钢铁冶炼行业对铁精矿品质有着严苛要求，铁精矿入料Fe品位越高、有害杂质含量越低，越能提升炼铁工序的冶炼效率、降低能源消耗与生产成本，同时减少冶炼过程中污染物的排放。氟作为内蒙古某磁铁精矿中典型的有害杂质元素，其危害贯穿钢铁生产全流程：一方面，在铁精矿焙烧、烧结环节，氟会与矿物中的硅、氢等元素反应，生成SiF₄、HF等气态污染物及含氟粉尘，这些物质不仅会腐蚀生产设备，还会扩散至大气中造成区域性氟污染，威胁生态环境与人体健康；另一方面，高氟原料会改变烧结矿的微观结构，导致烧结矿形成疏松多孔的薄壁形态，显著降低其强度与冶金性能，进而影响高炉布料透气性与炉况稳定性，增加炼铁过程中的能耗与故障风险。因此，结合工业生产实际需求，该类铁精矿的氟含量需严格控制在0.2%以下，方可满足钢铁冶炼的工艺要求。
针对铁精矿降氟难题，国内外学者开展了大量研究。石云良等针对白云鄂博磁选铁精矿（氟含量2.40%）开展反浮选脱氟试验，采用“1次粗选+1次精选”的简化流程，将铁精矿氟含量降至0.42%，但仍未达到工业入炉标准；从金瑶等对包钢白云鄂博铁矿原选厂磁铁矿采用“阶段磨矿—阶段弱磁选—反浮选”联合工艺，仅使浮选精矿氟含量降低0.01个百分点，最终氟含量为0.26%，仍略高于0.2%的控制阈值，且工艺复杂度较高。现有技术普遍存在降氟效率有限、指标稳定性不足或流程繁琐等问题，难以实现提质降氟的协同优化。
基于此，本文以内蒙古某磁铁精矿为研究对象，在系统开展工艺矿物学分析（明确目的矿物、脉石矿物及含氟矿物的赋存状态、连生特征与解离度）的基础上，针对白云石、石英等主要脉石矿物及萤石、黑云母等含氟矿物的分选特性，创新设计“钙活化同步浮选”与“阴阳离子分步浮选”两种差异化浮选工艺流程，通过优化磨矿参数与药剂制度，实现铁精矿品位提升与氟含量高效脱除的双重目标，为同类难选高氟磁铁矿的提质降氟提供技术支撑与工程参考。
本研究选用的磁铁精矿来自内蒙古某矿山，采用阶段磨矿—阶段选别联合工艺流程制备。该工艺流程具体包含四段弱磁选作业与一段浓缩磁选作业，通过多段磁选强化目标矿物的富集与脉石矿物的脱除，最终获得试验所需原料，详细工艺流程如图1所示。
为明确试验原料的物质组成与化学特性，对该磁铁精矿开展多元素化学分析及矿物组成鉴定，系统探究铁（Fe）及硅（Si）、铝（Al）、硫（S）、磷（P）等主要脉石矿物/有害元素的含量分布，分析结果如表1所示。
由表1可知，该磁铁精矿的TFe（全铁）品位达64.63%，铁矿物富集程度良好，满足试验原料的基础要求。杂质元素中，Ca（2.03%）、Si（0.85%）、Mg（0.55%）、S（1.11%）、F（0.46%）为主要赋存杂质，其中F含量远超钢铁冶炼要求的≤0.2%标准，是关键有害元素；S作为有害杂质，其含量也需在后续工艺中重点控制。上述杂质主要通过与磁铁矿连生或形成独立矿物（如萤石、白云石、黄铁矿等）存在，为后续“提质降氟”浮选工艺的靶向设计提供了明确依据。
为明确磁铁精矿的矿物构成及目标矿物与脉石矿物的赋存特征，对其进行了系统的矿物组成分析，结果如表2所示。由表2可知，该磁铁精矿中目的矿物以磁铁矿为主，含量高达88.63%，是铁元素的核心载体；主要脉石矿物包括白云石、石英、黑云母及萤石，含量分别为3.71%、1.77%、0.67%和0.86%，其余为黄铁矿、磁黄铁矿及少量其他矿物（合计2.78%）。其中，萤石作为含氟主要载体矿物，黑云母为次要含氟矿物，二者共同决定了磁铁精矿的氟含量水平，白云石与石英则是影响铁精矿品位提升的主要脉石矿物，上述矿物的赋存特征为后续靶向分选工艺设计提供了关键矿物学依据。
为精准明确目的元素Fe的赋存载体及有害元素F的迁移规律，对铁精矿开展了Fe、F元素物相分析，结果分别如表3、4所示。
