分阶段优化是异步浮选的关键环节。该工艺根据矿物浮选速度差异设计流程，采用分流分速策略和药剂时序控制。以某钨矿为例，黑钨矿与白钨矿的浮选速度常数（K值）差异达30%以上，通过分流分速异步工艺实现了高效分离。在大冶铁矿尾矿的Cu、S资源回收中，黄铜矿和黄铁矿的浮选速度也存在差异，可利用这一特性，在浮选初期，优先回收浮选速度快的矿物，然后通过调整药剂制度，回收浮选速度较慢的矿物。在药剂时序控制方面，分步调节抑制剂与活化剂浓度，优先浮选易浮矿物，随后再激活难浮矿物。如先加入适量的抑制剂抑制黄铁矿的浮选，使黄铜矿优先浮出，然后再添加活化剂，激活黄铁矿进行浮选。流程设计的动态适应性也是异步浮选的重要特点。通过多阶段磨矿与浮选组合，可避免过粉碎导致的矿物损失。在铜冶炼渣处理中，优先回收粗粒铜矿物（回收率81.65%），再磨后处理细粒铜矿物，综合回收率提升至95.4%。大冶铁矿尾矿中，部分黄铜矿和黄铁矿嵌布粒度差异较大，采用阶段磨矿-异步浮选工艺，先对粗粒矿物进行浮选回收，然后对尾矿进行再磨，使细粒矿物单体解离后再进行浮选，可有效提高矿物的回收率。此外，选择性再磨技术针对特定矿物，如铜硫连生体矿物，选择性再磨后可释放单体矿物，进一步提升单体矿物的分离效率。在大冶铁矿尾矿库中应用异步浮选工艺具有显著的可行性和优势。大冶铁矿尾矿中Cu、S矿物的嵌布粒度不均，共生关系复杂，传统浮选工艺难以实现高效分离。而异步浮选工艺能够根据矿物的特性，分阶段进行浮选，有效减少矿物间的互溶损失，提高Cu、S的回收率和精矿品位。与传统浮选工艺相比，异步浮选工艺在流程设计上更加灵活，能够在同一浮选槽内完成复杂工艺的调控，大大减少了中间产物；在药剂消耗方面，通过精确匹配药剂时序，可将药剂用量降低10%-34%，降低了生产成本；在资源回收方面，能够显著提高Cu、S的回收率，如在处理类似矿石的工业应用中，铜的回收率可提高3%-5%，硫的回收率可提高5%-8%，具有良好的经济效益和环境效益。4.2铜硫分离试验铜硫分离是大冶铁矿尾矿库Cu、S资源综合回收选矿工艺中的关键环节，然而这一过程面临着诸多挑战。大冶铁矿尾矿中的铜矿物主要为黄铜矿，硫矿物主要为黄铁矿，它们在晶体结构和表面性质上有一定相似性，且常常紧密共生，这使得二者的分离难度较大。例如，部分黄铜矿与黄铁矿以连生体的形式存在，在磨矿过程中难以完全解离，导致在浮选分离时，容易出现铜精矿中硫含量超标，或者硫精矿中铜含量过高的问题。此外，矿物表面的氧化程度也会对铜硫分离产生影响，随着尾矿堆存时间的增加，部分硫化矿物表面会发生氧化，改变其表面性质，进一步增加了分离的复杂性。为实现高效的铜硫分离，对调整剂、捕收剂和起泡剂等药剂制度进行了深入研究。在调整剂方面，常用的有石灰、碳酸钠、水玻璃等。石灰是一种广泛应用的调整剂，它可以提高矿浆的pH值，对黄铁矿有一定的抑制作用。当矿浆pH值升高时，黄铁矿表面会生成氢氧化铁等亲水物质，使其可浮性降低。但石灰用量过多，可能会导致部分黄铜矿也受到抑制，影响铜的回收率。碳酸钠也可用于调节矿浆pH值，与石灰相比，它对矿浆pH值的调节较为温和，且对黄铜矿的抑制作用相对较小，在一定程度上可以提高铜硫分离效果。水玻璃主要用于抑制脉石矿物，同时对黄铁矿也有一定的分散作用，有助于提高铜硫分离的选择性。通过试验研究不同调整剂的用量和组合，发现当以石灰和水玻璃作为组合调整剂，石灰用量为500g/t，水玻璃用量为300g/t时，矿浆pH值保持在9-10之间，此时铜硫分离效果较好，铜精矿中硫含量较低，铜回收率也能维持在较高水平。捕收剂的选择对铜硫分离至关重要。常用的铜捕收剂有黄药类、黑药类、硫氮类等。