预富集技术研究进展*

王泽雷

(昆明理工大学 国土资源工程学院，云南 昆明 650093)

0 引言

矿产资源是工业基础材料的主要来源，是经济社会发展的重要物质保证。国内矿产资源经过多年的高强度开采，高品位易选矿石储量日益减少，低品位难选矿石入选比例不断上升，导致选矿成本上升、企业经济效益下降[1]。除低品位矿石外，我国金属矿山每年约产生30亿t废石，废石累计堆存量超过600亿t，这些废石中混有大量处于边界品位的矿石[2]。目前，随着全球实体经济的持续复苏，大宗矿产品价格大幅上涨，矿山企业利润增幅扩大，原先“无价值”的低贫矿石及废石资源开始呈现出了较大的经济价值[3]。基于此，采用预富集技术提高低贫矿石及堆存废石的品位，使其具有回收价值，从而减少矿产资源的损失，降低矿产资源进口量，实现低贫矿石及堆存废石的资源化利用[4]。本文从光电选、重选、磁选、浮选、化学选以及联合工艺等方面介绍了预富集技术在选矿领域的应用。

1 预富集技术概述

预富集技术主要是根据矿石矿物与脉石矿物在某种特性上的差异，利用光电选、重选、磁选、浮选及化学选等工艺提高矿石品位，预先抛弃部分脉石矿物，从而为后续分选作业创造有利条件，以期提高最终精矿品质。近年来，预富集技术已成为提升企业经济效益的重要手段，在选矿领域获得了广泛应用，其优点主要有：可使原先“无价值”的低贫矿石及堆存废石变为可利用的资源，并有效降低矿石开采边界品位，扩大工业储量，延长矿山寿命；同时可减少后续磨选矿量，达到节能降耗的目的，且抛弃的大颗粒脉石矿物可用作井下充填材料和建筑材料，减少对环境的污染。针对低品位矿石难以选别和废石大量堆存的问题，发展光电选、重选、磁选、浮选、化学选及联合工艺预富集技术可以提高资源的综合利用率，实现“变废为宝”。

2 预富集技术在选矿中的应用

2.1 光电选预富集

光电选是利用矿物之间光学特性的差异，依靠探测装置测出矿石中的有用矿物，并通过执行机构将有用矿物与脉石矿物分离的选矿方法。目前，色选、X射线(XRT)分选等光电选技术较为成熟，可用于多种有色金属矿及非金属矿的预选。

色选主要是通过使用不同波长的光照射矿石，根据矿物之间反射率的差异实现目的矿物与脉石矿物的选别。研究表明，只要两种矿物的反射率差大于5%～10%，就可以通过色选分离。目前，国内外研制的色选设备大都配有高分辨率传感器，可以识别非常细小的杂质。浙江省遂昌县湖山萤石矿引入了履带式色选机对-50+10 mm粒级块状矿石进行了分选，所得色选精矿CaF2品位约为80%，达到了萤石块矿四级品标准，可直接对外销售；所得色选尾矿CaF2品位约为50%，与-10 mm粒级矿石合并后通过浮选工艺回收，显著增加了企业的经济效益[5]。国外某红土型低品位锰矿利用锰矿物和褐铁矿的颜色差异(锰矿物呈灰黑色、褐铁矿呈暗红色)，采用两段光电色选工艺流程对-25+8 mm粒级块矿进行了选别，获得了锰品位为34.82%、铁品位为10.26%、锰回收率为85.43%的锰精矿，达到了锰精矿产品销售质量标准[6]。色选设备对于具有颜色差异矿石的分选具有明显优势，但其单机处理量较小，对于不同类型矿石的适应性较差。