由表3可知，Fe元素的赋存具有极强的选择性，97.18%集中分布于磁铁矿中，磁铁矿是铁回收的核心目标矿物；仅少量Fe分散于黄铁矿（0.84%）、白云石（0.69%）、磁黄铁矿（0.50%）等次要矿物中，这部分铁较难通过常规分选回收。由表4可知，F元素的赋存载体相对集中，78.73%的F赋存于萤石中，13.00%分布于黑云母中，二者合计占比达91.73%，是铁精矿中氟的主要来源；其余F仅少量赋存于金云母、氟碳铈矿、磷灰石等矿物中，对氟含量影响有限。
基于上述物相分析结果，该磁铁精矿“提质降氟”的核心方向已明确：提质需重点浮选分离白云石、石英等主要脉石矿物，减少其对铁品位的稀释；降氟则需针对性脱除萤石与黑云母两类含氟载体矿物。结合相关研究资料，碱性条件下钙离子可有效活化石英等硅酸盐矿物表面，强化油酸钠在矿物表面的吸附作用，因此可构建“钙离子活化—油酸钠同步浮选”工艺，实现脉石矿物与含氟矿物的协同脱除。此外，依据矿物表面电性差异，也可采用“分步浮选”思路：先以油酸钠为阴离子捕收剂浮选出白云石、萤石等含钙矿物，再以十二胺为阳离子捕收剂脱除石英、黑云母等硅酸盐矿物，从而达成提质与降氟的双重目标。
为了更好地实现磁铁精矿的提质降氟，对样品中磁铁矿、白云石、石英、萤石以及黑云母的连生特征和单体解离度进行分析。其连生特征和解离度分别如图2、表5所示。
由图2可知，矿物颗粒多以圆粒状、椭圆粒状及不规则集合体形式存在，矿物颗粒多为50μm左右，磁铁矿多与黑云母、萤石、白云石、石英连生，连生方式多为毗邻型、细脉型、壳层型。矿物连生体中，一部分粒度较细的磁铁矿镶嵌在脉石矿物边缘，磨矿过程中较易解离；一部分则以包裹体的形式被包裹在脉石矿物内部，与脉石紧密共生，磨矿过程中难以解离。
由表5可知，磁铁精矿中磁铁矿单体解离度为92.12%，白云石单体解离度为26.05%，黑云母单体解离度为32.02%，石英单体解离度为27.95%，萤石单体解离度为28.91%。脉石矿物的单体解离度均较低，且主要与磁铁矿连生。白云石、黑云母、石英、萤石与磁铁矿的连生度分别为64.73%、60.27%、48.39%、48.88%。综上所述，该磁铁精矿直接进行浮选，很难达到“提质降氟”的目的，需进一步磨矿增加矿物单体解离度。
矿物粒度嵌布特征直接影响浮选入料适配性与矿物解离效率，是确定最优磨矿细度的核心依据。在关注矿物单体解离度的同时，需兼顾浮选作业对矿物粒度的要求，因此需系统明确磁铁精矿整体粒度分布及主要矿物的嵌布粒度特征，为后续磨矿工艺优化提供支撑。磁铁精矿的整体粒度分布如图3所示，主要矿物的嵌布粒度分布情况如表6所示，不同粒级物料的矿物组成如表7所示。
由图3可知，磁铁精矿整体粒度较细，-74μm粒级占比达93.60%，-38μm粒级占比为59.55%，粒度分布参数为D90=70.23μm、D50=32.09μm、D10=12.26μm，表明矿物颗粒以细粒级为主，但仍存在部分粗粒连生体。
由表6可知，磁铁矿、白云石、黑云母、石英及萤石的嵌布粒度均偏细，-38μm粒级占比分别为65.83%、62.7%、64.55%、73.36%、52.53%，其中石英的细粒嵌布特征最为显著。尽管现有嵌布粒度较细，但结合前文解离度分析，脉石及含氟矿物与磁铁矿的连生体仍大量存在，因此需通过进一步磨矿处理，细化颗粒以破坏连生结构，提升目的矿物与杂质矿物的解离效率。
由表7可知，各主要矿物在不同粒级中的分布整体较为均匀，仅在-15μm微细粒级中，黑云母、石英及萤石的占比略有降低，推测可能因微细粒级中此类矿物易发生泥化或分选迁移所致，这也为后续磨矿过程中控制过粉碎现象提供了参考。
采用XMQ-Ф240×90型锥形球磨机开展磨矿试验，试验参数设定如下：钢球选用Φ30mm、Φ25mm、Φ20mm三种规格，其质量配比为3∶4∶3；矿浆质量浓度控制为50%；球磨机工作转速设置为95r/min；磨矿时间梯度设定为0、3、6、9min。不同磨矿时间下，铁精矿中各主要矿物的单体解离度数据如表8所示。