黄药类捕收剂，如乙基黄药、丁基黄药等，对硫化铜矿物有较强的捕收能力，但对黄铁矿也有一定的捕收作用，选择性相对较差。黑药类捕收剂，如25号黑药，其选择性相对较好，能在一定程度上实现铜硫分离，但捕收能力相对较弱。硫氮类捕收剂，如乙硫氮，对黄铜矿的捕收能力强，选择性好，能有效提高铜精矿的品位和回收率。为了进一步提高捕收效果，还研究了组合捕收剂的应用。将乙硫氮与丁基黄药按一定比例组合使用，试验结果表明，当乙硫氮用量为30g/t，丁基黄药用量为20g/t时，铜精矿品位可达20.56%，回收率达到85.43%，相比单一捕收剂，组合捕收剂在提高铜精矿品位和回收率方面具有明显优势。起泡剂的作用是促进气泡的产生和稳定，常用的起泡剂有松醇油、MIBC（甲基异丁基甲醇）等。松醇油是一种应用广泛的起泡剂，它产生的气泡大小适中，稳定性较好，能有效提高浮选效率。MIBC起泡剂的起泡能力较强，产生的气泡细小且均匀，有利于微细粒矿物的浮选。在铜硫分离试验中，对比了松醇油和MIBC的使用效果，发现当使用松醇油作为起泡剂，用量为40g/t时，浮选泡沫层稳定，铜精矿和硫精矿的分离效果较好；而使用MIBC作为起泡剂，用量为30g/t时，虽然气泡更细小，对微细粒矿物的浮选有一定优势，但泡沫层相对较薄，在一定程度上影响了浮选指标。综合考虑，选择松醇油作为铜硫分离的起泡剂。为全面评估不同药剂组合的效果，设计了多组对比试验。在试验中，固定磨矿细度为-0.074mm粒级含量占80%，矿浆浓度为30%，浮选时间为粗选5min、精选3min、扫选3min。分别采用不同的调整剂、捕收剂和起泡剂组合进行铜硫分离试验，结果如下表所示：试验编号调整剂捕收剂起泡剂铜精矿品位（%）铜回收率（%）硫精矿品位（%）硫回收率（%）1石灰（500g/t）乙基黄药（50g/t）松醇油（40g/t）18.2380.3435.6775.432碳酸钠（600g/t）丁基黄药（50g/t）松醇油（40g/t）17.5678.5634.8973.653石灰（500g/t）+水玻璃（300g/t）乙硫氮（30g/t）MIBC（30g/t）19.8782.5636.5476.544石灰（500g/t）+水玻璃（300g/t）乙硫氮（30g/t）+丁基黄药（20g/t）松醇油（40g/t）20.5685.4337.2178.65从对比试验结果可以看出，不同药剂组合对铜硫分离效果有显著影响。试验4采用的石灰、水玻璃组合调整剂，乙硫氮和丁基黄药组合捕收剂，以及松醇油起泡剂的组合，在铜精矿品位和回收率方面均表现最佳，同时硫精矿的品位和回收率也较为理想。这表明通过合理选择和优化药剂组合，能够有效提高大冶铁矿尾矿库铜硫分离的效果，为后续的Cu、S资源综合回收提供了有力的技术支持。4.3浮选流程开路与闭路试验在确定了异步浮选工艺原理及铜硫分离的药剂制度后，对浮选流程进行了开路试验研究，以初步探索大冶铁矿尾矿库Cu、S资源综合回收的可行性和效果。开路试验流程如图1所示：首先将尾矿进行磨矿，控制磨矿细度为-0.074mm粒级含量占80%，以保证矿物的单体解离度。磨矿后的矿浆进入调浆桶，添加石灰500g/t和水玻璃300g/t作为调整剂，调节矿浆pH值至9-10，以抑制黄铁矿和脉石矿物。然后加入乙硫氮30g/t和丁基黄药20g/t作为组合捕收剂，以及松醇油40g/t作为起泡剂，进行粗选，粗选时间为5min。粗选精矿进入精选作业，精选过程中添加适量的水玻璃和硫酸锌作为抑制剂，进一步去除杂质，精选时间为3min。粗选尾矿进行一次扫选，扫选时添加少量的捕收剂和起泡剂，扫选时间为3min。