XRT分选是利用矿石受到X射线照射后所激发的特征X射线分选矿物的方法，大多用于有色金属矿石的预选。沙特某磷矿选矿厂使用COM Tertiary XRT B2400型光电选矿机预选磷矿石，抛尾率约为45%，预富集精矿P2O5回收率为95.89%[7]。广东凡口铅锌矿使用XRT智能拣选机进行了半工业试验，获得了良好的分选指标：15～40 mm粒级块状矿石抛尾率为28.00%，铅和锌综合损失率为0.32%，抛弃尾矿中铅、锌的品位合计约为0.27%，得到了铅和锌综合品位为32.04%、综合回收率为99.68%的预富集精矿；40～90 mm粒级块状矿石抛尾率为45.83%，铅和锌综合损失率为1.73%，抛弃尾矿中铅、锌的合计品位低于0.60%，得到了铅和锌综合品位为28.43%、综合回收率为98.27%的预富集精矿[8]。内蒙古某低品位铅锌矿采用HPY-XRT-1400型光电选矿机对-60+10 mm粒级矿石进行了抛尾预富集，获得了铅品位为1.35%、铅回收率为95.84%与锌品位为1.89%、锌回收率为94.15%的预选精矿，减少了后续选矿作业处理量，有效降低了生产成本[9]。XRT光电分选设备结构简单，易于实现生产的连续化、自动化，适用于多种类型矿石的预选，但其价格较为昂贵，且主要局限于粗粒级块状矿石的预选。

2.2 重选预富集

重选是根据矿物密度不同而分离矿物的选矿方法，设备结构简单，且节能环保。低贫矿石及堆存废石通过溜槽、跳汰机、重介质选矿机、摇床、离心选矿机及悬振锥面选矿机等重选设备预选，可以脱除原矿中的粗粒脉石或围岩，使有用矿物初步富集。

溜槽选矿是利用沿斜面流动的脉动水流使不同密度矿物相互分离的过程，设备结构简单，无需动力，占地面积小，处理能力大，适用于粗粒级矿物的预富集[10]。澳洲某海滨砂矿采用MULTOTEC螺旋溜槽对粗粒级矿石进行了预选，抛尾率达91.70%，精矿TiO2品位为24.04%、TiO2回收率为88.18%[11]。LIU等[12]采用螺旋溜槽对某石煤钒矿进行了抛尾富集，抛尾率为26.7%，获得了V2O5品位为1.02%、V2O5回收率为89.6%的钒精矿，显著降低了后续提钒的酸耗。溜槽重选设备对于粗粒级矿物的预选效果较为显著，但设备高差较大，生产过程中存在给矿不便的问题，且所得预富集精矿品位偏低。

跳汰选矿是利用周期性垂直变速介质流使矿粒群反复松散、密集并按密度分层的重选过程，设备节能高效、便于维修，对于粗粒级浸染矿石选别效率较高。江西某白钨矿利用GM-2-66型跳汰机对-2 mm粒级矿石进行了预选，合计抛尾率为59.68%，获得了WO3品位为0.447%、WO3回收率为91.37%的预富集精矿，为后续浮选作业创造了有利条件[13]。跳汰设备处理能力大、选别粒径范围广，但其在使用过程中需要消耗大量的水，在部分缺水地区难以达到理想的分选效果。

重介质选矿是一种在相对密度大于1 g/cm3的液体或悬浮液中使矿物分离的选矿方法，设备分选密度调节范围宽、适应性强。某白钨矿采用重介质旋流器对0.5～15 mm粒级矿石进行了预选，抛尾率为43.56%，获得了WO3品位为0.55%、WO3回收率为89.46%的预富集精矿，WO3金属损失率仅为5%[14]。重介质选矿在生产过程中易实现自动化，但存在选矿设备磨损严重及维修量大等缺点。

摇床选矿是利用机械摇动和水流冲洗联合作用使矿物按密度分离的过程，适用于细粒矿物的预选。某低品位锡矿采用摇床对-0.074 mm粒级矿石进行了预选，得到了Sn品位为3.0%、Sn回收率为72.37%的预富集精矿，抛出的尾矿中锡损失率仅为15.89%，为后续锡精矿的回收提供了有利条件[15]。摇床选矿通过一次选别就可获得合格精矿和废弃尾矿，且耗电量较小，但是占地面积大、耗水量大、单位面积床面的处理能力小。

离心选矿是利用离心力场分离矿物的选矿方法。某低品位含金多金属矿采用KC-MD3型尼尔森离心选矿机对-0.6+0.038 mm粒级矿石进行了预选，获得了金品位为251.30 g/t、金回收率为53.70%的金精矿，预先回收了大部分颗粒金，减少了金在浮选作业中的损失[16]。离心选矿机占地面积小、自动化程度高，适用于微细粒级矿石的预选，但其生产过程为间歇操作，在设备大型化和连续化方面还有较大的提升空间。