由表8可知，随着磨矿时间延长，磨矿细度逐渐提升，磁铁精矿中各主要矿物的单体解离度均呈显著上升趋势。其中，磁铁矿的单体解离度由初始92.12%提升至96.82%，增幅相对平缓；脉石矿物的解离度提升幅度更为明显，白云石单体解离度从26.05%升至84.73%，黑云母从32.02%升至71.78%，石英从27.95%升至74.39%，萤石从28.91%升至76.81%，这表明延长磨矿时间对促进脉石矿物的单体解离具有更为突出的作用。
为考察磨矿细度对浮选指标的影响，采用XFD型浮选机开展验证试验。固定试验条件：矿浆质量浓度40%、浮选温度24℃、设备转速2000r/min；药剂添加顺序为氢氧化钠→可溶性淀粉→油酸钠，相邻药剂加入间隔2min，充气刮泡2~3min后收集铁精矿产品。
试验采用固定药剂制度（氢氧化钠用量0.375kg/t、油酸钠用量0.5kg/t、可溶性淀粉用量1kg/t），改变磨矿细度，系统考察其对Fe、F品位及回收率的影响，试验结果如图4所示。
由图4可知，磨矿细度对浮选指标具有显著调控作用，随着磨矿细度的增加，Fe品位呈现先升高后降低的趋势，从67.71%升高至69.78%后降低至69.4%；Fe回收率逐渐降低，从88.12%降低至75.33%；F品位呈现先降低后稳定，从0.18%降低至0.08%左右后保持稳定；F回收率呈现先降低后升高的趋势，从35.4%降低至13.61%后升高至15.68%。当-38μm粒级含量为71.57%时，Fe和F的回收率分别为87.92%和27.66%，Fe和F的品位分别为68.4%和0.14%。结合矿物的单体解离度的分析，磨矿后磁铁矿与脉石矿物的连生体含量显著下降，有助于提高铁精矿的品位。但浮选入料颗粒太细时，会因为微细粒颗粒太多，导致浮选夹杂现象比较明显，铁精矿产率显著下降，Fe回收率降低。综合考虑，磨矿细度为-38μm粒级占比71.57%时铁精矿浮选效果最佳。
钙活化同步浮选试验采用XFD型浮选机，固定试验条件：矿浆质量浓度40%、浮选温度24℃、设备转速2000r/min；药剂添加顺序为氢氧化钠→氧化钙→可溶性淀粉→油酸钠，相邻药剂加入间隔2min，充气刮泡2~3min后收集铁精矿产品，试验流程如图5所示。试验所用原矿为前文确定的最佳磨矿细度产物，其中-38μm粒级含量为71.57%。
为明确氢氧化钠用量对钙活化同步浮选效果的影响，固定可溶性淀粉用量1kg/t、油酸钠用量0.5kg/t及其他试验条件不变的前提下，进行氢氧化钠用量单因素变量试验，结果如图6所示。
由图6可知，随着氢氧化钠用量增加，Fe品位呈持续降低趋势，从68.9%逐步降至67.5%；Fe回收率表现为先升后降，从80.49%升至峰值87.92%后回落至84.90%；F品位与F回收率则均呈持续升高态势，分别从0.10%、17.06%升至0.21%、40.06%。综合考虑磁铁精矿提质（Fe品位与回收率）和降氟（F品位与回收率）双重目标，确定氢氧化钠的最佳用量为0.375kg/t，此时对应浮选指标最优：Fe品位68.4%、回收率87.92%，F品位0.14%、回收率27.66%。
为考察可溶性淀粉用量对钙活化同步浮选效果的影响，固定氢氧化钠用量0.375kg/t、油酸钠用量0.5kg/t及其他试验条件不变的情况下，开展可溶性淀粉用量单因素变量试验，结果如图7所示。
由图7可知，随着可溶性淀粉用量的增加，Fe品位呈先升后降趋势，从68.3%升至峰值68.64%后回落至67.52%；Fe回收率呈持续升高态势，由82.54%逐步提升至92.91%；F品位与F回收率均稳步上升，分别从0.13%、24.14%升至0.19%、30.14%。兼顾磁铁精矿Fe品位提升、回收率保障及F杂质脱除效果，确定可溶性淀粉的最佳用量为1.25kg/t，此时浮选指标最优：Fe品位68.64%、回收率88.82%，F品位0.15%、回收率29.83%。
为明确油酸钠用量对钙活化同步浮选效果的影响，固定氢氧化钠用量0.375kg/t、可溶性淀粉用量1.25kg/t及其他试验条件不变的前提下，开展油酸钠用量单因素变量试验，结果如图8所示。