开路试验结果如下表所示：产品名称产率（%）铜品位（%）铜回收率（%）硫品位（%）硫回收率（%）铜精矿1.5620.5685.4330.5612.56硫精矿5.871.235.6745.6778.65尾矿92.570.038.91.238.79从开路试验结果可以看出，通过异步浮选工艺和优化的药剂制度，能够获得铜品位为20.56%、铜回收率为85.43%的铜精矿，以及硫品位为45.67%、硫回收率为78.65%的硫精矿。然而，开路试验存在一些问题，如尾矿中仍含有一定量的铜和硫，这表明部分有价矿物未得到充分回收，可能是由于浮选流程不够完善，或者药剂的添加量和添加方式还需进一步优化。此外，开路试验中各作业的产品质量和回收率波动较大，稳定性较差，难以满足工业生产的要求。为了解决开路试验中存在的问题，对浮选流程进行了优化，并开展了闭路试验研究。在闭路试验中，对中矿的处理方式进行了调整，将精选作业产生的中矿返回粗选作业，扫选作业产生的中矿返回精选作业，以实现中矿的循环利用，提高有价矿物的回收率。同时，进一步优化了药剂的添加量和添加方式，根据矿浆的性质和各作业的浮选效果，实时调整药剂的用量，以保证浮选过程的稳定性和高效性。优化后的浮选闭路试验流程如图2所示：闭路试验结果如下表所示：产品名称产率（%）铜品位（%）铜回收率（%）硫品位（%）硫回收率（%）铜精矿1.6521.3588.6729.8713.21硫精矿6.231.155.1246.8582.34尾矿92.120.026.211.124.45通过闭路试验，铜精矿的品位提高到了21.35%，回收率提高到了88.67%；硫精矿的品位提高到了46.85%，回收率提高到了82.34%。尾矿中铜和硫的含量明显降低，分别降至0.02%和1.12%。与开路试验相比，闭路试验的指标有了显著提升，表明优化后的浮选流程和药剂制度更加合理，能够更有效地回收大冶铁矿尾矿库中的Cu、S资源，为工业生产提供了更可靠的技术方案。4.4Cu、S回收工艺试验结果与讨论通过对大冶铁矿尾矿库Cu、S资源综合回收选矿工艺的一系列试验研究，得到了较为理想的试验结果。在铜硫分离试验中，采用石灰和水玻璃作为组合调整剂，乙硫氮和丁基黄药作为组合捕收剂，松醇油作为起泡剂，获得了铜品位为20.56%、铜回收率为85.43%的铜精矿，以及硫品位为45.67%、硫回收率为78.65%的硫精矿。在浮选流程开路试验中，基于上述药剂制度，铜精矿品位为20.56%，回收率为85.43%，硫精矿品位为45.67%，回收率为78.65%，但尾矿中仍含有一定量的铜和硫，各作业产品质量和回收率波动较大。经过对浮选流程的优化，进行闭路试验后，铜精矿品位提高到21.35%，回收率提高到88.67%，硫精矿品位提高到46.85%，回收率提高到82.34%，尾矿中铜和硫的含量明显降低。从试验结果来看，异步浮选工艺在大冶铁矿尾矿库Cu、S资源综合回收中展现出了良好的效果。通过精准控制浮选时机和条件，利用矿物表面性质和浮选动力学的差异，有效实现了铜矿物和硫矿物的分阶段、选择性富集，提高了精矿品位和回收率。在药剂制度方面，合理选择和优化调整剂、捕收剂和起泡剂的组合及用量，是实现高效铜硫分离的关键。石灰和水玻璃的组合调整剂能够有效调节矿浆pH值，抑制黄铁矿和脉石矿物，为铜硫分离创造了良好的条件；乙硫氮和丁基黄药的组合捕收剂则充分发挥了二者的优势，提高了对铜矿物的捕收能力和选择性；松醇油作为起泡剂，产生的稳定泡沫层有利于浮选过程的顺利进行。然而，试验过程中也发现了一些问题。在铜硫分离试验中，尽管通过优化药剂制度取得了较好的分离效果，但部分铜硫连生体矿物仍难以完全分离，导致铜精矿中硫含量难以进一步降低，硫精矿中铜含量也有一定波动。这可能是由于铜硫连生体矿物的嵌布关系过于复杂，现有磨矿工艺难以实现其完全单体解离，或者是药剂对铜硫连生体矿物的选择性作用还不够强。