悬振锥面选矿机是依托拜格诺剪切松散理论和斜面流膜选矿原理研制而成的新型重选设备，能实现微细粒矿物(-0.038+0.018 mm)的高效选别。河南某地细粒金红石矿采用悬振锥面选矿机预选，抛尾率高于76%，获得了TiO2品位为9.13%、TiO2回收率为80.96%的预富集金红石精矿[17]。悬振锥面选矿机能耗低、使用寿命长，但处理量相对较小，预富集精矿回收率稍低。

总体来看，重选预富集技术能够适应粗、中粒级及部分细粒级矿物的分选，设备投资相对较少，操作维护简单，且不会对环境产生污染。但重选设备大多占地面积及用水量较大，且通过重选获得的预富集精矿的品位和回收率相对较低，因此在提升重选选别效率及产品品质、优化设备结构等方面需进行更深入的研究。

2.3 磁选预富集

磁选是在不均匀磁场中利用矿物之间的磁性差异而使矿物分离的过程[18-19]，具有选别过程简单、生产成本低、环境污染小等优点。复合力场磁选机、高梯度磁选机与超导磁选机的应用强化了矿石分离效果，提高了分选效率，但磁选预富集技术仅适用于含有磁性差异矿物的矿石。

磁选设备按作业方式分为干式和湿式两类。

干式磁选机用于分选大块粗颗粒强磁性矿石，最常见的干式磁选预富集设备是磁滑轮，具有投资低、效率高的优点。郭月琴等[20]采用磁滑轮对破碎至-12 mm的陕西某铁矿石进行了预选，抛尾率约为23%，磁性铁损失率仅为4.42%，使矿石入选品位提高了2%，为后续磨选作业提供了有利条件。李林[21]采用磁滑轮对破碎至-20 mm的攀枝花低品位钒钛磁铁矿石进行了抛尾富集，抛尾率为25.60%，所得预富集产品对接阶段磨矿、阶段选别的选矿工艺流程，最终得到了TFe品位为54.14%、TFe回收率为40.56%的合格铁精矿。干式磁选机构造简单、运行成本低，但在使用过程中会产生大量粉尘，且技术经济指标较差，仅适用于部分矿产资源丰富、干旱严重的地区。

湿式磁选机主要用于脱出磁性矿物中的细粒级矿石及矿泥。陕西大西沟选矿厂采用湿式磁选机对破碎至-10 mm的磁铁矿石进行了预选，抛尾率为39.33%，获得了MFe(磁化铁)品位为24.08%、MFe回收率为98.38%的预富集磁铁精矿，使磁铁矿石入选品位提高了9.23个百分点，有效降低了后续选矿能耗及成本[22]。孙盛等[23]对白云鄂博含铁围岩进行了粗碎、中碎、细碎分段干抛，然后通过高压辊磨和湿式磁选预选，发现综合抛尾率为83.28%，获得了TFe品位为28.32%、MFe品位为16.19%、TFe回收率为42.02%、MFe回收率为72.77%的预富集精矿，相比原矿，TFe品位提高了17.05%，为下阶段铁精矿的回收奠定了基础。湿式磁选机运行成本低、节能环保、进出料方便，但其工艺比较复杂，必须依托水为介质进行选别。

随着新型磁性材料及技术的应用，磁选设备主要向复合力场及高梯度方向发展，以强化矿石分离效果，提高分选效率。复合力场磁选、高梯度磁选和超导磁选等磁选技术的应用为弱磁性细颗粒矿物的预富集提供了有效的处理方法。