由图8可知，随着油酸钠用量增加，Fe品位呈持续升高趋势，从67.82%逐步提升至69.16%；Fe回收率则呈持续降低态势，由95.90%降至80.35%；F品位与F回收率均稳步下降，分别从0.16%、34.77%降至0.11%、19.64%。综合考虑铁精矿提质（Fe品位）、回收效率（Fe回收率）及降氟效果（F品位与回收率），确定油酸钠的最佳用量为0.3kg/t，此时对应浮选指标为：Fe品位67.82%、回收率95.90%，F品位0.16%、回收率34.77%。
为考察氧化钙用量对钙活化同步浮选效果的影响，固定氢氧化钠用量0.375kg/t、可溶性淀粉用量1.25kg/t、油酸钠用量0.5kg/t及其他试验条件不变的前提下，开展氧化钙用量单因素变量试验，结果如图9所示。
由图9可知，随氧化钙用量增加，Fe品位呈先升后稳趋势，从67.82%提升至68.86%后保持基本稳定；Fe回收率始终维持在95.00%~96.04%区间内波动，整体回收效率稳定；F品位表现为先降后稳，从0.16%降至0.11%后不再变化；F回收率同样呈先降后稳特征，从34.77%降至23.32%后保持稳定。综合考虑铁精矿Fe品位提升、回收率稳定性及F杂质脱除效果，确定氧化钙的最佳用量为0.2kg/t，此时对应最优浮选指标：Fe品位68.86%、回收率95.00%，F品位0.11%、回收率23.32%。
对同步浮选精矿进行矿物组成和解离度分析，分析结果如表9、10所示。
由表9可知，精矿中磁铁矿含量为94.88%，白云石、石英、黑云母与萤石的含量依次为0.57%、0.53%、0.41%和0.15%。与原矿相比，精矿中磁铁矿的相对含量显著提升，白云石、石英、萤石等脉石矿物的相对含量大幅降低，仅黑云母的相对含量降幅较小。
由表10可知，同步浮选工艺所得精矿中，磁铁矿、白云石、黑云母、石英、萤石的单体解离度分别为95.21%、8.36%、22.23%、11.47%和4.74%。其中，磁铁矿的单体解离度处于较高水平，其余脉石矿物的单体解离度均偏低。浮选过程中，大部分单体解离的磁铁矿得以富集于精矿中；白云石与萤石的单体矿物经浮选可实现高效分离；而黑云母与石英因受钙离子活化作用，其浮选分离效果弱于白云石与萤石。
阴阳离子分步浮选试验采用XFD型浮选机，固定试验条件：矿浆质量浓度40%、浮选温度24℃、设备转速2000r/min；药剂添加顺序为氢氧化钠→可溶性淀粉→油酸钠，相邻药剂加入间隔2min，充气刮泡2~3min；然后加入药剂硫酸→十二胺，相邻药剂加入间隔2min，充气刮泡2~3min，收集两次刮泡产品得到铁精矿，试验流程如图10所示。试验所用原矿为前文确定的最佳磨矿细度产物，其中-38μm粒级含量为71.57%。
固定氢氧化钠用量0.375kg/t、可溶性淀粉用量1.25kg/t、油酸钠用量0.3kg/t，考察十二胺用量对浮选指标的影响，试验结果如图11所示。
由图11可知，随着十二胺用量的增加，铁精矿中Fe品位呈逐步上升趋势，由67.97%提升至69.24%；Fe回收率则呈持续下降趋势，由95.28%降至89.25%。与此同时，精矿中F品位与F回收率均随十二胺用量的增加而降低，其中F品位由0.15%降至0.10%，F回收率由32.31%降至19.81%。
综合考虑Fe富集效果与F脱除效率，确定十二胺的合适用量为0.1kg/t，该条件下铁精矿的Fe品位、Fe回收率分别为69.24%、89.25%，F品位、F回收率分别为0.10%、19.81%。