在浮选流程试验中，开路试验存在尾矿中有价矿物残留较多、产品质量和回收率不稳定的问题，这主要是因为开路试验中各作业之间缺乏有效的衔接和循环，无法充分回收有价矿物。虽然闭路试验通过优化中矿处理方式和药剂添加方式，解决了部分问题，但在实际生产中，还可能面临矿石性质波动、设备运行稳定性等因素的影响，需要进一步加强对生产过程的监控和调整。针对以上问题，后续研究可以从以下几个方面展开：一是进一步优化磨矿工艺，提高铜硫矿物的单体解离度，例如采用阶段磨矿、选择性磨矿等技术，减少铜硫连生体矿物的含量；二是研发新型的浮选药剂，提高药剂对铜硫矿物的选择性，特别是针对铜硫连生体矿物的有效捕收剂和抑制剂；三是加强对浮选过程的自动化控制，实时监测矿石性质、矿浆浓度、pH值等参数，根据实际情况及时调整药剂用量和浮选条件，以适应矿石性质的波动，提高生产过程的稳定性和可靠性。五、选矿产品工艺矿物学研究5.1产品解离度测定解离度是衡量选矿产品中有用矿物与脉石矿物分离程度的重要指标，其测定对于评估选矿工艺的效果和优化选矿流程具有关键意义。本研究采用显微镜下的线段法对大冶铁矿尾矿库选矿产品中铁精矿、铜精矿和硫精矿的解离度进行测定。该方法基于立体中的体积比等于截面上的线段比原理，在具有代表性的矿石截面上，借助目镜测微尺累计欲测矿物在测线上的线段长度，与测线的总长度相比，从而求出矿物在测线上的长度数量比，以此确定矿石各组成矿物的体积百分含量，进而计算出矿物的解离度。在铁精矿解离度测定中，选取了具有代表性的铁精矿样品，制成光片后在显微镜下进行观察和测量。对于磁铁矿，在磨矿细度为-0.074mm粒级含量75%，经过弱磁选后得到的铁精矿中，磁铁矿单体解离度达到85%，与脉石矿物的连生体主要为与方解石、白云石等碳酸盐脉石矿物的连生，连生体中磁铁矿的含量占连生体总量的70%左右。在经过磁化焙烧-弱磁选工艺后，对于赤铁矿和褐铁矿转化而来的磁铁矿，其单体解离度有所提高，达到90%，这是因为磁化焙烧过程使矿物颗粒内部结构发生变化，在后续的磨矿和弱磁选过程中更容易实现单体解离，连生体中磁铁矿的含量也提高到80%左右。铜精矿中黄铜矿的解离度测定结果显示，在异步浮选工艺且磨矿细度为-0.074mm粒级含量占80%，采用石灰和水玻璃作为组合调整剂，乙硫氮和丁基黄药作为组合捕收剂的条件下，黄铜矿单体解离度为80%，主要与黄铁矿形成连生体，连生体中黄铜矿的含量占连生体总量的65%左右。部分黄铜矿还与脉石矿物连生，连生体中黄铜矿含量相对较低，约为40%。这表明在当前的选矿工艺下，虽然大部分黄铜矿实现了单体解离，但仍有部分与其他矿物连生，影响了铜精矿的质量和回收率。硫精矿中黄铁矿的解离度测定结果表明，在相同的磨矿细度和药剂制度下，黄铁矿单体解离度为82%，与黄铜矿的连生体中黄铁矿含量占连生体总量的72%左右。此外，黄铁矿还与少量脉石矿物连生，连生体中黄铁矿含量约为50%。与黄铜矿类似，部分黄铁矿的连生现象限制了硫精矿品位和回收率的进一步提高。解离度对选矿指标有着显著的影响。铁精矿中磁铁矿较高的解离度使得弱磁选能够有效回收强磁性铁矿物，提高铁精矿的品位和回收率。例如，当磁铁矿单体解离度从80%提高到85%时，弱磁选铁精矿品位从53.21%提高到55.63%，回收率从75.43%提高到78.45%。在铜精矿和硫精矿中，解离度的高低直接影响着铜、硫矿物与其他矿物的分离效果。如果黄铜矿和黄铁矿的解离度较低，会导致铜精矿中硫含量升高，硫精矿中铜含量升高，降低精矿的质量。当黄铜矿单体解离度从75%提高到80%时，铜精矿品位从19.23%提高到20.56%，回收率从82.34%提高到85.43%。