复合力场磁选设备以磁力为主，辅以其他力场对矿物进行分选，具有分选效率高、作业流程短等优点。NLCT系列外磁筒式磁选机及ZCLA 选矿机利用磁力、重力、旋转离心力的协同作用实现磁性矿物的富集，在工业上已有较多应用[24]。梅山铁矿采用NLCT1230外磁筒式磁选机代替筒式磁选机进行预选，取得了良好的预富集效果，获得了TFe品位为52.48%、TFe回收率为64.46%的精矿，显著提高了有价铁矿物的金属回收率[25]。王建平[26]采用ZCLA选矿机对破碎至-3 mm的攀枝花钒钛磁铁矿进行了预选，抛尾率约为13%，获得了TFe品位为32.41%、TiO2品位为11.78%、TFe回收率为95.56%、TiO2回收率为94.47%的预富集精矿，有效提高了磁铁矿石入选品位，大幅降低了后续磨选处理量。复合力场磁选机对弱磁性矿物的选别效果较好，但其结构相对复杂，造价高。

高梯度磁选机是通过聚磁介质产生的高梯度磁场获得较强磁力，以达到回收弱磁性矿物的目的，是选别微细粒弱磁性矿物的主要设备。云南某钛砂矿采用SLon脉动高梯度磁选机对-5.0 mm粒级矿石进行了抛尾富集，抛尾率高达48.46%，获得了富集比2.02、TiO2损失率仅为7.12%的钛粗精矿，所得预富集产品对接重选工艺流程，获得了TiO2品位为48.05%、TiO2回收率为59.05%的钛精矿[27]。脉动高梯度磁选机分选粒度范围宽、性能稳定、处理量大，对细粒级弱磁性矿物的分选效果显著，但其能耗高、结构复杂、设备造价相对较高。

超导磁选机是用超导体绕制磁系线圈的强磁场磁选机，具有磁场强度高、无污染、运行成本低等优点。攀西某钒钛磁铁矿采用超导磁选机进行了预选，发现抛尾率高达59.15%，得到了回收率90.27%的钛铁矿精矿，为后续浮选作业奠定了基础[28]。超导磁选机提高了磁场强度和梯度，大幅提高了分选效率，但在使用过程中会使磁性颗粒沉积在介质上，因此需对介质进行脱磁清洗，在操作上存在诸多不便。

总体来看，磁选预富集技术经过多年的发展，已趋于成熟，但存在设备能耗高、结构复杂、造价高、处理量小等缺点，因此在提高分选精度、增大处理能力、简化设备结构、降低能耗等方面需进行更深入的研究。

2.4 浮选预富集

浮选是根据矿物颗粒表面物理化学性质差异从矿浆中借助气泡浮力实现矿物分选的选矿方法。除常规的浮选富集技术外，泡沫中分选(SIF)法 、流化床浮选法、水力浮选机、闪速浮选机等粗粒浮选工艺及设备的应用，进一步助推了浮选预富集技术的发展。

谢海云等[29]针对云南思茅地区铜锌多金属硫化矿的特点，采用混合浮选工艺进行了抛尾预富集，抛尾率约为60%，获得了Cu品位为2.63%、Cu回收率为96.79，Zn品位为5.27%、Zn回收率为96.65%，Pb品位为0.70%、Pb回收率为94.61%的预富集精矿，提高了有价金属的入选品位，为后续铜、锌、硫矿物的再磨再选创造了有利条件。王雅静等[30]对某难选金红石矿进行了浮选抛尾预富集，抛尾率为72.27%，获得了TiO2品位为15.16%、TiO2回收率为89.26%的精矿，再通过重选、再磨酸浸、浮选等, 最终获得了TiO2品位为90.28%、TiO2回收率为47.37%的金红石精矿。WANG等[31]通过脱泥—浮选流程对某低品位石煤矿进行了钒的预富集，获得了V2O5品位为1.88%、V2O5回收率为76.58%的钒精矿, 同时抛除了72.51%的尾矿，较好地实现了提高酸浸给矿V2O5品位、降低生产成本的目标。

SIF法是一种在泡沫层直接回收有用矿物的分选方法，可以大幅提高常规浮选的粒级上限，实现对-4 mm粒级矿物的回收。列皮伦等[32]使用半工业型 SIF试验设备对方解石进行了粗粒级浮选试验，结果表明，对粗粒级(特别是0.1～0.5 mm粒级)用1段 SIF 作业可以获得回收率为 90% 以上的合格方解石精矿。