为进一步考察硫酸用量对浮选指标的影响，开展单因素变量试验，结果如图12所示。由图12可知，随着硫酸用量增加，磁铁精矿中Fe品位呈先升高后降低的变化趋势，由初始的69.24%升至峰值69.34%，随后回落至68.92%；Fe回收率的变化趋势与之一致，从89.25%升高至93.22%后降至74.29%。精矿中F品位呈现先稳定后升高的特征，前期稳定在0.10%左右，后期上升至0.13%；F回收率则呈先降低后升高的趋势，由19.81%降至18.80%后回升至21.54%。综合考虑Fe的富集效率与F的脱除效果，确定硫酸的合适用量为0.25kg/t，此时磁铁精矿的Fe品位、Fe回收率分别为69.34%、93.22%，F品位、F回收率分别为0.09%、18.80%。
为明确分步浮选精矿的矿物学特征，对其开展矿物组成及单体解离度检测，结果如表11、12所示。
由表11可知，在十二胺用量0.1kg/t、硫酸用量0.25kg/t的最优条件下，分步浮选精矿中磁铁矿含量为95.72%，白云石、石英、黑云母、萤石含量分别为0.66%、0.01%、0.17%、0.13%。相较于原矿，精矿中磁铁矿的相对含量显著提升，白云石、石英、黑云母、萤石等脉石矿物的相对占比均大幅降低；与同步浮选精矿相比，分步浮选精矿中黑云母、石英、萤石等含氟、含硅脉石矿物的含量进一步下降。
由表12可知，分步浮选精矿中磁铁矿、白云石、黑云母、石英、萤石的单体解离度分别为94.44%、14.96%、7.27%、11.63%、4.38%。
其中，磁铁矿的单体解离度处于较高水平，其余脉石矿物的单体解离度均偏低。浮选过程中，大部分单体解离的磁铁矿得以富集于精矿中；黑云母与萤石的单体颗粒经浮选实现高效分离；白云石与石英较难通过反浮选脱除，其分离效果劣于黑云母与萤石。与同步浮选工艺相比，分步浮选更利于矿样中黑云母的脱除，且降氟效果更为显著。
两种浮选工艺的药剂单耗及成本核算结果如下：钙活化同步浮选工艺中，氢氧化钠、可溶性淀粉、油酸钠、氧化钙的药剂吨耗依次为0.375、1.25、0.5、0.2kg/t，对应药剂成本分别为1.425、8.50、1.74、0.076元/t，药剂总成本为11.741元/t；阴阳离子分步浮选工艺中，氢氧化钠、可溶性淀粉、油酸钠、十二胺、硫酸的药剂吨耗依次为0.375、1.25、0.3、0.1、0.25kg/t，对应药剂成本分别为1.425、8.5、1.044、1.0、0.13元/t，药剂总成本为12.099元/t。两种工艺所得铁精矿的干基含税售价参照当地市场标准核算（Fe品位区间为67%~69%，品位每提升1个百分点，售价增加25元/t；F含量<0.1%时，售价增加50元/t）：钙活化同步浮选精矿售价约为1025元/t，阴阳离子分步浮选精矿售价约为1087.5元/t。经核算，阴阳离子分步浮选工艺相较于钙活化同步浮选工艺，每吨原矿可实现额外利润62.858元。
1）工艺矿物学分析结果表明，铁精矿产品中的目的矿物以磁铁矿为主，脉石矿物则主要包括白云石、石英、黑云母及萤石。其中，磁铁矿单体解离度处于较高水平，而脉石矿物多与磁铁矿形成连生体，单体解离度相对偏低。磨矿处理可显著降低磁铁矿与脉石矿物连生体的占比，进而有利于铁精矿品位的提升；但当浮选入料磨矿细度偏高、微细粒级颗粒占比过大时，易引发浮选夹杂现象，造成铁精矿产率与铁回收率的显著下降。综合上述因素，在常规浮选设备条件下，确定该铁精矿的最佳磨矿细度为-38μm粒级占比71.57%。
2）钙活化同步浮选试验结果显示，钙离子可在一定程度上活化石英等含硅脉石矿物，强化油酸钠在矿物表面的吸附作用，从而显著降低精矿中石英、萤石等脉石矿物的含量，实现铁品位与回收率的同步提升，在此工艺条件下可获得铁品位68.86%、铁回收率95.00%、氟品位0.11%、氟回收率23.32%的铁精矿产品。阴阳离子分步浮选试验结果表明，采用“阴离子捕收剂油酸钠优先浮选含钙矿物—阳离子捕收剂十二胺浮选含硅矿物”的分步浮选工艺，亦可有效提升铁精矿的品位与回收率，最终可获得铁品位69.34%、铁回收率93.22%、氟品位0.09%、氟回收率18.80%的铁精矿产品。对比两种工艺可知，阴阳离子分步浮选工艺的经济效益更优，且所得铁精矿氟含量低于0.1%，可有效解决铁精矿氟含量偏高的技术难题；而钙活化同步浮选工艺则具有