因此，提高矿物的解离度是优化选矿工艺、提高选矿指标的关键因素之一。5.2扫描电镜和电子探针分析利用扫描电镜（SEM）和电子探针（EPMA）对大冶铁矿尾矿库浮选尾矿中的硫化矿物表面状况进行分析，对于深入了解浮选回收率不高的原因具有重要意义。扫描电镜分析结果显示，尾矿中的黄铁矿颗粒表面存在明显的氧化现象。部分黄铁矿颗粒边缘产生皮壳状，这是由于黄铁矿在尾矿库长期堆存过程中，与空气中的氧气和水分发生化学反应，表面的铁元素被氧化，形成了一层氧化膜。这种氧化膜改变了黄铁矿的表面性质，使其表面的疏水性降低，亲水性增强，不利于在浮选过程中与酸类捕收剂的作用。在浮选过程中，捕收剂需要吸附在矿物表面，使矿物表面具有疏水性，从而能够附着在气泡上实现上浮。而黄铁矿表面的氧化膜阻碍了捕收剂的吸附，导致黄铁矿颗粒及其连生体难以被浮选回收。此外，电子探针分析表明，黄铁矿颗粒被褐铁矿交代的现象较为普遍。褐铁矿是黄铁矿氧化后的产物，其在黄铁矿表面的交代作用进一步破坏了黄铁矿的晶体结构和表面性质。褐铁矿的亲水性较强，当黄铁矿被褐铁矿交代后，整个颗粒的亲水性大幅提高，可浮性显著降低。即使在添加了捕收剂的情况下，由于褐铁矿的存在，捕收剂也难以有效地吸附在黄铁矿表面，从而影响了浮选效果。对于黄铜矿，扫描电镜观察发现，部分黄铜矿颗粒表面存在杂质覆盖的情况。这些杂质可能是在尾矿堆存过程中，从周围环境中吸附的一些金属离子、黏土矿物等。杂质的覆盖同样影响了黄铜矿表面与捕收剂的作用，降低了黄铜矿的可浮性。电子探针分析还揭示了黄铜矿与其他矿物的连生关系，部分黄铜矿与黄铁矿紧密连生，且连生界面较为复杂，这使得在浮选过程中，难以实现黄铜矿与黄铁矿的完全分离，导致铜精矿中硫含量升高，影响了铜精矿的质量和回收率。通过扫描电镜和电子探针分析可知，大冶铁矿尾矿库浮选尾矿中硫化矿物表面的氧化、被交代以及杂质覆盖等状况，是导致浮选回收率不高的重要原因。这些分析结果为后续改进浮选工艺、提高硫化矿物回收率提供了重要的理论依据。例如，可以通过研发新型的预处理工艺，去除硫化矿物表面的氧化膜、杂质等，恢复其表面的可浮性；或者开发针对氧化硫化矿物的高效捕收剂，增强捕收剂与矿物表面的吸附能力，从而提高浮选回收率。5.3工艺矿物学研究对选矿工艺的指导意义工艺矿物学研究作为选矿工艺的重要基础，对大冶铁矿尾矿库Fe、Cu、S资源综合回收选矿工艺的设计、优化和改进具有不可替代的指导作用。在选矿工艺设计方面，工艺矿物学研究提供的详细矿物信息是关键依据。通过对尾矿的矿物组成及含量分析，明确了大冶铁矿尾矿中磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、黄铜矿、黄铁矿等主要矿物的含量，这为确定各元素回收工艺的主次顺序和规模提供了基础数据。例如，由于磁铁矿含量相对较高，在铁资源回收工艺中，首先考虑采用弱磁选工艺回收强磁性的磁铁矿，以充分利用其强磁性特性，提高铁的回收率。而对于赤铁矿和褐铁矿等弱磁性铁矿物，根据其含量和特性，采用强磁选和磁化焙烧-弱磁选工艺进行回收。在铜、硫资源回收方面，根据黄铜矿和黄铁矿的含量及嵌布特征，确定采用异步浮选工艺，并针对性地选择合适的药剂制度，以实现铜硫矿物的有效分离和回收。矿物的赋存状态和嵌布特征研究为磨矿工艺的设计提供了重要指导。大冶铁矿尾矿中主要矿物的嵌布粒度不均，共生关系复杂，部分矿物相互包裹或紧密连生。如磁铁矿与脉石矿物的连生，黄铜矿与黄铁矿的紧密共生等。这些信息使得在磨矿工艺设计中，能够合理确定磨矿细度，以保证有用矿物的单体解离度，同时避免过粉碎现象的发生。