水力浮选机是美国ERIEZ公司设计研发的粗粒浮选设备，在传统的流化床技术基础上引入上升水流，通过复合力场使粗颗粒悬浮，然后进行分选。水力浮选的主要作用是富集有用矿物及其连生体，抛除脉石矿物[33-34]。云南某铅锌硫化矿引入水力浮选机对分级之后的粗粒级矿石进行了抛尾预富集，抛尾率达29.84%，预富集产品再磨后与细粒级矿混合，再采用浮选工艺回收，最终获得了Pb品位为66.31%、Pb回收率为85.59%的铅精矿，以及Zn品位为59.05%、Zn回收率为94.70%的锌精矿[35]。

闪速浮选机是一种在高浓度矿浆中快速浮选粗粒矿物的浮选设备，通过叶轮转动及空压作用形成矿化气泡达到矿物浮选的目的[36]。由于闪速浮选的浮选时间很短，使得大颗粒脉石矿物没有足够的时间上浮，从而可以获得合格的精矿产品。武钢大冶铁矿采用闪速浮选机对硫精矿进行了再选, 获得的精矿中金品位为5.12 g/t，取得了良好的选别效果。闪速浮选有利于提高有用矿物的总回收率，但存在分选效率低、适应性不强的缺点。

总体来看，浮选预富集技术适应性强、分选效率高、应用范围广，粗粒浮选工艺和设备的研究显著提高了矿石分选的粒级上限；但其在应用过程中会使用各类药剂，易造成环境污染且运行成本高、影响因素多、工艺复杂。随着浮选技术水平的日益提高，浮选设备在自动化、大型化和节能降耗等方面还有较大的提升空间。

2.5 化学选矿预富集

化学选矿是基于矿物组分化学性质差异利用化学方法改变矿物组成与结构，然后再采用相应手段使有用矿物富集的方法。化学选矿包括化学浸出和化学分离两个主要过程，低贫矿石及堆存废石通过化学选矿法处理，可获得较好的预富集效果。

目前矿石浸出主要有两种形式：渗滤浸出(包括地浸、堆浸和槽浸)和搅拌浸出(包括充气搅拌、机械搅拌)。按照浸出剂的不同，浸出工艺可以分为氨浸、酸浸和微生物浸出。HAN等[37]针对常规氨浸试剂对于高结合率氧化铜矿浸出率低的情况，研究了添加NH4HF2配合氨水和氯化铵对低品位、复杂氧化铜矿浸出的影响，发现在最佳工艺条件下铜浸出率可达89.39%。旷戈等[38]采用直接加压酸浸工艺对紫金矿业选铜尾矿中的明矾石进行了处理，发现在适宜的工艺条件下，钾、铝的浸出率分别达到了95.73%、98.54%，且浸渣主要成分为SiO2，可用作建筑材料。董颖博等[39]采用微生物浸出法对湖北某石煤提钒尾渣中的有价金属铜和钒进行了综合回收，试验以氧化亚铁硫杆菌作为浸矿菌种，在浸出尾渣10 d后，钒和铜的浸出率分别达到83.4%和87.8%。浸出法对复杂难选矿石的富集效果较好，但存在药剂用量大、生产成本高、腐蚀性强等缺点，难以实现工业化生产。

焙烧也属于化学选矿的一种方式，主要是在适宜的气氛和低于矿物原料熔点的温度条件下，使矿物原料中有用矿物发生物理和化学变化的工艺过程。张松等[40]采用加碱焙烧-盐酸除杂工艺对贵州织金某红土型难选锐钛矿进行了预选，在最佳工艺条件下获得了TiO2品位为28.89%、TiO2回收率为 86.75%的锐钛矿精矿，较好地实现了钛的预富集。朱军等[41]采用加硫酸钡焙烧-酸浸工艺对河南某黏土钒矿进行了预选，试验结果表明，适宜温度的焙烧能有效破坏矿物晶体结构使低价钒转化为高价钒，在最佳工艺条件下，钒浸出率最高达79.16%。满剑奇等[42]将碳酸钠、碳酸钾作为混合助剂，采用高温焙烧—盐酸浸出工艺从山西某高铝(富镓)粉煤灰中富集镓，在适宜的工艺条件下，镓浸出率达93.43%，富集效果较好。焙烧法的主要缺点是温度难以控制，生产率较低。