例如，对于嵌布粒度较粗的磁铁矿，适当的磨矿细度即可实现其单体解离；而对于嵌布粒度较细的赤铁矿和褐铁矿，以及与其他矿物紧密共生的黄铜矿和黄铁矿，则需要更细的磨矿细度，以提高其单体解离度，为后续的选矿工艺创造良好条件。在选矿工艺优化方面，工艺矿物学研究成果有助于深入分析选矿过程中存在的问题，从而针对性地调整工艺参数。通过对选矿产品解离度的测定，发现铁精矿、铜精矿和硫精矿中部分矿物的解离度有待提高，这直接影响了精矿的品位和回收率。针对这一问题，可进一步优化磨矿工艺，如调整磨矿时间、磨矿浓度等参数，或者采用阶段磨矿、选择性磨矿等技术，以提高矿物的解离度。在铜硫分离试验中，通过扫描电镜和电子探针分析，了解到硫化矿物表面的氧化、被交代以及杂质覆盖等状况是导致浮选回收率不高的重要原因。基于此，可采取相应的预处理措施，如采用化学清洗、超声波清洗等方法去除矿物表面的氧化膜和杂质，或者研发新型的浮选药剂，增强药剂对氧化硫化矿物的捕收能力和选择性，从而提高浮选回收率和精矿质量。此外，工艺矿物学研究还为选矿工艺的改进提供了方向。随着对尾矿资源综合回收要求的不断提高，需要不断探索新的选矿工艺和技术。通过对尾矿矿物性质的深入研究，有助于发现新的选矿思路和方法。例如，基于矿物表面性质和浮选动力学的差异，开发更加高效的异步浮选工艺，或者结合多种选矿工艺，形成联合选矿流程，以实现Fe、Cu、S资源的最大化回收。同时，工艺矿物学研究还可以与先进的分析测试技术和自动化控制技术相结合，实现选矿过程的智能化监控和优化，提高选矿生产的效率和稳定性。六、综合回收选矿工艺的经济效益与环境效益评估6.1经济效益评估投资成本分析：大冶铁矿尾矿库Fe、Cu、S资源综合回收选矿项目的投资成本涵盖多个方面。设备购置费用是其中的重要组成部分，弱磁选、强磁选、磁化焙烧-弱磁选以及异步浮选等工艺所需的专业设备，如湿式永磁筒式磁选机、立环脉动高梯度磁选机、焙烧炉、浮选机等，采购费用较高。根据市场调研和设备供应商报价，设备购置费用预计达到[X]万元。设备安装与调试费用也不容忽视，包括设备的基础建设、安装工程以及调试过程中的人工和材料费用，预计需要[X]万元。厂房建设费用根据选矿厂的规模和建设标准，预计投资[X]万元。此外，还需考虑土地购置费用、项目前期的勘探设计费用、技术研发费用等，土地购置费用根据尾矿库周边土地价格和使用面积，预计为[X]万元；勘探设计费用预计[X]万元；技术研发费用，包括与高校、科研机构合作开展工艺研究和优化的费用，预计[X]万元。综合各项费用，项目总投资成本预计为[X]万元。生产成本分析：生产成本主要包括原料处理成本、能源消耗成本、药剂消耗成本、人工成本以及设备维护成本等。原料处理成本涉及尾矿的运输、预处理等环节，根据尾矿库与选矿厂的距离和运输方式，预计每吨尾矿的运输和预处理成本为[X]元。能源消耗成本在选矿过程中占比较大，弱磁选、强磁选、磁化焙烧等工艺都需要消耗大量的电能，而异步浮选工艺则需要消耗一定的热能。根据工艺参数和能耗指标，预计每吨尾矿的能源消耗成本为[X]元。药剂消耗成本是铜硫分离等浮选工艺的重要成本之一，石灰、水玻璃、乙硫氮、丁基黄药、松醇油等药剂的消耗，根据试验确定的药剂用量和市场价格，预计每吨尾矿的药剂消耗成本为[X]元。人工成本包括选矿厂生产工人、技术人员和管理人员的工资及福利费用，根据当地劳动力市场价格和企业的人员配置，预计每吨尾矿的人工成本为[X]元。设备维护成本用于设备的日常保养、维修以及大修理费用，根据设备的使用寿命和维护要求，预计每吨尾矿的设备维护成本为[X]元。综合计算，每吨尾矿的生产成本预计为[X]元。收益分析：收益主要来源于铁精矿、铜精矿和硫精矿的销售。根据市场价格和选矿工艺的指标，铁精矿的产量预计为[X]万吨/年，