总体来看，化学选矿预富集技术可以处理各种贫、细、杂矿石，对原料的适应性强，有利于矿产资源的综合利用，但是需要消耗大量的化学试剂，生产成本较高，且产生的废水、废渣处理难度大，需要进一步从节能、降耗、减污等方面加强研究。

2.6 联合工艺预富集

为进一步减少矿产资源损失、降低矿石进口量、实现低贫矿石及堆存废石的资源化利用，需将光电选、重选、磁选、浮选、化学选等预富集技术相互结合，充分发挥各自的优势，增强富集效果。

洪永华等[43]采用光电选—重选联合预选工艺对云南都龙矿区某含矿废石资源进行了综合回收，其中：20～120 mm粒级块状矿石通过光电选矿设备抛尾富集；-5+0.2 mm粒级物料采用LTC-6109-8T跳汰机选别；-0.2 mm粒级物料脱泥后采用QL900×450螺旋溜槽分选；最终矿石中的铜、铅、锡等金属元素富集效果显著，实现了废石资源的经济回收及高效利用。

宋嘉等[44]针对镜铁山弱磁性难选铁矿石的特点，研究开发了一种磁选—光电选联合预选工艺：对-15 mm粒级矿石进行磁化焙烧后采用全密封螺旋干式磁选机进行分选；对15～50 mm和50～100 mm粒级矿石利用不同型号的X射线智能分选设备进行抛尾富集；最终获得了铁品位为37 .76%、铁回收率为98%的铁精矿，减少了16.88%的入选矿量，提高了矿石入选品位，为后续分选作业提供了有利条件。

张巍[45]对西南某稀土尾矿进行了多种选矿方法预富集对比试验，其中磁选—浮选联合工艺对稀土矿物的富集效果最好，抛尾率达66.77%，获得了REO品位为11.04%、REO回收率为97.55%的稀土精矿和产率为20.62%的氟钡精矿，为后续的稀土选别和萤石、重晶石的综合回收奠定了基础。

黄开伟等[46]采用光电选—磁选联合工艺对镜铁山弱磁性铁矿石进行了抛尾富集，对15～45 mm粒级矿样先通过XNDT-104型智能分选机预选，预选精矿分级后再进行1粗1扫强磁干抛，总抛尾率为24.12%，TFe损失率为11.95%，最终获得了TFe品位为27.84%、TFe回收率为88.05%的预富集精矿，使入选矿石TFe品位提高了3.85%。

刘鑫等[47]采用超极限螺旋溜槽为重选设备对湖北某云母型含钒石煤矿进行了重浮联合预富集，抛除了约30%的尾矿，最终获得了V2O5品位为1.01%、V2O5回收率达87.60%的钒精矿，显著降低了后续酸浸作业矿量。

刘明霞等[48]采用化学选—磁选联合工艺对广西某地拜耳法赤泥中的有价金属铁进行了综合回收，在最佳工艺条件下，获得了TFe品位为60.35%、TFe回收率为76.31%的铁精矿，其综合产率和回收率分别为48.93%和60.83%。

总体来看，对于复杂难选的低品位矿产资源，采用单一的预富集技术往往不能达到较好的富集效果，而联合工艺预富集可以取长补短、充分发挥各种技术的优势，进一步提高分选效率、增强富集效果，且采用联合工艺可适应各种类型矿石的富集需求。相较单一预富集技术，联合工艺预富集技术更具开发和应用潜力，势必会在选矿领域得到更为广泛的应用。

3 结语

a.针对低品位矿石难以选别和废石大量堆存的问题，发展预富集技术可以提高入选矿石品位、改善环境状况、提高资源的综合利用率。

b.不同的预富集技术有各自的优缺点，对于各种类型低贫矿石及堆存废石需根据其物理、化学性质差异采用相应的预富集技术提高其入选品位，再利用选矿手段综合回收。

c.部分复杂难选低品位矿石及堆存废石资源采用单一预富集技术往往不能获得满意的技术经济指标，而联合工艺预选可以取长补短、充分发挥各种预富集技术的优势，进一步增强富集效果。长远来看，联合工艺预富集技术将是解决低贫矿石和废石资源综合利用的重要技术手段。